Разработка Лебединского месторождения железных руд Курской магнитной аномалии методом экскаваторного отвалообразования на отвалах скальной вскрыши

Содержание

Введение

.            Геологическая часть

1.1    Краткая физико-географическая характеристика месторождения

1.2        Общие сведения о месторождении

1.3    Геологическое строение докембрия (нижний структурный ярус)

.3.1   Стратиграфия рудно-кристаллического комплекса докембрия

1.3.2     Тектоническая структура месторождения

.3.3       Вещественный состав железистых кварцитов

.3.4       Запасы железистых кварцитов

.4          Осадочные породы (верхний структурный ярус)

.5          Гидрогеология

.            Горно-техническая часть

.1          Общая характеристика месторождения

.2          Расчет параметров карьера

2.3    Система вскрытия, производительность и срок службы карьера

2.4        Вскрытие месторождении

.5          Подготовка горных пород к выемке

.6          Система разработки месторождении

.7          Буровзрывные работы

.8          Вскрышные работы

.9          Добычные работы

.10        Перегрузочные склады

.11        Железнодорожный транспорт

.11.1     Расчет полезной массы поезда

2.11.2         Расчет подвижного состава железнодорожного транспорта

2.12      Автомобильный транспорт

.13        Отвалообразование

.14        Рекультивация

.15        Водоотлив

.15.1     Характеристика трубопровода

.            Специальная часть

3.1    Совершенствование экскаваторного отвалообразования на отвале скальной вскрыши

3.2        Расчет экономического эффекта

.2.1       Расчет затрат на электроэнергию

3.2.2 Расчет капитальных затрат и величины амортизационных отчислений на оборудование отвала скальной вскрыши

4.          Горно-электрическая часть

.1          Выбор схемы электроснабжения

4.2        Род тока и величина напряжения

4.3        Расчет освещения

.4          Расчет электрических нагрузок

.5          Выбор мощности и количества трансформаторов ГПП

.6          Устройство и расчет ЛЭП, питающей ГПП

4.7    Расчет типа трансформатора для потребителей карьера напряжением до 1000 В

.8      Устройство и расчет ЛЭП для питания КРП-1, КРП-2, КРП-3

.9      Устройство и расчет ЛЭП для питания трансформаторов 6/0,4кВ

.10    Устройство и расчет ЛЭП для питания экскаваторов и буровых станков

4.11      Расчет защитного заземления

4.12  ТБ при техническом обслуживании и эксплуатации карьерных электроустановок

5.          Безопасность и экологичность проектных решений

5.1    Анализ опасных и вредных факторов горного производства

.1.1   Опасные и вредные факторы горного производства, воздействующие на персонал проектируемого предприятия

.1.2   Места действия опасных и вредных факторов горного производства

.2      Мероприятия по безопасности и по улучшению условий труда

.2.1   Меры безопасности при проведении буровых работ

.2.2   Меры безопасности при проведении взрывных работ

.2.3   Обеспечение электробезопасности (ГОСТ 12.8.019.79)

5.2.4     Производственное освещение

.2.5       Защита от пыли, шума, вибрации

.2.6       Санитарно-бытовые помещения

.2.7       Административно-бытовые помещения

.2.8       Производственно-бытовые помещения

.2.9       Питьевое водоснабжение

.2.10     Медицинская помощь

.2.11     Средства индивидуальной защиты

.2.12     Радиационная безопасность

5.2.13         Ответственность за нарушение правил безопасности

5.3        Предотвращение и ликвидация аварий

.3.1       План ликвидации аварий

.3.2       Противопожарные мероприятия

.3.3       Связь и сигнализация

.3.4       Осушение карьера

.4          Охрана окружающей среды

.4.1       Охрана атмосферы

.4.1.1    Организованные и неорганизованные выбросы

.4.1.2    Выбросы газов

5.4.2 Охрана и рациональное использование водных ресурсов

5.4.2.1  Питьевая вода

5.4.2.2  Техническая и технологическая вода

.4.2.3    Сточная вода

5.4.3 Охрана и рациональное использование земельных ресурсов

.4.4   Охрана и рациональное использование минеральных ресурсов

5.4.5     Утилизация и складирование отходов

5.4.6     Правила охраны недр

5.4.6.1        Охрана окружающей среды при пользовании недрами

.4.6.2 Ликвидация и консервация объектов, связанных с пользованием недрами

.4.6.3 Ответственность за несоблюдение законодательства Российской Федерации и контроль, за не выполнением требований настоящих правил

5.5        Расчётная часть

.5.1       Радиус сейсмической зоны

5.5.2 Расчёт пылеподавления на производственных автодорогах

6.          Экономико-организационная часть

.1          Организация труда

6.2    Расчет затрат на проведение горно-капитальных выработок и величины амортизационных отчислений

.3      Расчет капитальных затрат на промышленные здания и сооружения

.4      Расчет капитальных затрат на электромеханическое оборудование и монтаж

.5      Расчет материальных затрат на производство горных работ

6.6        Определение затрат по статье «Электроэнергия»

.7          Определение затрат по статье «Заработная плата»

.8          Режим работы предприятия

6.9    Расчет фонда оплаты труда руководителей, специалистов и служащих

6.10      Сводная смета затрат по труду и заработной плате

.11        Производительность труда

6.12  Определение затрат по статье «Текущий ремонт и содержание основных средств»

6.13      Расчет налога на добычу полезного ископаемого

.14        Калькуляция себестоимости вскрыши

.15        Калькуляция себестоимости добычи

6.16  Сводная смета капитальных затрат на строительство горного предприятия

6.17      Технико-экономические показатели проекта

Заключение

Список использованной литературы

 

Введение

Россию по праву называют мировой кладовой полезных ископаемых. Подтверждением сказанного является, в частности, Лебединский горно-обогатительный комбинат (ГОК). Открытый карьер этого гигантского сооружения по своим размерам и запасам сырья занесен в Книгу рекордов Гиннеса.

Разработка Лебединского месторождения железных руд Курской магнитной аномалии началась в 1957 году. Сегодня открытым способом добывают железистые кварциты с содержанием железа не более 30%. Размеры открытого карьера достигают 5 км в длину, 3 км в ширину, а глубина находится на отметке около 400 м.

Производственная мощность комбината по добыче железной руды составляет 45,5 млн. т. в год, по производству концентрата - 18,5 млн. т. в год, по производству окатышей - 8,9 млн. т. в год.

Лебединский ГОК производит и отгружает пять видов железорудной продукции: железорудный концентрат с массовой долей железа 67,5% - 68,7%; дообогащённый концентрат с массовой долей железа 70%; железорудные окатыши с массовой долей железа до 66 %; высококачественный концентрат с массовой долей железа до 71,9 % и металлизированные брикеты с содержанием железа 92-95%.

Освоение и эксплуатация Лебединского месторождения будет осуществляться в течение нескольких десятилетий, поэтапная их реконструкция и техническое перевооружение должны обеспечить прогресс экологии. Выбираемая техника и технология горных работ должны обеспечивать планируемые показатели.

Одним из важнейших факторов является выбор и обоснование выемочно-погрузочного оборудования, которое определяет технологические показатели, структуру комплексной механизации, проблемы экологии и ресурсоснабжения.

Цель данного дипломного проекта - совершенствование экскаваторного отвалообразования на отвалах скальной вскрыши, выявление экономического эффекта от внедрения технического предложения замены погрузочно-выгрузочного оборудования при сохранении качественных показателей процесса отвалообразования.

1. Геологическая часть

.1 Краткая физико-географическая характеристика месторождения

Лебединское месторождение железистых кварцитов является крупнейшим месторождением Курской магнитной аномалии и расположено в пределах южного склона Среднерусской возвышенности (см. графическую часть, лист 1). Месторождение приурочено к долине реки Осколец - притоку реки Оскол в верхнем течении. Административно - это Губкинский район Белгородской области.

В социально-экономическом отношении район месторождения характеризуется хорошо развитым сельским хозяйством горно-металлургической промышленностью с высокой плотностью населения (117 человек на 1 кв. км).

Климат района умеренно-континентальный. Среднегодовая температура воздуха за последние годы составляет +6°. Продолжительность положительных температур воздуха составляет порядка 150-1470 дней в году. Относительная влажность воздуха колеблется от 60-70% - летом. До 80-90% - зимой. Годовое количество осадков составляет 550-600 мм. Глубина промерзания почвы - 0,6 - 1,3 м. Характерным климатическим фактором для района является повышенная ветровая деятельность. Преобладают ветры юго-западных (летом) и северо-восточных (зимой) направлений со среднегодовой скоростью 4-5 м/сек.

Рельеф района равнинный, изрезанный долинами рек и густой сетью оврагов и балок. Водоразделы плоские платообразные с абсолютными отметками местности над уровнем моря 220-250 м. Долины рек широкие, углубленные до 100 м. Абсолютные отметки их на урезах водотоков составляют 120-140 м. Овражно-балочная сеть составляет 12-14% всей территории. Общий уклон поверхности имеет преимущественно южное направление. Для высокопродуктивных пахотных сельскохозяйственных угодий составляет 64%, а лесов менее 7% от общей площади земельного отвода разработки месторождения.

.2 Общие сведения о месторождении

Лебединское железорудное месторождение находится в центральной части Северо-Восточной полосы Курских магнитных аномалий, что, по современным представлениям, соответствует центральной части Орловско-Осколькой металлогенической зоны [1]. Лебединское месторождение, как и другие месторождения КМА, имеет двухъярусное строение.

Нижний структурный ярус представляет собой древний (докембрийский) кристаллический фундамент, образованный осадочно-метаморфизованными и магматическими породами архея и протерозоя сложноскладчатого строения.

Верхний структурный ярус образован более молодыми осадочными породами палеозоя и мезокайнозоя, почти горизонтально залегающими на размытой поверхности докембрийского кристаллического фундамента. По составу осадочная толща сложена глинами, песками, мелом, мергелем. Породы осадочного чехла обводнены.

Железные руды месторождения находятся в пределах нижнего структурного яруса на глубине от 52 до 144 м., в среднем на глубине 86,6 м. [1].

По содержанию железа и кремнезема (SiO2) железные руды делятся на два генетических типа: бедные и богатые. К бедным относятся руды с содержанием Feобщ менее 45% и SiO2 более 45%. Эти руды требуют обогащения. Представлены они железистыми кварцитами и их окисленными разностями. Содержание железа в них колеблется от 25 до 40%, в окисленных - до 45%. Железистые кварциты по происхождению являются хемогенно-осадочно-метаморфизованными образованиями; по времени образования относятся к нижнему протерозою.

К богатым железным рудам относятся руды с содержанием Feобщ больше 45% и SiO2 менее 25%. Эта группа объединяет остаточные богатые железные руды древней коры выветривания железистых кварцитов и их переотложенные продукты (осадочные железные руды). Богатые железные руды представляют собой верхнюю зону выветривания железистых кварцитов с содержанием железа общего до 60-69%

Они образовались в результате латеритного выветривания железистых кварцитов в досреднедевонское время (Оскольский рудный район КМА). Рудообразующие процессы заключались в выщелачивании кварца, разложении силикатов, алюмосиликатов, переходе закисных форм железа в окисные; минералы железа, претерпев окисление, остались на месте. Поэтому богатые руды называются остаточными. Произошло природное обогащение железом верхней части крутозалегающих толщ железистых кварцитов. Богатые железные руды на Лебединском месторождении отработаны, в связи с чем в дипломной работе не рассматриваются.

В профиле коры выветривания железистых кварцитов кроме богатых железных руд (верхняя зона) выделяются еще промежуточные зоны полуокисленных и окисленных железистых кварцитов.

Полуокисленные кварциты мартито-магнетитового состава отрабатываются и обогащаются вместе с неокисленными (не затронуты выветриванием) железистыми кварцитами.

Окисленные железистые кварциты имеют преимущественно мартитовый состав с реликтами магнетита. Мартит не обладает магнитными свойствами; до сих пор эффективный способ их обогащения не разработан. Окисленные кварциты извлекаются попутно при добычи неокисленных руд и складируются в специальные отвалы.

1.3 Геологическое строение докембрия (нижний структурный ярус)

1.3.1 Стратиграфия рудно-кристаллического комплекса докембрия

Докембрий в пределах Лебединского месторождения представлен породами михайловской серии верхнего архея курской серии нижнего протерозоя. На рис. 1.1 приводятся геологическая карта и геологический разрез Лебединского месторождения.

Архейские образования присутствуют в бортах месторождения на Южном (в западной части) и Юго-Восточном участках. Представлены они александровской и лебединской свитами михайловской серии. Александровская свита развита в юго-западной части месторождения в виде амфиболитов и амфиболовых сланцев. Лебединская свита развита наиболее широко. В нижней части разреза она сложена кварц-слюдяными, мусковитовыми сланцами, в верхней части - метаморфизованными кварцевыми порфирами, кварц-слюдяными сланцами и туфосланцами. Мощность лебединской свиты до 300 м.

Рудовмещающей является курская серия нижнего протерозоя в составе нижней (стойленской) и верхней (коробковской) железорудной свит.

Стойленская свита имеет на месторождении повсеместное распространение. Она расчленяется на две подсвиты: нижнюю (песчаниковую) и верхнюю (сланцевую). Песчаниковая подсвита сложена кварцитопесчаниками с прослоями и линзами метагравелитов и метаконгломератов (до 3м). Мощность подсвиты достигает 250-550 м. Сланцевая подсвита сложена кварцево-слюдистыми сланцами мощностью от 5- до 100 м.

Коробковская свита сложена двумя подсвитами железистых кварцитов и двумя сланцевыми подсвитами, снизу вверх: нижняя железорудная подсвита, нижняя сланцевая подсвита, верхняя железорудная подсвита и верхняя сланцевая подсвита. Общая мощность коробковской свиты составляет около 600 м.; на долю железистых кварцитов приходится 330 м. Верхняя железорудная подсвита является основной продуктивной толщей на Центральном и Южном участках, в пределах которых она слагает ядерные части синклинальных структур. Мощность её изменяется от 160 до 255 м., в среднем составляя 225 м. Границы рудных залежей с вмещающими породами проходят через зону слаборудных и безрудных кварцитов мощностью от 1 до 12 м.

Нижняя и верхняя сланцевые подсвиты сложены кварц-биотитовыми сланцами, нередко с графитом, иногда с пиритом, пирротином и турмалином.

1.3.2
Тектоническая структура месторождения

Лебединское месторождение железистых кварцитов в тектоническом отношении приурочено к южному замыканию Тим-Ястребовского синклинория и представляет собой синклинальную зону сложноскладчатого строения. В этой синклинальной зоне выделяются складки третьего порядка: Южно-Лебединская, Юго-Восточная, Стойло-Лебединская синклинали, разделенные Юго-Восточной и Центральной антиклиналями (рис. 1.2). Тектонические структуры третьего порядка смяты в большое количество складок четвертого и более высоких порядков. Оси всех складок погружаются в северо-западном направлении под углом 20-60 градусов. Антиклинали и синклинали имеют крутое падение крыльев - 80-90о. С синклинальными структурами связаны основные концентрации железистых кварцитов. В сводовых частях антиклиналей преобладают кварцитопесчаники стойленской свиты и кварцевые порфиры лебединской свиты верхнего архея. Синклинальная структура замыкается на глубине около - 1300 м.

Для массива железистых кварцитов характерна естественная блочность, обусловленная развитием нескольких взаимно пересекающихся систем тектонических трещин, сопряженных со складчатостью. Складчатая структура месторождения в целом усложнена многочисленными разрывными тектоническими нарушениями.

В пределах месторождения распространены разновозрастные дайковые породы (маломощные магматические тела). Более древние из них имеют доломито-биотитовый состав; образуют в рудной толще субпослойные тела мощностью от 0,5 м. до 5 м., изредка до 10 м. и более. Формировались они в начальный период нижнепротерозойского тектономагматизма, в связи с чем участвуют в складчатости с вмещающими железистыми кварцитами. По составу относятся к измененным доломитизированным ультрабазитам.

Относительно более молодые дайки диорит-порфиритов мощностью до 5 м., иногда более, являются и послойными, и секущими по отношению к слоистости руд. Генетически они связаны со Стойло-Николаевским интрузивным массивом, срезающим северный борт Стойленского месторождения.

Дайковые породы разубоживают руды так как при добычи они попадают в рудную массу.

Рис. 1.2 Структурный план Лебединского месторождения

1.3.3 Вещественный состав железистых кварцитов

Внутреннее строение рудного массива имеет ярко выраженный слоистый характер: в разрезе наблюдается перемежаемость пластов магнетитовых, железнослюдко-магнетитовых, куммингтонито-магнетитовых и биотито-магнетитовых кварцитов.

Для железистых кварцитов любого состава характерны тонкозернистое строение (десятые и сотые доли мм) и слоистые текстуры, обусловленные чередованием рудных, нерудных и смешанных слоев субпараллельной ориентировки. По ширине слойков выделяются тонко (менее 2мм.)-, средне (2-5 мм.)-, широко (5-20 мм.)-, грубо (более 20 мм.)- и разнополосчатые текстуры. Часто слоистость осложняется плойчатостью, иногда наблюдается будинирование кварцевых и магнетитовых слойков.

Магнетитовые кварциты составляют на месторождении около 50% продуктивной толщи. Главными минералами в них является магнетит (до 45%) и кварц (около 33%). В небольших количества (менее 10%) присутствуют щелочные амфиболы, доломит, эгирин, актинолит и тальк. Акцессорные минералы и в магнетитовых, и во всех других разновидностях железистых кварцитов, представлены апатитом, пиритом и пирротином.

Магнетитовые кварциты являются относительно более крупнозернистыми. Магнетит образует как отдельные зерна размером 0,03-0,05 мм., так и крупнозернисто-вкрапленные агрегаты до 0,2 мм. и сплошные рудные слойки. Степень агрегации магнетита достигает 60-80%. В магнетитовых кварцитах около 50% составляет класс с крупностью зерен магнетита 0,1-0,2 мм. и 11% мелкие зерна (0,03-0,05 мм.).

Железнослюдко-магнетитовые кварциты присутствуют в основном в верхней железорудной подсвите, составляя около 12% рудной толщи. Они слагают пласты и линзы мощностью до 50-70 м., часто переслаиваясь с магнетитовыми кварцитами. В железнослюдко-магнетитовых кварцитах слойки кварца нередко содержат включения тончайших чешуек гематита, придающих кварцитам характерную краснополосчатость. Из рудных минералов в них преобладают магнетит (36%); содержание гематита (железной слюдки) составляет 10-15%. Основной нерудный минерал - кварц (34%); второстепенные - амфиболы актинолит-тремолитового ряда, щелочные амфиболы, доломит, эгирин, тальк. Железнослюдко-магнетитовые кварциты являются более тонкополосчатыми и более мелкозернистыми; зерна магнетита крупностью 0,1-0,2 мм. составляют 23%.

Куммингтонито-магнетитовые кварциты развиты преимущественно в нижней железорудной подсвите и в нижнем и среднем горизонтах верхней подсвиты. Доля их в продуктивной толще около 23%. Рудный минерал представлен только магнетитом (34%), нерудные минералы - кварц (в среднем 32%), куммингтонит (13%), биотит + зеленая слюда (4%), карбонаты представлены анкеритом (6%); иногда присутствуют щелочные амфиболы, развивающиеся по куммингтониту. Размер зерен магнетита от 0,01 до 0,05 мм, реже до 0,1 мм.

Биотито-магнетитовые кварциты слагают верхний рудный горизонт верхней подсвиты и спорадически отмечаются в других частях разреза железорудных подсвит, составляя в целом около 15% продуктивной толщи. В этих кварцитах биотит преобладает над куммингтонитом. Характеризуется наименьшим содержанием магнетита (около 29%), наибольшим кварца (35%); биотит + зеленая слюда присутствуют в среднем на уровне 13%, куммингтонит - около 9%; из второстепенных минералов развиты анкерит, щелочные амфиболы, иногда актинолит. Биотито-магнетитовые кварциты наиболее тонкозернисты. Размер зерен магнетита от тысячных долей до 0,05 мм.; внутри них отмечается нерудная вкрапленность. Преобладающий размер агрегатов 0,05-0,08 мм.

В табл. 1.1 приводится химический состав основных минералогических разновидностей железистых кварцитов. Рудные кварциты Лебединского месторождения является в регионе КМА лучшими по качеству (содержанию железа), относятся к легко- и весьма легкообогатимым. Вредные компоненты содержатся в незначительном количестве. Это сера входящая в состав пирита и пирротина, и фосфор, связанный с апатитом.

В рудной толще, преимущественно в приконтактной зоне со сланцами, имеются еще магнетито-силикатные малорудные кварциты с среднем содержанием железа магнетитового около 12%.

В карьере отрабатываются кварциты с содержанием железа магнетитового от 12% до 34% (это соответствует содержанию магнетита от 16,5% до 46.9%). После усреднения в карьере они отгружаются на обогатительные фабрики ЛГОКа. В 2006 г. в добытых железистых кварцитах (усредненной руде) содержание железа общего составляет 33.2%, железа магнетитового - 26,5%. По содержанию серы установлены ограничения - не более 0,3%.

Железистые кварциты Лебединского месторождения обладают физическими свойствами, характерными для всего Оскольского рудного района; объемная масса при естественной влажности составляет в среднем 3,4 т/м3, пористость 3,52%. Коэффициент крепости неокисленных железистых кварцитов по шкале М. М. Протодъяконова колеблется от 8 до 18. Наибольшей крепостью обладают куммингтонито-магнетитовые кварциты, наименьшей - магнетитовые кварциты

Таблица 1.1

Химический состав железистых кварцитов Лебединского месторождения, в вес. % [1]

Химические компоненты			Гематито-магнетитовые кварциты	Магнетитовые кварциты		Куммингтонито-магнетитовые кварциты			Биотито-магнетитовые кварциты
Feобщ			37,48	36,92		33,62			28,96
Feмагн			26,33	31,08		24,63			20,76
FeО			12,99	17,48		18,37			17,56
Fe2О3		38,80		34,53		28,12			22,19
SiO2		39,91		41,50		41,58			46,84
AL2O3	0,66				0,94		0,98	2,35
TiO2	0,09				0,11		0,12	0,18
MnO	0,08				0,07		0,06	-
Na2O	0,42				0,48		0,87	0,56
K2O	0,17				0,25		0,29	0,71
CaO	1,57				1,85		1,93	1,66
MgO	2,19				2,64		3,64	3,18
P	0,085				0,103		0,095	0,101
S	0,040				0,078		0,218	0,194
ППП	1,81				2,26		2,75	2,52

1.3.4 Запасы железистых кварцитов

Генеральный пересчет запасов железистых кварцитов Лебединского месторождения выполнен в 1984 г. по единым кондициям, разработанным институтом «Центрогипроруда» и утвержден ГКЗ СССР [1].

Бортовое и минимальное промышленное содержание железа, в % в неокисленных кварцитах Feмагн 12. Минимальная мощность рудного тела, м. 3. Максимальная мощность прослоев пустых пород и слаборудных кварцитов, включаемых в подсчет запасов, м. 10. Балансовые запасы выше горизонта - 250 м. утверждены ГКЗ СССР по состоянию на 01.01.84 г. (табл. 1.2.).

Таблица 1.2

Характеристика запасов неокисленных и полуокисленных железистых кварцитов в проектном контуре Лебединского месторождения [1]

Показатели	Категория запасов				Всего, млн.т.
	В	С	В+С1	С2
Запасы руд, млн.т.	918,9	1423,5	2342,4	165,6	2503
Среднее содержание железа, %
общего	34,05	33,97	34,00	34,02
магнетитового	27,58	26,69	27,05	26,63

Посчитанные запасы железистых кварцитов, расположенные ниже проектного контура карьера между горизонтами - 250 м…..-500 м.: по категории С1 - 171,5 млн.т., по категории С2 - 1772,3 млн.т., всего 1943,8 млн.т.

Всего запасов железистых кварцитов до гор. - 500 м. 4446,8 млн.т.

1.4 Осадочные породы (верхний структурный ярус)

Осадочная толща представлена образованиями девонской, юрской, меловой, третичной и четвертичной систем.

Девонская система представлена средним и верхним отделами. Средний отдел (живетский ярус) сложен глинами, песками с прослоями песчаников, известняков и алевролитов, иногда с линзами карбонатизированных делювиально-аллювиальных конгломерато-брекчиевидных (переотложенных) желехных руд. Верхний отдел девона (франский и фаменский ярусы) представлены глинами, песками, песчаниками, алевритами и алевролитами. Отложения девона распространены в пониженных участках докембрийского рельефа. Образования юры (песчанистые глины) и мела (песок и белый писчий мел) имеют повсеместное распространение на месторождении. На мелах туронского и коньякского ярусов залегают мергели сантона. Можность отложений меловой системы составляет 30-50 м.

Отложения палеогена (глины, пески) третичной системы развиты на водоразделах; неогеновые аллювиально-делювиальные песчаные отложения залегают на склонах долины р. Осколец; в кварстовых воронках среди меловых отложений отмечаются пески и глины.

Четвертичные отложения представлены покровными суглинками водоразделов и склонов долин, аллювиальными отложениями надпойменных террас, пойм, днищ балок и оврагов.

Породы осадочной толщи используются как полезные ископаемые. Четвертичные глины разрабатываются для производства кирпича, палеогеновые зеленые глины используются как сырье для получения глинистых растворов при бурении. Мел является сырьем для извести и цемента; залежи песков используются как стройматериалы. В районе месторождения действуют известковый и цементный заводы, завод силикатного кирпича и блоков.

1.5 Гидрогеология

Гидрогеологические условия месторождения сложные. На месторождении распространены два мощных водоносных горизонта осадочного чехла, а так же протерозой-архейский водоносный комплекс.

Турон-маастрихтский водоносный горизонт залегает на глубине 5-40 м., имеет мощность до 15 м. и представлен трещиноватыми мелами. Дебит скважин 1-17 л/с.

Альб-сеноманский горизонт приурочен к пескам, выдержанным по фильтрационным свойствам и мощности (около 30 м.) по всему району. Дебиты скважин от 2,5 до 28 л/с.

Основной водоприток в карьер формируется за счет этих двух горизонтов и составляет 155-170 тыс. м3 /сут.

Глубина развития обводненной зоны трещиноватости протерозой-архейского рудно-кристаллического комплекса достигает 150 м. при мощности до 80 м. Дебиты скважин низкие - 0,2-2,7 л/с.

Воды всех горизонтов пригодны для хозяйственно-питьевого использования при условии фторирования.

Эксплуатация месторождения ведется при предварительном водопонижении и осушении пород рыхлой вскрыши и рудно-кристаллического массива. Осушение осуществляется дренажным комплексом, состоящим из внешнего (подземного) и внутреннего дренажа. Вся дренируемая вода собирается в водосборники шахт № 1 и № 4 и выдается на поверхность земли. На действующие водозаборы района осушение месторождения существенного влияния не оказывает.

1.6   
Инженерная геология

Изучение и оценка инженерно-геологических характеристик горных пород Лебединского месторождения выполнялось рядом научно-исследовательских институтов. При этом были детально изучены породы осадочной толщи, вмещающие породы и железные руды. В инженерно-геологическом отношении месторождение очень сложное. Здесь залегают разнообразные комплексы обводненных пород, различающиеся по литологическим и минеральному составу, а также по физико-механическим свойствам.

Четвертичные отложения на месторождении представлены делювиальными суглинками и глинами. Физико-механические свойства их характеризуются следующими показателями. Пористость колеблется от 38,5 до 42,5%, объемный вес от 1,89 до 1,91 г/см3, естественная влажность от 12 до 34%. Сцепление суглинков составляет 0,53 кгс/см2, а коэффициент трения 0,3. Мощность их колеблется от 2 до 25 м.

Турон-сантонский карбонатный комплекс представлен в основном белым писчим мелом туронского коньякского ярусов, на котором залегают мергеля сантона. Мощность отложений составляет 30-50 м. Объемный вес трещиноватого мела колеблется в пределах 1,57-2,03 г/см3, пористость изменяется от 40 до 56%, влажность мела составляет от 18,21 до 37,15%. Обладая высокой пористостью, мел практически несжимаем. Величина сцепления разрушенного мела при влажности 25% составляет 0,4 кгс/см2, коэффициент внутреннего трения равен 0,75. Для мергелей помимо большого содержания глинистой фракции характерно повышенное количество равномерно распространенных включений фосфоритной гальки. Величина сцепления мергелей колеблется от 0,3 до 1,24 кгс/см2. Коэффициент внутреннего трения составляет 0,3-0,8.

Альб-сеноманский песчаный комплекс распространен на месторождении повсеместно. Мощность данного комплекса выдержана и составляет 25-30 м. По гранулометрическому составу это мелкозернистые пески с размером фракций 0,25-0,05 мм. Удельный вес колеблется в пределах 2,63-2,69 г/см3, пористость составляет в среднем 40%. Коэффициент внутреннего трения колеблется от 0.7 до 0.8, сцепление равно 0.1 кгс/см2. Наличие сцепления обусловлено содержанием до 2% в них глинистых частиц.

Аптский континентальный песчаный комплекс представлен разнозернистыми песками. Пески апта аналогичны по физико-механическим свойствам с песками альб-сеномана.

Комплекс девонских отложений представлен в основном плотными пестроцветными алевритовыми и пелитовыми глинами, которые содержат большое количество окисленного магнетита. Среднее значение объемного веса алевритов равно 2.13 г/см3, пористость -32%. Среднее значение влажности - 15%, временное сопротивление сжатию по среднему значению составляет 15 кгс/см2. Коэффициент внутреннего трения наиболее слабого алеврита равен 0.425, сцепление - 0.875 кгс/см2.

Богатые железные руды располагаются в архей протерозойских породах и к настоящему времени практически отработаны. В этой связи физико-механические свойства их не рассматриваются.

Железистые кварциты залегают в рудно-кристаллической толще архей протерозойских пород. Основные физико-механические свойства железистых кварцитов и вмещающих пород представлены в табл. 1.2.

Таблица 1.2

Средние показатели объемного веса, сопротивления сжатию и модуля упругости железистых кварцитов и вмещающих пород Лебединского месторождения

Типы руд и пород	Объемный вес, г/см3	Сопротивление сжатию, кгс/см2	Модуль упругости, Е-105кгс/см2
1	2	3	4
Железнослюдко-магнетитовый кварцит	3.56	1389	10.5
Магнетитовый кварцит	3.52	1628	11.74
Куммингтонито-магнетитовый кварцит	3.43	1770	12.76
Биотито-магнетитовый кварцит	3.38	1709	12.52
Малорудный кварцит	3.34	1781	13.21
Безрудный кварцит	2.83	17.95	10.73
Сланцы	2.97	506	9.70
Дайки	2.72	1051	9.81
Полуокисленные магнетитовые кварциты	3.47	1015	11.65

Минералого-петрографический состав и структурно-текстурные особенности горных пород имеют прямую корреляцию с буримостью и энергоемкостью взрывного разрушения. Категория крепости составляет I-XX, буримости 1-25.

В качестве физико-технической основы сопоставления пород по буримости принимается относительный показатель трудности бурения породы Пб, который может быть определен из эмпирического выражения:

Пб = 0,007(бсж + бсдв)+ 0,7g,

где бсж, бсдв - соответственно величина сопротивления сжатию и сдвигу, кгс/см2;

g - объемный вес породы, г/см3.

Все горные породы в соответствии с величиной Пб классифицируются на 25 категорий по буримости с подразделением их на 5 классов:класс - легкобуримые (Пб =1¸5) категории 1, 2, 3, 4, 5;класс - средней трудности бурения (Пб = 5,1¸10) категории 6, 7, 8, 9, 10;класс - трудно буримые (Пб =10,1¸15) категории 11, 12, 13, 14, 15;класс - весьма трудно буримые (Пб =15,1¸20) категории 16, 17, 18, 19, 20;класс - весьма трудно буримые (Пб =20,1¸25) категории 21, 22, 23, 24, 25.

Исходя из вышеизложенного, можно заключить, что результаты изучения инженерно-геологических параметров месторождения позволяют определить безопасные и оптимальные параметры открытых горных работ.

2. Горно-технологическая часть

 

.1 Общая характеристика месторождения

Лебединское месторождение железистых кварцитов и богатых железных руд расположено на территории Губкинского района Белгородской области и приурочено к Старооскольскому району Курской магнитной аномалии (см. рис. 2.1.). Размер района месторождения представляет собой относительно ровную, понижающуюся в северо-западном направлении поверхность. Наиболее высокие абсолютные отметки приурочены к южной части месторождения, достигают 320-400 метров. К западу они постепенно понижаются и уже в пределах поймы не превышают 200 метров. Для защиты от затопления карьера паводковыми водами по его границе со стороны реки отсыпана дамба гидрозащиты, а с юга и юго-запада карьера сооружена сеть канав и дамб, регулирующих поверхностный сток (см. графическую часть, лист 2).

Климат района умеренно-континентальный. Среднегодовая температура воздуха за последние годы составляет +7,4°С. Средняя температура летом составляет +20°С. Продолжительность безморозного времени составляет сто пятьдесят, сто шестьдесят дней. Снежный покров появляется во второй половине декабря и лежит до середины марта. Толщина снежного покрова в среднем составляет 14-20 сантиметров. Средняя глубина промерзания почв 70 сантиметров. Годовое количество выпадающих осадков равно 450-500 мм, в том числе зимой их выпадает около 90 мм, весной - 110- 120 мм, летом - 180 мм, осенью - 120 мм.

Собственной топливно-энергетической базы район не имеет. Все предприятия работают на природном газе. Город и промышленные предприятия обеспечиваются электроэнергией от Ново-Воронежской и Курской атомной электростанции (АЭС), Губкинской теплоэлектростанции (ТЭЦ), закольцованной в одну систему Центра и Юга страны.

2.1 Обзорная карта района работ

2.2 Расчет параметров карьера

а). Горизонтальная мощность залежи:=1600 м.

б). Определяем периметр дна карьера:

где  - длина залежи по дну карьера;

 - ширина дна карьера;

в). Определяем площадь дна карьера:

г). По формуле профессора Боголюбова Б.П. определяем глубину карьера:

где Кизв. =(0,95-0,98) - коэффициент извлечения полезного ископаемого при открытом способе разработки;

Кгр=(1,2) - граничный коэффициент вскрыши м3/м3;

βв - угол откоса борта карьера в конечном положении по висячему боку;

βл - тоже, но по лежачему боку.

Если породы висячего и лежачего боков имеют равновеликие свойства и отрабатываются под одним углом откоса борта в конечном положении βл= βв= βвс=32о;

2.3 Система вскрытия, производительность и срок службы карьера

Лебединское месторождение вскрыто двумя железнодорожными траншеями. Железнодорожная траншея комбинированного заложения с руководящим уклоном 40 промилей выведена до отметок +45м и +80м. Ниже отметок +45м месторождение вскрывается системой автомобильных съездов. Эксплуатируется вторая выездная железнодорожная траншея внутреннего заложения с руководящим уклоном 50 промилей, введенная до отметки +45м. Система разработки определяет порядок выполнения комплекса вскрышных и добычных работ, обеспечивающих для месторождения безопасную, экономичную и полную выемку кондиционных запасов полезного ископаемого. На Лебединском ГОКе принята поперечная, двубортовая система разработки, с параллельной короткой осью перемещения фронта добычных и вскрышных работ с внешними железнодорожными отвалами. Для транспортировки горной массы применяется автомобильный, железнодорожный и гидравлический транспорт. Элементы системы разработки приняты с учетом безопасности горных работ, залегания месторождения, физико-механических свойств горных пород, типа горно-транспортного оборудования.

На Лебединском карьере впервые в мировой практике построена и успешно эксплуатируется выездная траншея с крупным уклоном 50%, которой вскрыты железистые кварциты. Строительство такой траншеи позволило исключить промежуточные посты +70;+90. Запасы неокисленных железистых кварцитов исчисляются в 2800 миллионов тонн в границах карьера до отметки -250 метров. Размеры массива кварцитов 2500х1750 метров. Плотность кварцитов 3,4 т/м2.

Для разработки месторождения железистых кварцитов определяем границы карьера:

а) длина по кровле кварцитов - 1900 м;

б) ширина по кровле кварцитов- 1600 м.

Осадочные (рыхлые) отложения в пределах контура карьера первой очереди мощностью 45 метров. Годовая производительность карьера составляет условно 51,5 млн. тонн железистых кварцитов в год.

Срок службы карьера будет равен:

где Qпp - промышленные запасы кварцитов, млн. тонн;

Агод - годовая производительность карьера, млн. тонн.

2.4 Вскрытие месторождения

Высокая производственная мощность карьера по руде и горной массе, а также значительные расстояния транспортирования горной массы из карьера, предъявляют повышенные требования к размещению и конструкциям вскрывающих выработок и их транспортными коммуникациями, обеспечению высокой пропускной способности, ускоренному их строительству, взаимосвязи с транспортной сетью отдельных вскрывающих выработок между собой, сокращению расстояний транспортирования горной массы и приближению обменных пунктов к экскаваторным забоям. Способ вскрытия должен обеспечить высокие темпы наращивания производственной мощности карьера по добыче полезного ископаемого, высокую степень концентрации горных работ на карьере, возможность длительной консервации части запасов в районе размещения транспортных коммуникаций, перегрузочных внутрикарьерных складов, проведение периодической (через 10-15 лет) реконструкции транспортной схемы. При высокой производственной мощности карьера, значительных расстояний транспортирования горной массы, большой протяженности фронтов горных работ, наиболее экономичный, надежный и экологически чистый - электрифицированный железнодорожный транспорт.

При разработке схемы вскрытия месторождения необходимо учесть динамичность развития карьерного пространства, интенсивный рост размеров карьера в плане для достижения высокой производственной мощности уже на первых этапах работы карьера, приближения границ карьера по мере их расширения к пунктам приема горной массы (к ДОФ, внешним отвалам). При этом схема вскрытия должна обеспечивать поэтапную рационализацию за счет ускоренной проходки дополнительных вскрывающих выработок в виде систем полутраншей, проходимых вдоль борта карьера с целенаправленным приближением устьев таких траншей к пунктам приема горной массы и глубокого ввода железнодорожного транспорта в карьер.

Особенности эксплуатации мощных и глубоких карьеров диктуют необходимость разработки новых более совершенных способов вскрытия карьеров и механизма его реализации во времени. Таким требованиям наиболее полно удовлетворяет многосторонний способ вскрытия мощных и глубокозалегающих месторождений с использованием железнодорожного транспорта.

Карьерное поле вскрывается двумя системами взаимопересекающихся выездных траншей, размещаемых на нерабочем, наиболее протяженном борту карьера. При этом обеспечивается транспортная связь не с отдельной группой рабочих уступов, а со всеми уступами карьера, в том числе и с самыми глубокими. При этом одна система вскрывающих выработок, состоящая из двух и более общих выездной траншей с направлением развития выработок в сторону расположения одного из пунктов приема горной массы (например ДОФ), вскрывает все рабочие горизонты одного торца карьера, обеспечивая тем самым прямой заезд железнодорожного транспорта в карьер по кратчайшему пути.

Вторая система вскрывающих выработок, состоящая также из двух и более вскрывающих траншей, проходимая в направлении противоположном траншеям первой системы выработок (например, в сторону внешних отвалов), вскрывает все рабочие горизонты противоположного торца карьера. Тем самым обеспечивается также прямой заезд транспортных средств по кротчайшему пути на торец карьера, противоположный первому с каждой из первой системы траншей или пунктов приема горной массы, прилегающих к этому торцу карьера. Пересечение систем вскрывающих выработок между собой производится на одном уровне, что позволяет в местах пересечения траншей строить внутрикарьерные узловые железнодорожные станции, рассредоточенные по фронту нерабочего борта карьера и обеспечивающие одновременный прием и отправление поездов по транспортным коммуникациям вскрывающих выработок каждой системы траншей. На каждой станции технологические грузы распределяются по различным направлениям (ДОФ, ДСФ, отвал), а также обменивают поезда, следующие непосредственно в экскаваторные забои.

Узловые железнодорожные станции по мере углубления горных работ также понижаются, в связи, с чем железнодорожные станции (обменные пункты) приближаются к экскаваторным забоям карьера.

Таким образом, создается взаимосвязанная между собой железнодорожным транспортом разветвленная и развивающая в плане и на глубину, по мере отработки запасов месторождения, сеть вскрывающих выработок, позволяющая вскрыть каждый рабочий горизонт карьера в различных местах.

Исходя из перспективы развития проектом предусматривается вскрытие месторождения в следующем порядке.

Рабочие горизонты карьера на первом этапе разработки месторождения вскрывают общей выездной траншеей (первой траншеей из первой системы вскрывающих выработок) и вспомогательной траншеей, предназначенной для вскрытия верхней наиболее породоёмкой зоны карьера. Заложение выездной траншеи, определено исходя из промежуточных границ первого этапа развития горных работ.

В местах пересечения внутренних и внешних траншей строят внутрикарьерные узловые промежуточные станции. На первом этапе разработки месторождения в определяющем порядке отрабатывают участок карьера, примыкающий к конечному контуру карьера.

На втором этапе разработки месторождения проходят вторую выездную траншею из первой системы вскрывающих выработок с руководящим уклоном 50% (повышенным по сравнению с уклоном первой траншеи, равным 40%), углубляют первую выездную траншею и внутренние траншеи второй системы выработок (пройденных на первом этапе разработки месторождения), проходят новые внутренние траншеи и строят внутрикарьерные узловые железнодорожные станции в местах пересечения двух систем вскрывающих выработок.

На втором этапе работы карьера в связи с увеличением числа выработок, вскрывающих один и тот же рабочий горизонт карьера (в 2-4 раза по сравнению со вскрытием карьера одной выездной траншеей), позволяют повысить высоту рабочего уступа карьера без снижения скорости его продвигания, а также увеличивается производственная мощность карьера. При ведении горных работ второго этапа формируют третью выездную траншею с целенаправленным приближением ее устья к пунктам погашения грузопотоков.

На третьем этапе разработки месторождения проходят третью выездную траншею из первой системы вскрывающих выработок с руководящим уклоном более крутым (равным 60%), чем угол второй выездной траншей, углубляют не три общие, а три внутренние траншеи, позволяющие увеличить место вскрывающих выработок, построить узловые железнодорожные станции.

Предложенный способ вскрытия позволяет:

а) обеспечить интенсивную отработку запасов месторождения и на этой основе достичь высоких темпов наращивания производственной мощности карьера;

б) обеспечить форсированный ввод наиболее экономичного и экологически чистого железнодорожного транспорта непосредственно на рабочие горизонты карьера, что позволит сократить объем внутрикарьерных автомобильных перевозок горной массы на перегрузочные пункты и, соответственно сократить парк автомобильного транспорта и выемочного оборудования на перегрузочных пунктах;

в) интенсифицировать развитие рабочей зоны карьера в плане при ограниченном темпе углубления дна карьера и на этой основе осуществить перенос разработки наиболее трудоемких и дорогостоящих объемов горных пород глубоких горизонтов на более поздние этапы эксплуатации карьера;

г) сократить расстояние транспортирования горной массы из карьера и время оборота составов за счет поэтапного приближения устьев выездных траншей к пунктам погашения грузопотоков за счет поэтапного увеличения руководящего уклона транспортных коммуникаций вскрывающих выработок;

д) сформировать высоко динамичную многозабойную рабочую зону карьера с оптимальными технологическими параметрами и обеспечить высокопроизводительные условия работы горно-транспортного оборудования, позволяющие наиболее полно реализовать преимущества самого надежного и экономичного карьерного железнодорожного транспорта.

Так реализация рассматриваемой схемы вскрытия Лебединского месторождения (при проходке третьей выездной траншей) позволит осуществить прямой ввод железнодорожного транспорта на глубину 360 м (с отметками +210 до -150 м), а с одним изменением направления движения локомотивосоставов - на глубину 700 м, т.е. до отметки залегания запасов месторождения.

2.5 Подготовка горных пород к выемке

Вскрышные породы Лебединского месторождения, представленные суглинками, глинами, мелом, мергелем, мелкозернистыми и разнозернистыми песками и алевролитами, как правило, не требуют предварительного рыхления.

Рудное дело и вмещающие породы представлены разновидностями скального типа и, учитывая их крепость, требуют подготовки пород буро - взрывным способом.

Принимая во внимание то обстоятельство, что на первой стадии дробления кварцита, а также скальной вскрыши для производства щебня используются дробильные комплексы первичного дробления типа ККД-1550 с наибольшим размером куском на входе 1200 мм, и, учитывая применяемое горно-транспортное оборудование, принимаем допустимый размер куска С = 1,2 м.

Диаметр скважин находим, исходя из условий максимально-допустимого линейного размера куска:

скв. = К * С, м,

где:   К - коэффициент пропорциональности (для среднедробимых пород К=0,2);скв. = 0,2 ∙ 1,2 = 0,24 м.

Исходя из размера диаметра взрывных скважин и коэффициента крепости пород, принимаем буровой станок СБШ-250МН с диаметром долота d = 243 мм.

Отбойка руды и скальных вскрышных пород производятся короткозамедленным взрыванием скважинных зарядов с помощью детонирующего шнура (ДШ).

Для создания замедлений на магистральных линиях ДШ между соседними скважинами или сериями скважин применяем пиротехнические детонационные реле КЗДШ-69 с замедлением 10,20,35,50,75 мс, время замедления обозначается на бумажной трубке. Интервалы замедлений принимаются согласно рекомендаций института НИИКМА для различных горно-геологических условий.

Передача детонации заряду ВВ осуществляется ДШ через промежуточный детонатор. В качестве детонатора применяем шашки-детонаторы Т-400,Т-400Т.

В зависимости от горно-геологических условий применяем следующие схемы монтажа взрывных скважин: диагональная, врубовая, радиальная.

Процессы заряжания скважин и забойки скважин полностью механизированы. Для заряжения скважин используем машины СУЗН-5.

Для забойки скважин используем забоечные машины ЗС-1. Безопасное расстояние для людей при производстве массовых взрывов по кварцитам - 500 м, для оборудования - 250 м.

2.6 Система разработки месторождения

Под системой открытой разработки месторождения понимается установленный порядок выполнения вскрышных, добычных и горно-подготовительных работ (по вскрытию и подготовке рабочих горизонтов). Выбранная система разработки должна обеспечить безопасную, экономичную и наиболее полную выемку кондиционных запасов полезного ископаемого с соблюдением мер по охране природы и принятого режима горных работ.

Учитывая способ вскрытия и параметры месторождения, проектом согласно классификаций академиков Н.В.Мельникова и В.В Ржевского предусматривается транспортная углубочная система разработки с внешним отвалообразованием вскрышных пород. К элементам системы открытой разработки относят: рабочую зону, уступ, рабочую площадку уступа, фронт работ уступа и карьера, заходку (см. графическую часть, лист 3).

Рабочей зоной называется зона карьера, в которой выполняются основные технологические процессы открытых горных работ. При разработке Лебединского месторождения рабочая зона будет составлять более 16 кв. км. В рабочей зоне карьера выделяются зоны вскрышных, добычных и горно-подготовительных работ.

Высота уступа по ЕПБ при разработке месторождений полезных ископаемых открытым способом не должна превышать:

максимальную высоту черпания экскаваторов - при разработке одноковшовыми экскаваторами типа «механическая лопата» без применения взрывных работ;

более чем 1,5 раза высоту черпания экскаваторов - при разработке одноковшовыми экскаваторами типа «механическая лопата» крепких пород с применением взрывных работ при одно и двухрядном взрывании;

высоту или глубину черпания экскаватора - при разработке драглайнами, многоковшовыми и роторными экскаваторами.

В настоящее время на карьере ЛГОКа применяются экскаваторы ЭКГ-8И и ЭКГ-8УС, но парк устарел и требует частичной замены и обновления. Основной поставщик «Ижорский завод» снял с производства морально устаревшие модели экскаваторов типа ЭКГ - 8И и ЭКГ - 12,5 и на их базе выпускает экскаваторы, ЭКГ-10, в которых использованы прогрессивные решения. Проектом предусматривается переход на экскаваторы ЭКГ-10 при разработки скальных пород предварительно разрушенных буровзрывными работами, и ЭКГ - 8И при разработки рыхлых пород.

При разработке одноковшовыми экскаваторами типа «механическая лопата» скальных пород с применением взрывных работ при многорядном взрывании высота развала горной массы не должна превышать более чем 1,5 раза высоту черпания экскаватора. При экскавации горной массы из таких развалов должны осуществляться дополнительные меры, предотвращающие произвольное обрушение образующихся козырьков и нависей.

Высота уступов в зависимости от линейных параметров экскаватора и характера взрывных работ приближенно определяется по формуле:

H = 0.7 * А * , м. ;

где: А = 0,8 (Rr + Rp) - ширина развала горной массы после взрыва, м;- радиус черпания экскаватора, м;- радиус разгрузки экскаватора, м;

a - угол откоса уступа, градус;

 - угол откоса развала горной массы, градус;- коэффициент разрыхления породы;

h - отношение линии наименьшего сопротивления первого ряда скважин к высоте уступа, обычно равное 0,55 - 0,7;

 - отношение расстояния между рядами скважин к линии наименьшего сопротивления, обычно равное 0,75 - 0,85.

Для условий Лебединского месторождения высота уступа по рыхлым

вскрышным породам принята - 13 м, по скальным породам - 15 м.

Ширина заходки механической лопаты после взрыва принимается максимально возможной, обеспечивающей наименьшее число передвижек железнодорожных путей:

А = (1,5 ¸ 1,7) Rr у, м.

При разработке рыхлых пород без применения взрывных работ (табл. 2.1)

А = 1,5 Rrу , м.

Таблица 2.1

Параметры экскаваторов типа «механическая лопата»

Экскаватор	Радиус черпания на уровне стояния (м)	Ширина экскаваторной заходки (1,5 ÷ 1,7) (м)
ЭКГ-8И	12,2	18 ÷ 21,6
ЭКГ - 4У	14,5	21 ÷ 25,2
ЭКГ - 12,5	14,8	22,2 ÷ 26,6
ЭКГ - 6,3У	21,4	30 ÷ 36

Ширина рабочей площадки определяется в соответствии с «Типовыми технологическими схемами ведения горных работ.

Ширина рабочей площадки при железнодорожном транспорте определяется по формуле:

Шр.п. = Вр. + С1 + Т + С2 +Пэ. + П + S , м,

где:   Вр. - ширина развала взорванных пород;

С1 - расстояние от оси пути до нижней бровки развала;

Т - ширина транспортной полосы;

С2 - расстояние от оси пути до полосы контактной сети;

Пэ. - ширина для размещения устройств электроснабжения;

П - ширина для размещения дополнительного оборудования;- берма безопасности.

Ширина рабочей площадки при автомобильном транспорте определяется по формуле:

Шр.п. = Вр + (В min - А) + П + Вп.б. + S, м;

где: Вр - ширина развала взорванных пород;

Bmin - ширинаmin площадки для разворота автомобиля;

П - полоса для размещения дополнительного оборудования;

Вп.б. - ширина призмы безопасности;

А - ширина заходки экскаватора

Ширина рабочей площадки при железнодорожном транспорте для рыхлых пород определяется по формуле:

Шр.п. = А + С1 + Т + С2 +Пэ. + П + S, м,

где :  А - ширина заходки экскаватора, м;

С1 - расстояние от оси пути до нижней бровки развала;

Т - ширина транспортной полосы;

С2 - расстояние от оси пути до полосы контактной сети;

Пэ. - ширина для размещения устройств электроснабжения;

П - ширина для размещения дополнительного оборудования;= 3 м - берма безопасности.

Фактическая ширина рабочей площадки может отличаться от расчетной, при ее увеличении создаются благоприятные условия для работы горного и транспортного оборудования.

Минимальная ширина рабочей площадки - 30 м.

Длина фронта работ при железнодорожном транспорте складывается из протяженности фронтов отдельных уступов и должна быть достаточной для обеспечения установленной производственной мощности карьера по полезному ископаемому и горной массе, а также для подготовки новых горизонтов. Обычно стремятся иметь на один транспортный выход один экскаватор на горизонте. При большой протяженности фронта работ на уступе (2 - 3 км и более) целесообразно на нем применять несколько экскаваторов. В таких случаях фронт работ уступа делят на экскаваторные блоки. Обычно минимальная длина блоков при железнодорожном транспорте составляет 300 ÷ 500 м при разработке скальных пород и 200 ÷ 400 м при выемке легких пород.

Фронт работ карьера по длине подразделяют на активный и пассивный. К активному относят фронт работ, на котором есть готовые к выемке запасы горной массы, к пассивному - находящиеся в консервации уступы с временно нерабочими площадками, на которых расположены склады, съезды и пр. (табл. 2.2).

Протяженность фронта работ по «Нормам технологического проектирования горнодобывающих предприятий горной металлургии с открытым способом разработки» и «Нормам технологического проектирования горнорудных предприятий цветной металлургии с открытым способом разработки приведена в табл. 2.2.

Таблица 2.2

Минимальная длина (м) активного фронта работ на один экскаватор

Вместимость ковша экскаватора - мехлопаты, (м3)	Железнодорожный транспорт	Автомобильный транспорт
1	2	3
4,6; 5,0	1000	500
6,3; 8,0	1200	600
1	2	3
10; 12,5	1400	700

Рекомендуемая длина фронта работ при погрузке одноковшовыми экскаваторами в железнодорожный транспорт приведена в табл. 2.3.

Таблица 2.3

Рекомендуемая длина (м) фронта работ

Условия эксплуатации	Первый этап	Последующие этапы
Наклонные и крутые залежи
Глубина карьера, м
100 - 150	1,2 - 2,2	1,2 - 2,2
150 - 250	1,2 - 2,2	2,5 - 3,0
250 - 300 и более	1,2 - 2,2	3,0 - 4,5
Пологие и горизонтальные залежи
Всего экскаваторов на уступе
1	2,5 - 3,0	3,0 - 4,0
2	2,5 - 3,5	3,5 - 5,0

Расчет параметров элементов системы разработки при использовании автомобильного транспорта схож с расчетом аналогичных параметров при применении железнодорожного транспорта, однако, имеет и определенные особенности. Высокая маневренность автосамосвалов, менее жесткие требования к размещению транспортных коммуникаций на рабочих площадках и другие особенности технологии горных работ при автомобильном транспорте приводят к изменению некоторых параметров элементов системы разработки.

Высоту уступов при разработке рыхлых пород принимаем равной 13 м, что не превышает максимальной высоты черпания экскаваторов ЭКГ-8И.

Высоту уступов при разработке рыхлых и скальных пород принимаем равной 15 м, что не превышает максимальной высоты черпания экскаваторов ЭКГ-10, ЭКГ-8УС.

Ширина основания призмы обрушения уступа в зависимости от физико-механических свойств породы и высоты уступа будет равна:

В  Ну* (ctqуст - ctq ), м.;

где: уст = 65 - угол устойчивого откоса нерабочего борта;

 = 75º - угол откоса рабочего уступа;

Н = 15 м - высота уступа.

Br = 15 * (0,47 - 0,27) = 3 м.

Ширина экскаваторной заходки зависит от крепости пород и оказывает существенное влияние на объём путевых работ и производительность экскаватора.

При разработке скальных пород с погрузкой в автосамосвалы ширина заходки составит:

А = (1,5 ± 1,7) * Rч.у., м.

где: Rч.у. = 12,2 м - радиус черпания экскаватора на горизонте установки ;

А = 1,5 * 12,6 = 18,9 м

При разработке скальных пород с погрузкой в железнодорожный транспорт ширина заходки составит:

для ЭКГ - 8И:     А = 1,7 * 12,2 = 20,8 м.

для ЭКГ - 10:      А = 1,7 * 12,6 = 21,4 м.

Ширина рабочей площадки для рыхлой вскрыши:

Шр.п.. = А + С1 + С2 +Пэ + П + S , м,

где:   А = 20,8м. - ширина заходки экскаватора;

С1 = 2,5 м - расстояние от оси пути до нижней бровки развала;

С2 = 5,1 м - расстояние от оси пути до полосы контактной сети;

Пэ = 5 м - ширина для размещения устройств электроснабжения;

П = 5 м - ширина для размещения дополнительного оборудования;= 3 м - берма безопасности.

Рис. 2.2. Схема к расчету ширины рабочей площадки при железнодорожном транспорте

Шр.п. = 20,8 + 5,5 + 5,1 + 5 + 5 +3 = 44,4 м.

Ширина рабочей площадки при использовании автотранспорта в скальных породах определяется:

Шр.п. = Вр + (В min - А) + П + Вп.б. + Аб + S, м

где: Вр = 45 м - ширина развала взорванных пород;

П = 6 м - полоса для размещения дополнительного оборудования;

Вп.б. = 1 м - ширина призмы безопасности;

Аб = 21,4 м - ширина буровой заходки;

А = 18,9 м. - ширина заходки экскаватора ;

Принимаем подъезд автомобиля к экскаватору для погрузки с тупиковым разворотом.

Минимальная ширина площадки для разворота автомобиля:

Вmin = Ra + 0,5 * Ва. + la + 2 z, м

где: Rа. = 13 м. - минимальный радиус разворота автосамосвала (БелАЗ - 7519);

Ва.= 6 м. - ширина кузова автомобиля (БелАЗ - 7519);

La = 11м. - длина автосамосвала (БелАЗ - 7519);

z = 1 ÷ 2 м - минимальный зазор между автосамосвалом и нижней бровкой уступа

Вmin = 13 + 0,5 ∙ 6 + 11 + 2 ∙ 1,5 = 30 м.

Рис. 2.3. Схема к расчету ширины рабочей площадки при автомобильном транспорте.

Шр.п. = 45 + (30 - 18,9) + 6 + 1 + 21,4 + 3 = 87,5 м.

Наиболее рациональна выемка пород в торцовом забое при сквозной заходке. В этом случае обеспечивается наибольшая производительность экскаватора, так как средний угол его поворота часто не превышает 900, наиболее удобна подача транспортных сосудов под погрузку, минимальны простои из-за наращивания и перемещения транспортных коммуникаций. При выемке продольным забоем угол поворота экскаватора возрастает до 110 - 1400. Кроме того, необходимы частые передвижки его из-за малой ширины забоя. Все это существенно влияет на снижение производительности экскаватора. Поэтому продольный забой применяют только при отработке разнородных заходок мехлопатами в комплексе с автотранспортом.

Отличительные особенности выемки рыхлых (мягких) пород: постоянство высоты забоя, относительно легкие условия экскавации (по усилиям копания, динамическим нагрузкам, в виду отсутствия негабаритных кусков) и, как следствие, более высокая производительность. Профиль забоя в мягких и плотных породах соответствует траектории движения ковша и имеет угол откоса 70-800. Высота забоя при разработке глинистых пород не должна превышать максимальной высоты черпания экскаватора во избежания нависей и козырьков.

Положение экскаватора относительно забоя и ширина заходки определяются экскавируемостью пород и видом применяемого транспорта.

Часть массива, которую может отрабатывать экскаватор с одного положения, изменяя радиус черпания от минимального до максимального, является зоной черпания, а фактически отрабатываемая с одного положения зона черпания называется забойным блоком. К призабойному пространству относятся площадка установки экскаватора и зона разгрузки, ограниченная максимальным и минимальным радиусом разгрузки экскаватора. Для планировки рабочих площадок и вспомогательных работ используются бульдозеры Т-500.

2.7 Буровзрывные работы

По данным практики разработки железистых кварцитов крепостью f = 12-18, категории взрываемости IV, а категории трещиноватости III в качестве взрывчатого вещества проектом принимается ГЛТ - 20.

Этот выбор обусловлен тем, что ВВ типа ГЛТ-20 (горячельющееся, твердеющее) дешевле штатного ВВ, имеется возможность применения его в обводненных скважинах, т.к. данный тип ВВ обладает большими водоустойчивыми качествами и большой энергоёмкостью. В результате применения ГЛТ-20 сокращаются буровые работы на 7-20 %, повышается производительность экскавации и транспортировки горной массы соответственно на 20% и 5%.

Удельный расход ВВ 0,99 кг/м3 (по данным ЛГОКа).

Плотность заряжания ВВ в скважине ∆=1,5 кг/дм3.

Найдем глубину скважины:

скв = Ну + ℓпер, м,

где:   ℓпер, - величина перебура скважины,

ℓ пер, = 8 ÷ 10 dскв, м,

где:   dскв = 0,25 м - диаметр скважины для СБШ-250МН;

ℓпер = 9  0,25 = 2,5 м

Ну = 15 - высота уступа;

Lскв = 15 + 2,25 = 17,25 м

Вместимость 1 погонного метра скважины взрывчатым веществом:

= 7,85 * d2 * ∆, кг,

где    d1 - действительный диаметр скважин d1 = 2,5 dм; d2 = 2,7 dм

∆ - плотность заряжания ВВ в скважине ∆ = 1,5 кг/dм3,= 7,85 * 2,52 * 1,5 = 74 кг.

Проектом предусматриваем прямоугольную сетку скважин при трехрядном взрывании для СБШ-250.

Рассчитываем линию сопротивления по подошве уступа для скважин первого ряда (по данным Росвзрывпрома)

= , м,

где:   Р - вместимость 1 погонного метра скважины взрывчатым веществом, кг;

Ш = - коэффициент сближения скважин (для пород крепости f = 14-18 и категории трещиноватости III, ш = 1,0);= 0,99 кг/м3 - удельный расход ВВ;

ℓскв - длина скважины;- высота уступа.

W = м

Для расчета минимальной линии сопротивления по подошве применим формулу Н.В. Мельникова:

. = Hy * ctga + B, м,

где    a = 75° - угол откоса уступа;

В = 3 м - минимальное безопасное расстояние до верхней бровки уступа:

.= 15 * ctg75° + 3 = 6.9 м.

Следовательно, полученное значение WWmin,что удовлетворяет Правилам Безопасности при обуривании уступа.

Определим расстояние между скважинами в ряду:

а = Ш * W; м,

где Ш = 1-коэффицент сближения скважин;

а = 1 * 7,5 = 7,5 м

Определим расстояние между рядами скважин

в = (0,85 ± 1) * W = 0,9 * 7,5 = 7 м

Сетка скважин в проекте предусматривается 7,5 х 7 м. для СБШ-250МН

Определим вес заряда в скважине:

зар = g * W * а * Hy; кг,зар = 0,99 * 7,5 * 7,5 * 15 = 835 кг.

Определим длину заряда:

ℓзар = ; м,

ℓзар =  = 11,3 м.

Определим длину забойки:

ℓзаб = Lскв - ℓзар ; м,

ℓзаб = 17,25 - 11,3 = 6 м.

Определив параметры сетки скважин, определяем проектный выход взорванной горной массы с 1 погонного метра скважины

в.м. = ; м3/м,

где:   П = 3 - число рядов скважин для СБШ-250

Vв.м. =  = 47 м3/м ;

Определяем ширину буровой заходки:

Аб = W + (n - 1) * в; м,

Аб = 7,5 + (3 - 1) * 7 = 21,5 м;

Определяем высоту развала пород после взрыва:

 = 0,8 * Hy ; м,

Нр. = 0,8 * 15 = 12 м;

Определяем ширину развала пород после взрыва:

Вр = 2,5 * H * g * Kcx.вз. + n * в; м,

где:   Kcx.вз. - коэффициент, зависящий от применяемой схемы взрывания (для диагональной схемы взрывания Kcx.вз. = 0,65);

Вр = 2,5 * 15 * 0,99 * 0,65 + 3 * 7 = 45 м

Определяем годовой объем бурения по карьеру:

г.кр. =  * Кп. ; п м.,

где:   Vг. - годовой объём кварцитов + годовой объём скальной вскрыши млн.м3

Vг.кв. = 51 500 000 / 3,4 = 15 147 060 м3 - среднегодовой проектный объем добычи руды (кварцитов).

Vг.ск. = 13 млн. м3 среднегодовой проектный объем скальной вскрыши;в.м. = 45 м3/м - выход взорванной горной массы при СБШ - 250МН;

Кп = 1,1- коэффициент потерь скважин.г.кр.= (15 147 060 + 13 000 000) * 1,1 / 45 = 688 039 п.м.;

Определим количество скважин по карьеру:

с.кр = Lг.кр. / Lскв; шт,

с.кр. = 688 039 / 17,25 = 39 886 шт.

Определим количество ВВ, необходимое для ведения взрывных работ в течение года по карьеру:

QВВ.кр. = g * Vг, кг;

ВВ.кр. = 0,99 * 28 147 060 = 27 865 590 кг.

Определяем сменную производительность буровых станков:

см. = * Киб , м/м

где:   Тсм - продолжительность смены =12 ч.

То = 1 / vбур.,vбур. - скорость бурения; vбур.= 7 м/ч;

То. = 1 / 7 = 0,15 ч/м - продолжительность выполнения основных операций по бурению;

Тв - продолжительность выполнения вспомогательных операций по бурению; Тв. = 5 - 7 мин. = 0,015 ч/м;

Ки.б. - коэффициент использования сменного времени

Ки.б. =  =  = 0,85;

где:   Тп.з. - продолжительность подготовительно-заключительных операций;

Тп.з.1 = 1,2 ч.;

Тр. и Тв. - продолжительность регламентированных и внеплановых простоев

Тр. + Тв. = 0,6 ч.;

Qсм. =  = 78,6 м/см. ;

Определяем количество буровых станков с учетом списочного состава

бс = Lгод* Ксп. / Nсм* Qсм., шт.,

где:   N = 730 - число смен работы бурового станка в год;

Qсм. = 78,6 м /смену - производительность бурового станка в смену;

Ксп. - коэффициент списочного состава буровых станков (Ксп. = 1,15)

Nб.с = 688 039 * 1,15 / 600 * 78,6 = 17 шт.

На основе расчетов принимаем:

для буровых работ в карьере 17 станков СБШ -250МН.

.8 Вскрышные работы

Исходя из горно-геологических условий проектом предусматривается средневзвешенный коэффициент вскрыши при годовом объеме добычи 51,5 млн. т. кварцитов следующие объемы вскрышных работ:

по рыхлой вскрыше без применения БВР, вывозимой на отвал рыхлой вскрыши на расстояние 8 км - 10.0 млн. м3

по скальной вскрыше, вывозимой из прямого забоя ж.д. транспортом на отвал скальной вскрыши на расстояние 14 км - 6.0 млн.м3

по скальной вскрыше, вывозимой комбинированным способом на отвал скальной вскрыши (автомобильным и железнодорожным) на расстояние 12 км - 2.0 млн. м3 .

Всего объем вскрышных работ составляет 18.0 млн. м3, что соответствует требуемому коэффициенту вскрыши.

Квск = Vвск / Vдоб = 18 / 51,5 = 0,35 м3/т

Согласно норм технологического проектирования железорудных предприятий сменная производительность экскаватора по породам Лебединского месторождения составляет:

при погрузке рыхлой вскрыши в ж.д.транспорт без предварительного разрушения ЭКГ-8И     Qсм.1 =2 560 м3/см

при погрузке скальной вскрыши в ж.д.транспорт с предварительным разрушением ЭКГ-10      Qсм.2=3 000 м3/см

при погрузке скальной вскрыши в автотранспорт с предварительным разрушением ЭКГ-10      Qсм.3= 2 700 м3/см.

Годовая производительность экскаватора определяется по формуле:

э.год = Qсм * N * n, м3

где:   Qсм-сменная производительность экскаватора, м3/см

N - количество рабочих дней экскаватора, сут.- количество рабочих смен в сутки.

Qгод.1 = 2 560 * 300 * 2 = 1 536 тыс.м3/год.

Qгод.2 = 3 000 * 300 * 2 = 1 800 тыс.м3/год

Qгод.3 = 2 700 * 300 * 2 = 1 620 тыс.м3/год

Тогда с учетом коэффициента списочного состава экскаваторный парк составит:

экг = 1.15 * Aго д/ Qгод; ШТ,

где:   Агод - годовой объем работ

- при погрузке рыхлой вскрыши в ж.д. транспорт:

Nэкг.1 = 1.15 * 10 000 000 / 1 536 000 = 7,4 = 8 шт.

при погрузке скальной вскрыши в ж.д.транспорт:

Nэкг.2 = 1.15 * 6 000 000 / 1 800 000 = 3,8 = 4 шт.

при погрузке скальной вскрыши в автотранспорт:

Nэкг.3 = 1.15 * 2 000 000 / 1 620 000 = 1,4 = 2 шт.

На основе расчетов принимаем: - при погрузке рыхлой вскрыши в ж.д.транспорт без предварительного разрушения 8 экскаваторов ЭКГ-8И

Для планировки рабочих площадок и других вспомогательных работ применяются бульдозеры Т-500 в количестве 3 единиц.

2.9 Добычные работы

Проектом предусматривается добыча 51,5 млн. т. железистых кварцитов. Годовой объем по видам транспортного оборудования распределяется так:

Годовой объем 9 853 000 м3 (33 500 000 т) будет вывозится комбинированным транспортом (автомобильный Lав = 2 км и ж.д. с перегрузочного склада на обогатительную фабрику , L = 10 км.)

Годовой объем 5 294 000 м3 (18 000 000 т) будет вывозится из прямого забоя ж.д. транспортом на обогатительную фабрику L=12 км.

Согласно норм технологического проектирования железорудных предприятий сменная производительность экскаватора по породам Лебединского месторождения при погрузке составляет:

при погрузке скальной вскрыши в автотранспорт с предварительным разрушением ЭКГ-10      Qсм.1= 2 700 м3/см.

при погрузке скальной вскрыши в ж.д.транспорт с предварительным разрушением ЭКГ-10      Qсм.2=3 000 м3/см

Годовая производительность экскаватора определяется по формуле:

э.год = Qсм * N * n, м3;

где:   Qсм - сменная производительность экскаватора, м3/см

N- количество рабочих дней экскаватора , сут.- количество рабочих смен в сутки.

Qэ.год1 = 2 700 * 300 * 2 = 1 620 м3/год

Qэ.год2 = 3 000 * 300 * 2 = 1 800 м3/год

Тогда с учетом коэффициента списочного состава экскаваторный парк составит:

Nэкг = 1.15 * Aго д/ Qгод;; ШТ,

где:   Агод - годовой объем работ

- при погрузке железистых кварцитов в автотранспорт:

Nэкг.2 = 1.15 * 9 853 000 / 1 800 000 = 6,2 = 7 шт.

при погрузке железистых кварцитов в ж.д.транспорт:

Nэкг.1 = 1.15 * 5 294 000 / 1 620 000 = 3,7 = 4 шт.

На основе расчетов принимаем на добыче железистых кварцитов 11 экскаваторов ЭКГ-10

Для планировки рабочих площадок и других вспомогательных работ применяются бульдозеры Т - 500 в количестве 5 единиц, К-700А в количестве 2 единиц, погрузчик L34B Stalowa Vola - 2 единицы, а так же автогрейдер ДЗ-98 - 1 единица.

2.10 Перегрузочные склады

Проектом предусматривается при вскрышных и добычных работах транспортирование горной массы автотранспортом с нижних горизонтов карьера на перегрузочные склады, для дальнейшей погрузки экскаватором в железнодорожный транспорт.

Проектом предусматриваем, что полезное ископаемое и скальная вскрыша обладает приблизительно одинаковыми физико-механическими свойствами и, следовательно производительность горного оборудования по ним одинакова.

Согласно норм технологического проектирования железорудных предприятий сменная производительность экскаватора при работе на перегрузочных площадках на 20-30% выше, чем при работе в автотранспорт и составит Qсм.2 =3 375 м3/см

На перегрузочных площадках применяем однотипные экскаваторы ЭКГ-10.

Годовая производительность экскаватора определяется по формуле:

э.год = Qсм * N * n; м3,

э.год = 3 375 *300 * 2 = 2 025 тыс. м3/год

Определим количество экскаваторов на перегрузочных складах. Тогда с учетом коэффициента списочного состава экскаваторный парк составит:

экс= 1.15 * Aгод / Q.год

Годовой объем горной массы складывается из годового объема кварцитов

Агод = 9 853 000 м3 и годового объема скальной вскрыши Агод=2 000 000 м3

Агод горной массы = 9 853 000 + 2 000 000 = 11 853 000 м3

Nэкс=1.15 * 11 853 000 / 2 025 000 = 6,7 = 7 шт.

Принимаем 7 экскаваторов ЭКГ-10.

2.11 Железнодорожный транспорт

Для транспортировки руды на ККД и вскрыши в отвал принимаю тяговые агрегаты ОПЭ-2 с 2-моторными думпкарами 2ВС-105.

Таблица 2.4

Техническая характеристика.

Показатели	ОПЭ-2	Показатели	2ВС-105
Сцепной вес агрегата, кН	3720	Грузоподъемность, т	105
Электровоз управления	ОПЭ-6	Емкость кузова, м3	48,5
Сцепной вес электровоза, кН	1200	Масса, т	48,5
Грузоподъемность моторного думпкара, т	40	Коэффициент тары	0,46
Число моторных думпкаров	2	Число осей	6
Сцепной вес наружного моторного думпкара, кН	1200	Нагрузка на ось, кН	256
Напряжение контактной сети, В	10000; I	Длина по осям автосцепок, мм	14900
Длина агрегата по осям автосцепок, м	54,1	Высота, мм	3226
Масса локомотива, т	120	Ширина кузова, мм	3750

2.11.1 Расчет полезной массы поезда

а) Число вагонов в поезде:

где Рсц - сцепной вес локомотива, кН;

Kсц - коэффициент сцепления колес с рельсами kсц=0,2÷0,3;

Qл - масса локомотива, т;

ω0 - основное удельное сопротивление движению поезда

ip - удельное сопротивление движению поезда на подъем;

Ip - руководящий подъем (в промилле %о);

qm - вес тары (масса вагона), т

qгр - грузоподъемность вагона, т

qm.м. - тара обмоторенного думпкара;

qгр.м. - вес груза в обмоторенном думпкаре.

Принимаем 9 вагонов.

б) Полезная масса поезда

2.11.2 Расчет подвижного состава железнодорожного транспорта

а) Число рейсов всех локомотивов в сутки.

где Wc - суточный грузооборот карьера, т

Kрезерв=1,2÷1,3 - коэффициент резерва районов;

nв - количество вагонов в поезде;

qгр - грузоподъемность вагонов, т;

б) Возможное число рейсов одного локомотива за сутки:

где T=22 часа, продолжительность работы локомотива в сутки;

=tn+tдв+tразгр+tд.п.+tодж;

Продолжительность рейса локомотива, час;

 - время погрузки состава, час;

где nв·qгр - масса (полезная) поезда

Qэ.тех - техническая производительность экскаватора, м3/час;

 - время движения по временным путям, час;

где Lв - длина забойная (временных путей) и отвального тупика в сумме;

Vв - скорость движения 15 км/ч по временным путям;

tразгр=1.5÷3 мин. На вагон летом и 3÷5 мин. Зимой

сm - длина постоянных путей (стационарных), км;

Vcm=(35÷40)км/час - скорость локомотива на стационарном перегоне;

Tожд=5÷10 мин на рейс.

 

 

Tp=0.7+0.9+0.45+0.44+0.16=2.65 (часа)

 рейсов за сутки.

в) Число рабочих локомотивосоставов.

 

Принимаю 23 локомотивосостава;

Число вагонов в парке (рабочих)

в=Nc·nв=23·9=207 вагонов.

Инвентарный парк вагона и локомотива на 20-30% больше рабочего

Nв.инв.=Nв·1,25=207·1,25=258,75=259 вагонов;

Nc.инв.=Nc·1.20=23·1.20=27.6=27 вагонов.

2.12 Автомобильный транспорт

В условиях разработки Лебединского железорудного месторождения автомобильный транспорт целесообразно применять внутри карьера для перемещения руды от прямых забоев до перегрузочных пунктов. Это позволяет снизить негативное воздействие на окружающую среду (запыленность, загазованность) и себестоимость транспортировки до обогатительной фабрики (ОФ), а также обеспечить усреднение руды на перегрузочных складах. В связи с этим могут быть рекомендованы большегрузные автосамосвалы, техническая характеристика которых представлена в табл. 3.3. В проекте предусматривается применение автосамосвалов БелАЗ-7519, обеспечивающих рациональное соотношение объема кузова к ковшу при работе с экскаватором ЭКГ-10.

На карьерах различают дороги общего типа и карьерные, по которым перевозится полезное ископаемое. Одной из характеристик карьерных дорог является пропускная способность дороги, т.е. максимальное число машин, которые могут пройти в единицу времени через определенный пункт дороги:

 = 1000 * U * n * Kн / S,

где: U - расчетная скорость движения, км/час;

n - число полос движения;

Kн = 0,5 -0,8 - коэффициент неравномерности движения;

S - интервал следования машин, м;

 = а + Lа. + с + lт., м,

а - допустимое расстояние между машинами и при их остановке, м;

Lа. - длина машины, м;

С - интервал реакции водителя 0,5-1 м;

lт. - тормозной путь.

Таблица 2.5

Основные технические характеристики технологических автомобилей-самосвалов

Марки/ характеристики	НД-1200	БелАЗ-7519	БелАЗ-7521
1	2	3	4
Фирма-произв.	Комацу, Япония	Белорусский автозавод	Белорусский автозавод
Грузоподъемн., т	120	110	180
Марка и тип двигателя	КТА-38 С 12 цил. Дизель	8 РАЧ-185 12 цил. Дизель	ЯМЗ-8401 12 Дизель
Мощность двигателя	1200 л.с.при 2100 об./мин.	1100 л.с. при 1900 об./мин.	1450 л.с. при 2100 об./мин.
Трансмиссия	Электромехани-ческая	Электромехани-ческая.	Электромеханическая
Рулевое управление	гидравлическое	гидравлическое	гидравлическое
Подвеска	Гидропневматическая	Гидропневматическая	Гидропневматическая
Масса автомобиля, т	100.3	84.5	142
Емкость кузова, м3	46	39.5	70
Максимальная скорость, км/час.	57.5	50	50
Радиус поворота, м	10.	13.0	14.5

В условиях Лебединского карьера, где уклоны дорог проектом предусмотрен до 8% при щебеночно-гравийном покрытии, расстоянии перевозки руды до перегрузочного пункта около 1,5 км, расчетная скорость движения груженого автосамосвала составляет 15 км/час, а порожнего 25 км/ч, число полос движения принимаем равным n= 2.

Допустимое расстояние между машинами, а = 2 м; длина машины Lа. = 11 м; lт. = 25 м - тормозной путь автомобиля на щебеночном покрытии.

S = 2 + 11 + 1 + 25 = 38 м.

Согласно статистических данных S не может быть менее 50 м, поэтому принимаем S = 50 м. Подставляя значения в формулу для определения пропускной способности получим:

N = 1000 * 15 * 2 * 0,7 / 50 = 420 автомобилей в час или 7 автомобилей в минуту.

Продолжительность рейса автосамосвала составляет:

Тр.а. = Тз. + Тп. + Тр. + 60 * L / Uгр. + 60 * L / Uпор., мин.,

где:   Тз. - время задержки рейса, мин.;

Тп. - время погрузки автосамосвала, мин.;

Тр. - время разгрузки автосамосвала, мин.;

L - среднее расстояние транспортирования руды, км;

Uгр. - cскорость груженого автосамосвала, км/ч;

Uпор - скорость порожнего автосамосвала, км/ч

Тп = tц.* n / 60 = 26 * 5 / 60 = 2,17 мин,

где:   tц = 26 c. - продолжительность цикла экскавации ЭКГ-10;

n - количество циклов при погрузке автосамосвала БелАЗ 7519

 = Vа. / Vэкг. * Кн. = 39,5 / 10 * 0,85 = 4,7 , принимаем 5,

где:   Vа. = 39.5 м3 - вместимость кузова автосамосвала;экг. = 10 м3 - вместимость экскаваторного ковша;

Кн - коэффициент наполнения ковша скальными породами.

Тогда продолжительность рейса автосамосвала составит:

Тр= 2 + 2,17 + 1 + 60 х 1,5/15 + 60 х 1,5/25 = 14,8 мин.

Сменная производительность автосамосвала определяется по формуле:

см= 60 * Vэкс. * n * γ * Тсм.* Кисп. / Тр, т/см,

где:   γ = 3,4 - объемная масса руды;

Тсм.= 8 ч. - продолжительность смены в автопарке;

Кисп.= 0,8 - коэффициент использования автосамосвалов

Qсм.= 60 * 10 * 5 * 3,4 * 8 * 0,8 / 14,8 = 4410 т/см.

Инвентарный парк автосамосвалов составит

и.п. = Qг. / Кг. * Qсм. * Nсм., шт.,

где:   Кг. = 0,85 - коэффициент технической готовности автосамосвалов;

Nс. = 3 - количество 8-часовых смен в году;

Nавт. = 51 500 000 / 0,85 * 4410 * 1080 = 12,78 шт.

Принимаем 13 автосамосвалов БелАЗ -7519 для транспортировки руды к перегрузочному складу.

Постоянные карьерные автодороги имеют протяженность 3км со щебеночным покрытием. Ширина дорог 19м, с двумя полосами для движения в обоих направлениях.

Поддержание карьерных автодорог в надлежащем состоянии осуществляется дорожным участком, которым осуществляется проходка трассы бульдозерами Т-500 с последующей планировкой дороги. Автосамосвалами доставляется щебень, сначала крупный (фр.20-80), а затем мелкий (фр. 5-20). Выравнивание полотна производится промышленным грейдером - Д3-98.

Кроме строительства осуществляется большой объем работ по содержанию и ремонту дорог, так как состояние дорожного покрытия существенно влияет на технико-экономические показатели работы автомобилей. Содержание дорог заключается в поддержании дорожного полотна в состоянии, обеспечивающем безопасность движения и исключающем преждевременный износ автомобилей и дорог. Для этого отводится вода, планируются обочины. Дорожные покрытия защищаются от снега, ведутся работы по борьбе с гололедом зимой и с пылью летом. Для чего дороги летом поливаются поливооросительными машинами, зимой раствором хлористого кальция в воде.

При текущем ремонте производятся исправление дорожного покрытия, планово-предупредительные ремонты и исправление случайных повреждений дорожного полотна.

2.13 Отвалообразование

На железорудных карьерах расходы на отвалообразование достигают 15% стоимости полезного ископаемого, что подтверждает необходимость тщательного обоснования параметров отвала, выбора типа отвального оборудования, схемы отвальных путей и т.д. Институтом Центрогипроруда вскрышные породы Лебединского месторождения рекомендуется укладывать на площадях двух внешних отвалов. Поэтому проектом предусматривается раздельное складирование пород вскрыши. Рыхлая вскрыша транспортируется на железнодорожный отвал №2, расположенный в пойме р. Осколец в 1,5км от предельного контура восточного борта карьера. Площадь отвала ограничена с севера - р. Осколец, с юга - существующей промышленной застройкой и транспортными коммуникациями. Отвал эксплуатируется с момента начала строительства карьера. Для инженерно-геологического обоснования допустимых параметров отвала и отвальных ярусов с учетом фактического состояния и прогнозного изменения свойств и состава пород во времени и пространстве был проанализирован качественный и количественный состав породных смесей, которые согласно проекту института Центрогипроруда будут поступать в отвал до конца отработки месторождения.

Скальная вскрыша транспортируется на железнодорожный отвал №1, расположенный в 6 км от южного борта карьера на склонах б. Дубровский Лог. Складирование этих пород осуществляется селективно в обособленный отвал с целью создания условий для последующего использования окисленных железистых кварцитов в обогатительном процессе, а сланцев и кварцитопесчаников - в производстве щебня.

В настоящее время наиболее распространенными средствами механизации отвальных работ являются одноковшовые экскаваторы типа мехлопата и драглайны. Учитывая, что обновление экскаваторного парка в карьере предусматривается путем замены экскаваторов ЭКГ-8 на ЭКГ-10, проектом предусматривается на отвалах также использовать экскаваторы ЭКГ-10. Применение мощных мехлопат на отвалообразовании отличается приемкой более тяжелого подвижного состава, в связи с большей устойчивостью ж.д. путей, значительно меньшим объёмом путевых работ, высокой производительностью отвальных тупиков и рабочих, занятых на отвальных работах. Породный состав разгружается в приёмный бункер повагонно. Состав подвигается на отвале вперёд думпкарами.

Процесс отвалообразования мехлопатами заключается в следующем.

При использовании мехлопат отвальный уступ разделяется на два подступа. Экскаватор устанавливается на кровле нижнего подступа, переэкскавирует породу, разгружаемую из думпкаров в приемный бункер.

Последний создается самим экскаватором у нижней бровки верхнего подуступа.

Из приемного бункера порода перемещается вперед по ходу экскаватора в нижний подступ сбоку под откос отвала и сзади экскаватора в верхний подступ. Отсыпав верхний подступ или одновременно нижний и верхний подступы в пределах радиуса своего действия, экскаватор перемещается вдоль фронта разгрузки на расстояние, определяемое его линейными параметрами, вновь сооружает приемный бункер и производит переэкскавацию породы.

После отсыпки по всей длине тупика обоих подуступов на ширину отвальной заходки железнодорожный путь переукладывают на новую трассу и экскаватор приступает к отсыпке новой заходки.

Общая высота отвального уступа составляет:

Но. = h1 + h2, м,

где: h1 и h2 - высота верхнего и нижнего подступов соответственно, м.

В среднем высота уступа составляет 15-30 м.

Высота верхнего отвального подступа (h1) не должна превышать максимальной высоты разгрузки экскаватора. Превышение вновь отсыпаемого отвального уступа над старым (h3) » 0,05 м (Но). Высота отвального забоя (h4) определяется типом экскаватора и высотой отвала и составляет 6-7,5 м. Длина тупика изменяется от 0,6 до 2,5 км (в среднем до 1,5 км). Рациональная длина тупика при экскаваторах с емкостью ковша 5-10 м3 составляет 1-2 км.

Вместимость приемного бункера экскаваторного отвала Vб. (м3) определяется его длиной L (длиной фронта разгрузки), высотой отвального забоя h4 и глубиной h5.

б. = Р * L * (h4 + h5) * Кр,

где:   Р = 1,5 - 2м - дальность разгрузки породы на уровне рельсового пути.

При работе отвальных экскаваторов ЭКГ-10 разгрузка породы в приемный бункер без простоя ж.д. состава возможна при вместимости последнего 650-700 м3.

Определим площадь отвала, необходимого для размещения годового объема рыхлой вскрыши:

р.в. = (Qр.в.* Кр.) / (Кн. * Нс.), м. ;

где:   Q р.в. = 10 000 000 м3 - годовой объём работ по рыхлой вскрыше;= 1.2 - коэффициент разрыхления пород;н = 0.8 - коэффициент неравномерности отсыпки пород в отвале;

Нс. = 30м - суммарная высота уступов отвала.

Sр.в. = (10 000 000 * 1.2) / (0,8 * 30) = 500 000 м2.

Приемную способность отвального тупика Vo принимаем согласно нормам технологического проектирования. Для ЭКГ - 10 при экскавации мягких разрыхленных пород Vo = 6000 м3/см.

Шаг передвижки рельсового пути на отвальном тупике:

Шпр. = 0,9 * (R4max + Rpmax), м,

где:   R4max = 18,4 м. и Rpmax =16,3 м. - соответственно максимальный радиус черпания и разгрузки экскаватора (для ЭКГ - 10).

Шпр. = 0,9 (18,4 + 16,3) ≈ 31 м.

Приемная способность отвального тупика между передвижками ж. д. пути:

о = (Lт * hо * Шпр.) / Кр., м3;

где:   Lт = 1500 м - длина отвального тупика;

hо = 30 м - высота отвала;

Vo = (1500 * 30 * 31) / 1,2 = 1162500 м3

Количество составов, разгружаемых на отвальном тупике между передвижками ж.д. пути:

с =Vo / Vс, шт.;

где:   Vc - вместимость одного состава Vc = 553,4 м3;

Nс = 1162500 / 553,4 = 2101 шт.

Время (сутки) между передвижками отвального пути:

Тсут. = Vo. / Vсут. , сут.;

где:   Vсут - сменная приёмная способность отвального тупика:

сут = Nc.* Vс. м3.;

где:   Nс = 11 шт. - количество составов подаваемых на отвальный тупик в сутки;

Vсут. = 11 * 553.4 = 6088 м3;

Тсут. = 1162500 / 6088 = 191 сут.

Количество отвальных тупиков в работе:

о.т. = Wсут. / Vсут.

где:   Wсут. - среднесуточный объём привозок из карьера в отвал, м3

сут. = Qр.в. / Nсут. = 10 000 000 / 365 = 27 397 м3;

о.т. = 27 397 / 6088 = 4,5 т.е. 5шт.

Общее количество тупиков на отвале с учетом и тех, на которых производят переукладку пути:

Nт.о. = Nо.т. * (1 + )

где:   t - продолжительность (сутки) переукладки рельсового пути одного тупика.

Планировка трассы ж/д путей производится бульдозерами Т-500, а перемещение звеньев на новую трассу - при помощи гусеничных кранов типа

Э - 1252 грузоподъемностью 15-20 т.

Сменная производительность крана 250 м/смену.

Суточная производительность Qсут = 3 • 250 = 750 м/сутки.

 = L т/ Qсут = 1500 / 750 = 2 сут

т.о.= 5 * (1 + ) = 5;

Принимаем 5 рабочих тупика для отвалообразования рыхлой вскрыши и соответственно 5 экскаваторов ЭКГ-10.

Площадь отвала для размещения годового объема скальной вскрыши составит:

с.в. = (Qр.в.* Кр.) / (Кн. * Нс.), м.;

где:   Q с.в. = 8 000 000 м3 - годовой объём работ по рыхлой вскрыше;= 1.3 - коэффициент разрыхления пород;н = 0.8 - коэффициент неравномерности отсыпки пород в отвале;

Нс. = 75 м - суммарная высота уступов отвала.

Sс.в. = (8 000 000 * 1,3) / (0,8 * 75) = 173 333 м2

Приемную способность отвального тупика Vо - принимаем согласно норм технологического проектирования. Для ЭКГ - 10 при экскавации скальных разрыхленных пород Vо = 3850 м3/см.

Шаг передвижки рельсового пути на отвальном тупике

Шпр. = 0,9 * (R4max + Rpmax), м,

где:   R4max = 18,4 м. и Rpmax =16,3 м. - соответственно максимальный радиус черпания и разгрузки экскаватора (для ЭКГ - 10).

Шпр. = 0,9 (18,4 + 16,3) ≈ 31 м.

Приемная способность отвального тупика между передвижками ж/д. пути

о = (Lт * hо * Шпр.) / Кр., м3,

где: Lт = 1500 м - длина отвального тупика;= 60 м - высота отвала;

Vo = (1 500 * 60 * 31) / 1,2 = 2 325 000 м3

Число составов, разгруженных на отвальном тупике между передвижками ж/д пути:

с = Vo / Vс, шт. ;

где: Vc - вместимость одного состава Vc = 553,4 м3;

Nс = 2 325 000 / 553,4 = 4209 шт.

Время (сутки) между передвижками отвального пути:

Тсут. = Vo. / Vсут., сут.;

где: Vсут - сменная приёмная способность отвального тупика:

сут = Nc.* Vс. м3.;

где: Nс = 20 шт.- количество составов подаваемых на отвальный тупик в сутки;

Vсут. = 20 * 553.4 = 9894 м3;

Тсут. = 2325000 / 9894 = 235 сут.

Количество отвальных тупиков для размещения скальной вскрыши:

Nо.т. = Wсут. / Vсут.

где: Wсут. - среднесуточный объём привозок из карьера в отвал, м3

сут. = Qр.в. / Nсут. = 8 000 000 / 365 = 21 917 м3;

о.т. = 21 917 / 9894 = 2,2

Общее количество тупиков на отвале с учетом и тех, на которых производят переукладку пути:

Nт.о. = Nо.т. * (1 + )

где:   t - продолжительность (сутки) переукладки рельсового пути одного тупика.

Планировка трассы ж.д.путей производится бульдозерами Т-500, а перемещение звеньев на новую трассу - при помощи гусеничных кранов типа Э - 1252 грузоподъемностью 15-20 т.

Сменная производительность крана 250 м/смену.

Суточная производительность Qсут = 3 • 250 = 750 м/сутки.

 = L т/ Qсут = 1500 / 750 = 2 сут

т.о.= 2,2 * (1 +) = 2,2  3 шт. ;

Принимаем 3 рабочих тупика для отвалообразования скальной вскрыши и соответственно 3 экскаватора ЭКГ-10.

 

2.14 Рекультивация

Одним из важнейших направлений в области охраны природы является рекультивация земной поверхности, нарушенной в период подготовки строительства карьера и его отработки. Основными процессами горно-технологической рекультивации на проектируемом карьере являются:

1. Плодородный слой чернозема снимается и складывается на складе.

. Вскрышные породы вывозятся за пределы карьера в отвал и укладываются в определенном порядке.

. На отвал, предварительно складируемый, со склада доставляется чернозем и разбрасывается толщиной 0,4 - 0,5 м. (см. рис.2.5., 2.6.)

Для снятия, транспортировки чернозема в склады принимаем самоходные скреперы Д-357П мощностью двигателя 375 л/с, емкостью ковша 15м3. Расстояние транспортирования в среднем составляет 1200м. Время загрузки 60 с, время разгрузки 30с, скорость движения груженого скрепера 15 км/ч, порожнего -25 км/ч.

Время рабочего цикла

Тц = tз + tГ + tр + tn, мин

где tз = 60с - время загрузки ковша скрепера;

tр = 30 - время разгрузки ковша скрепера;

tГ - время грузового хода скрепера

tГ = мин.

tn - время хода порожнего скрепера

tn =  мин.

Тц = 1 + 5,8+ 0,5 + 2,9 = 10,2 мин.

Эксплутационная производительность скрепера:

где Кв - коэффициент использования по времени;

Кн - коэффициент наполнения ковша скрепера - 0,9;

Е - емкость ковша скрепера, м3;

Кр - коэффициент разрыхления породы - 1,6;

Qэ =

Сменная производительность скрепера:

см = Qэ tсм = 42 * 8 = 336 м3/см

Необходимая площадь под отвал скальной вскрыши:

ск =

где Vск.вск.- годовой объем скальной вскрыши;

Кр - коэффициент разрыхления;

Но - высота.

2.15 Водоотлив

Нормальный суточный водоприток в карьер составляет Q=3000м3 /час.

В весенне-осенний период максимальный суточный приток увеличивается и достигает величины Q= 3500 м3 /час. Глубина дренажной шахты -160 м. Высота подпора для заглубленной насосной камеры hвс =10 м. Плотность воды ρ = 1030 кг/м3, воды не агрессивные. Насосные установки должны работать круглогодично, вследствие чего число рабочих дней их в году составляет Т = 365 дней.

Производительность водоотливной установки при откачке нормального водопритока;

норм = Q сут / 20 = 72000 / 20 = 3600 м3/час, м3 /час,

где: 20 - время работы насосной установки в сутки, ч.

Манометрический напор ориентировочно будет равен:

м =Hr +0,1 * L, м,

где:   Hr - геодезическая высота нагнетания, м.

 =Hш +hсл, м,

где:   Hш = 160 м. - глубина дренажной шахты;

Hсл = 5 м - превышение трубы слива относительно устья ствола шахты;

Hr = 160 + 5 = 165 м ;

L - длина трубопровода, м

 = Hr + l1 + l2, м,

где: l1 = 30 м - длина трубопровода насосной станции;

l2 = 20 м - длина трубопровода в трубной ходке,

L = 165 + 30 + 20 = 215 м,

Hм = 165 + 0,1 * 215 = 186,5м.

Согласно требуемой производительности и напора принимаем насос типа 10НМК • 2, с подачей Q = 1000 м3/час, напором 182 м, к.п.д. насоса ή = 0,78 и частота вращения вала n = 1460 об/мин.

Определяем необходимое количество насосов при откачке максимального притока воды 3500 м3 /час.

N = 3500 / 1000 = 3,5 ед.

Принимаем к работе 4 насоса 10НМК*2.

2.15.1 Характеристика трубопровода

Для построения характеристики трубопровода вычисляем по формуле:

Нтруб = Нт.д. + Rг Q2, м

При различных подачах и полученные данные сводим в табл. 2.6.

Таблица 2.6

Параметры трубопровода водоотливной установки

Q1 м3/час	О
	0	250	500	750	1000	1250
Rг·Q2, м	0	0,22	0,87	1,97	3,5	5,47
Н1, м	165	170,22	170,87	171,97	173,6	175,47
Ч00,380,590,710,770,71

По данным таблицы строим на одном графике в одном масштабе характеристику трубопровода с характеристикой насоса (рис. 2.4)

H = t (Q) - характеристика насоса

Ч		Нм
		240
		220
1,0		200
0,9		180
0,8		160
0,7		140
0,6		120
0,5		100
0,4		80
0,3		60
0,2		40
0,1		20

Рис. 2.4. Характеристика трубопровода и насоса

Пересечение этих характеристик дает точку рабочего режима насоса.

Точка А - рабочий режим насоса:

Qp = 1000 м3/час

Ч = 0,77

Нм = 174 м

Проверяем насос на устойчивость режима работы

К уст. =

где: Но = 220 м - напор при закрытой задвижке.

Выбираем электродвигатель А-143-4: мощность 800 кВт, U = 6000 В, n = 1450 об/мин,  = 0,95, cos=0.9.

Коэффициент запаса мощности:

По расчету необходимо 4 насоса + 1 ремонт + 1 резерв. Итого 6 насосов 10НМК 2.

Число часов работы водоотливной установки при откачке нормального и максимального притоков воды будет равно:

Таким образом, выбранные насосы вполне удовлетворяют требованиям необходимой производительности и для условий максимального притока:

Рmax = 4 *1000 = 4000 м3/ч. >3500 м3/час.

Для автоматизации водоотливной установки принимаем УАВ - унифицированную аппаратуру водоотлива, которая обеспечивает:

автоматическое включение насосных агрегатов в зависимости от уровня воды в водосборнике;

автоматический и ручной режим работы любым насосным агрегатом при сохранении автоматического режима других установок.

запуск от диспетчера независимо от уровня воды в водосборнике;

включение резервного насосного агрегата, при выходе из строя работающего;

работу насосов с управляемыми задвижками и без них.

Обеспечиваются следующие виды защиты: от перегрева подшипников, гидравлическая по расходу воды и давлению, от заклиниванию задвижек, от исчезновения напряжения в условиях управления, невозможное или повторное включение неисправного агрегата.

Насосная станция обеспечивается сигнализацией: о работе насосов, о неисправности насосных агрегатов, об аварийном уровне воды в водосборнике и срабатывании других видов защиты.

3. Специальная часть

.1 Совершенствование экскаваторного отвалообразования на отвале скальной вскрыши

На железорудных карьерах расходы на отвалообразование достигают 15% стоимости полезного ископаемого, что подтверждает необходимость тщательного обоснования параметров отвала, выбора типа отвального оборудования, схемы отвальных путей и т.д. Институтом Центрогипроруда вскрышные породы Лебединского месторождения рекомендуется укладывать на площадях двух внешних отвалов. Поэтому проектом предусматривается раздельное складирование пород вскрыши. Рыхлая вскрыша транспортируется на железнодорожный отвал №2, расположенный в пойме р. Осколец в 1,5км от предельного контура восточного борта карьера. Площадь отвала ограничена с севера - р. Осколец, с юга - существующей промышленной застройкой и транспортными коммуникациями. Отвал эксплуатируется с момента начала строительства карьера. Для инженерно-геологического обоснования допустимых параметров отвала и отвальных ярусов с учетом фактического состояния и прогнозного изменения свойств и состава пород во времени и пространстве был проанализирован качественный и количественный состав породных смесей, которые согласно проекту института Центрогипроруда будут поступать в отвал до конца отработки месторождения.

Скальная вскрыша транспортируется на железнодорожный отвал №1, расположенный в 6 км от южного борта карьера на склонах б. Дубровский Лог. Складирование этих пород осуществляется селективно в обособленный отвал с целью создания условий для последующего использования окисленных железистых кварцитов в обогатительном процессе, а сланцев и кварцитопесчаников - в производстве щебня (см. графическую часть, лист 4).

В настоящее время наиболее распространенными средствами механизации отвальных работ являются одноковшовые экскаваторы типа мехлопата и драглайны. Учитывая, что обновление экскаваторного парка в карьере предусматривается путем замены экскаваторов ЭКГ-8 на ЭКГ-10, проектом предусматривается на отвалах также использовать экскаваторы ЭКГ-10. Применение мощных мехлопат на отвалообразовании отличается приемкой более тяжелого подвижного состава, в связи с большей устойчивостью ж.д. путей, значительно меньшим объёмом путевых работ, высокой производительностью отвальных тупиков и рабочих, занятых на отвальных работах. Породный состав разгружается в приёмный бункер повагонно. Состав подвигается на отвале вперёд думпкарами.

Процесс отвалообразования мехлопатами заключается в следующем (см.. рис. 3.1.)

Рис. 3.1. Схема отвалообразования при использовании железнодорожного транспорта.

При использовании мехлопат отвальный уступ разделяется на два подступа. Экскаватор устанавливается на кровле нижнего подступа, переэкскавирует породу, разгружаемую из думпкаров в приемный бункер. Последний создается самим экскаватором у нижней бровки верхнего подуступа (см. графическую часть, лист 5).

Из приемного бункера порода перемещается вперед по ходу экскаватора в нижний подступ сбоку под откос отвала и сзади экскаватора в верхний подступ. Отсыпав верхний подступ или одновременно нижний и верхний подступы в пределах радиуса своего действия, экскаватор перемещается вдоль фронта разгрузки на расстояние, определяемое его линейными параметрами, вновь сооружает приемный бункер и производит переэкскавацию породы.

После отсыпки по всей длине тупика обоих подуступов на ширину отвальной заходки железнодорожный путь переукладывают на новую трассу и экскаватор приступает к отсыпке новой заходки.

Общая высота отвального уступа составляет:

Но. = h1 + h2, м,

где : h1 и h2 - высота верхнего и нижнего подступов соответственно, м.

В среднем высота уступа составляет 15-30 м.

Высота верхнего отвального подступа (h1) не должна превышать максимальной высоты разгрузки экскаватора. Превышение вновь отсыпаемого отвального уступа над старым (h3) » 0,05 м (Но). Высота отвального забоя (h4) определяется типом экскаватора и высотой отвала и составляет 6-7,5 м. Длина тупика изменяется от 0,6 до 2,5 км (в среднем до 1,5 км). Рациональная длина тупика при экскаваторах с емкостью ковша 5-10 м3 составляет 1-2 км.

Вместимость приемного бункера экскаваторного отвала Vб. (м3) определяется его длиной L (длиной фронта разгрузки), высотой отвального забоя h4 и глубиной h5.

б. = Р * L * (h4 + h5) * Кр,

где:   Р = 1,5 - 2м - дальность разгрузки породы на уровне рельсового пути.

При работе отвальных экскаваторов ЭКГ-10 разгрузка породы в приемный бункер без простоя ж.д. состава возможна при вместимости последнего 650-700 м3.

Площадь отвала для размещения годового объема скальной вскрыши составит:

с.в. = (Qр.в.* Кр.) / (Нс + Кн. * Нс), м.;

где:   Q с.в. = 8 000 000 м3 - годовой объём работ по рыхлой вскрыше;= 1,3 - коэффициент разрыхления пород в отвале;н = 0,8 - коэффициент неравномерности отсыпки пород в отвале;

Нс. = 30 м - высота яруса отвала

Sс.в. = (8 000 000 * 1,3) / (30 + 0,5 * 30) = 231 111 м2

При проектировании отвального поля отвала Н задается любой, согласно физико-технических свойств складируемой породы. Длина отвального поля по  по нормам проектирования при экскаваторном отвалообразовании для ЭКГ-10 принимаем на скальном грунте L0 = 2 000 м

Ширина отвала по данным норм проектирования В0 =1:2, где L0 - длина отвала. Если L0 известна, то В0 =2L0, тогда периметр отвальной площади:

 = (L0 + В0) * 2, м;

 = (2000 + 4000) * 2 = 12 000 м.

Определяем число составов, подаваемых на отвальный тупик в сутки:

где:   Т - продолжительность смены в часах, ч.;

f. = 0,8 0,9 - коэффициент неравномерности работы транспорта;

L - расстояние от обменного пункта до места разгрузки, км;

v = 710 - средняя скорость движения, км/ч;

 = 0,05 - время необходимое на связь при обмене составов, ч;

nв - число вагонов в составе;

tp - время разгрузки одного вагона, ч.

Приемную способность отвального тупика принимаем согласно норм технологического проектирования.

где:   q - объем породы в вагоне, м3

в смену

Шаг передвижки рельсового пути на отвальном тупике для ЭКГ - 10 составит:

а. = 0,9 * (R4max + Rpmax), м

где:   R4max = 18,4 м. и Rpmax =16,3 м. - соответственно максимальный радиус черпания и разгрузки экскаватора.

а = 0,9 (18,4 + 16,3) ≈ 31 м.

Приемная способность отвального тупика между передвижками ж.д. пути для ЭКГ - 10

о.m = (Lт * hо * а.) / Кр., м3

где:   Lт = 2 000 м - длина отвального тупика;= 30 м - высота отвала;

Vo.m = (2000 * 30 * 31) / 1,2 = 1 550 000 м3

Продолжительность работы отвального тупика между двумя переукладками железнодорожного пути:

где:   Vo.m - приемная способность отвального тупика между двумя переукладками;

Vc - суточная приемная способность (по объему в целике) отвального тупика, м3:

где:   Nc - число локомотивосоставов, которые могут быть разгружены в сутки;

 - объем вскрыши перевозимый составом, м3;

 - вес поезда, т;

 - плотность породы, т/м3.

Количество отвальных тупиков для размещения скальной вскрыши:

где:   Vв.с. -суточный объём скальной вскрыши в карьере, м3

Vс - суточная приемная способность тупика.

Vв.с = Qc.в. / Nсут. = 8 000 000 / 365 = 21 917 м3;

о.т. = 21 917 / 6510 = 3,4.

Общее количество тупиков на отвале с учетом и тех, на которых производят переукладку пути:

т.о. = Nо.т. * (1 + )

где:   t - продолжительность (сутки) переукладки рельсового пути одного тупика.

Nт.о. = 3,4. * (1 + ) = 3,57

Принимаем 4 рабочих тупика для отвалообразования скальной вскрыши.

Рассчитываем количество экскаваторов необходимых для размещения годового обьема скальной вскрыши:

Таблица 3.1

Техническая характеристика ЭКГ-10

№№ п/п	Показатели	Ед. измерения	Значения
1	Вместимость ковша	м3	10
2	Максимальный радиус черпания Rчmax	м	18,4
3	Максимальный радиус разгрузки Rрmax	м	16,3
4	Рабочая скорость передвижения	км/ч	0,42
5	Средне удельное давление на грунт	МПа	0,216
6	Мощность сетевого двигателя	кВт	630
7	Продолжительность цикла	с	26
8	Масса экскаватора	т	395

Расчет производительности экскаватора ЭКГ-10

а) паспортная производительность

Пэ.т.= 60*Е*nк (м3/час)

где: Е - емкость ковша,м3

nк - число ковшей, разгружаемых в минуту,

Тц - паспортная продолжительность цикла, сек

Пэ.т = 60*10*2,30 = 1380

б) техническая производительность

 м3/час

где: кз - 0,65; коэффициент забоя;

кэ - коэффициент экскавации

кэ =

где: кн.к - 1,08;коэффициент наполнения ковша;

кр.к - 1,5; коэффициент разрыхления породы.

Пэ.т =

в) сменная производительность экскаватора:

Пэ.см = Пэ.т * Тсм * ки.э. м3/смену

где: Тсм продолжительность смены, час

ки.э - коэффициент использования экскаватора во времени берем по Лебединскому месторождению 0,85

Пэ.см = 468 * 8 * 0,85 = 3182 м3/смену

г) годовая производительность экскаватора ЭКГ - 10

Пэ.г. = Пэ.см nсм Nсм

где: Nсм - число дней работы экскаватора в году;

nсм - число рабочих смен в сутки

Пэ.г. = 3182 * 3 * 260 = 2481960 м3/год

Определяем парк экскаваторов ЭКГ - 10 на отвале скальной вскрыши:

р.э. =

Количество единиц инвентарного парка

Nэ.ин. = 1,25 * 3,22 = 4,03

Соответственно принимаем на отвале скальной вскрыши 4 экскаватора ЭКГ - 10 что соответствует количеству железнодорожных тупиков.

Проектом предусматривается совершенствование экскаваторного оборудования поэтому предлагается заменить экскаватор ЭКГ - 10 на гидравлический экскаватор ЭГ - 550 тем самым уменьшить количество экскаваторов увеличить обьем отвального тупика сократить количество переукладок железнодорожных путей уменьшить капитальные затраты

Рассчитываем количество экскаваторов необходимых для размещения годового обьема скальной вскрыши:

Таблица 3.2

Техническая характеристика ЭГ-550

№№ п/п	Показатели	Ед. измерения	Значения
1	Вместимость ковша	м3	16
2	Максимальный радиус черпания Rчmax	м	19
3	Максимальный радиус разгрузки Rрmax	м	18
4	Рабочая скорость передвижения	км/ч	0,6
5	Средне удельное давление на грунт	МПа	0,196
6	Мощность сетевого двигателя	кВт	1660
7	Продолжительность цикла	с	28
8	Масса экскаватора	т	550

Расчет производительности экскаватора ЭГ-550

а) паспортная производительность

Пэ.т.= 60*Е*nк (м3/час)

где: nк - число ковшей в минуту,

Пэ.т = 60*10*2,14 = 2057

б) техническая производительность:

 м3/час

где: кз - 0,7; коэффициент забоя;

кэ - коэффициент экскавации

кэ =

где: кн.к - 1,08;коэффициент наполнения ковша;

кр.к - 1,5; коэффициент разрыхления породы.

Пэ.т =

в) сменная производительность экскаватора:

Пэ.см = Пэ.п * Тсм * ки.э. м3/смену

где: Тсм продолжительность смены в ч, выбираем 12 часовую продолжительность

ки.э - коэффициент использования экскаватора во времени берем по Лебединскому месторождению 0,85

Пэ.см = 763 * 8 * 0,85 = 5188,4 м3/смену

д) годовая производительность экскаватора ЭГ - 550

Пэ.г. = Пэ.см nсм Nсм

Пэ.г. = 5188,4 * 3 * 260 = 4064640 м3/год

Определяем парк экскаваторов ЭГ - 550 на отвале скальной вскрыши:

месторождение железистый кварцит карьер

р.э. =

Количество единиц инвентарного парка

Nэ.ин. = 1,25 * 1,97 = 2,47

Соответственно принимаем на отвале скальной вскрыши 3 экскаватора ЭГ - 550.

Шаг передвижки рельсового пути на отвальном тупике для ЭГ - 550 составит:

а. = 0,9 * (R4max + Rpmax), м

где:   R4max = 19 м. и Rpmax =18,3 м. - соответственно максимальный радиус черпания и разгрузки экскаватора.

а = 0,9 (19 + 18,3) ≈ 34 м.

Приемная способность отвального тупика между передвижками ж.д. пути для ЭГ - 550

о.m = (Lт * hо * а.) / Кр., м3

где:   Lт = 2 000 м - длина отвального тупика;= 30 м - высота отвала;

Vo.m = (2000 * 30 * 34) / 1,2 = 1 700 000 м3

Продолжительность работы отвального тупика между двумя переукладками железнодорожного пути для ЭГ - 550:

3.2 Расчет экономического эффекта

Экономический эффект (Э) от внедрения технического предложения замены погрузочно - выгрузочного оборудования, разработанного в данной части проекта, при сохранении качественных показателей процесса будет состоять из:

экономии капиталовложений (Эк);

экономии фонда заработной платы за счет уменьшения численности рабочих (Э з.п).

снижение затрат на переукладку железнодорожных путей и отвалообразование 1 м3 скальной вскрыши.

3.2.1 Расчет затрат на электроэнергию

Произведем расчет затрат на электроэнергию, основанием для расчета служит установленная мощность электродвигателей на оборудовании и режим его работы во времени.

Установленная мощность для одного потребителя рассчитывается по формуле:

где: Мн- номинальная мощность сетевого двигателя, квт;

ηдв - номинальный КПД двигателя при средней      загрузке, принимаем 0,85;

cosφ - номинальный коэффициент мощности, cosφ = 0,9.

Для ЭКГ-10:

Для ЭКГ-550:

Фактическая потребленная электроэнергия определяется по формуле:

Wфакт =Nу * Кп*Кр* Nсм*t*Кt / ηдв

где: Кп - коэффициент, учитывающий потери электроэнергии сети, КП = 1,1;

Nсм- число смен работы оборудования, Nсм = 780

t- продолжительность смены, t = 8 часов;

Кt - коэффициент не использования двигателя во времени, Кt = 0,64.

Для ЭКГ-10: Wу = 3296 * 1,1 * 0,6 * 780 * 8 * 0,64/ 0,85 = 10220609 квт/год

Для ЭКГ-550: Wу = 6510 * 1,1 * 0,6 * 780 * 8 * 0,64/ 0,85 = 20186943 квт/год

Расчет оформим в виде таблицы 3.1.

Таблица 3.1

Расчет затрат на электроэнергию

Вариант	Наименование оборудования	Количество потребителей	Номинальная мощность	Установленная мощность для единицы оборудования	Установленная мощность для вида оборудования	Число смен работы оборудования	Количество часов работы оборудования	Коэффициент использова- ния оборудования	Фактически потребленная электроэнергия Wф кВт. час	Затраты по электроэнергии, тыс.руб.
1	2	3	4	5	6	7	8	9	10	11
Базо вый	ЭКГ - 10	4	630	824	3296	780	8	0,64	10220609	15414,9
Проект ный	ЭГ - 550	3	1660	2170	6510	780	8	0,64	20186943	30446,3

Затраты на электроэнергию определяются по двухставочному тарифу по формуле:

Зэл = (а * N max + в * W факт)(1 ± α).

где: а - первая ставка тарифа, а =293 руб/ квт;

в - вторая ставка тарифа, в = 1,51 руб/ квт;

( 1 ± α) - скидки (надбавки) за качество потребления электроэнергии α = 6%.

Зэл. баз = (3296 293 + 1,51*10220609) (1 - 0,06)=

(965728+15433119)* 0,94 = 15414,9 руб/год.

Зэл. прект = (293 6510 + 1,51*20186943)(1 - 0,06) =

(1907430 + 30482283) * 0,94 = 30446,3 руб/год.

Превышение затрат поэлектроэнергии по проектному варианту в сравнении с базовым составит:

Э = 30446,3 - 15414,9 = 15031,4 руб/год

3.2.2 Расчет капитальных затрат и величины амортизационных отчислений на оборудование отвала скальной вскрыши

Расчет капитальных затрат оформим в виде таблицы. Стоимость выемочно - погрузочного оборудования принята по фактическим данным ЛГОКа с учетом затрат на доставку, монтаж и складирование.

Таблица 3.2

Расчет капитальных затрат

Наименование оборудования	Кол - во оборудования шт.		Стоимость единицы оборудования, тыс./ руб.	Общая стоимость тыс/руб.			Амортизационные отчисления
							Норма амортизации %	Сумма Тыс. / руб.
1	2		3	4			5	6
Базовый вариант ЭКГ- 10	4	80000			320000	7,8		24960
Проектный вариант ЭГ - 550	3	90000			270000	8,0		21600

Экономический эффект по капвложениям составит:

Эк = 320000 - 270000 = 50000 тыс / руб.

таблица 3.3

Расчет годового фонда заработной платы рабочих на перегрузочном пункте

Вариант	Наименование профессии	Марка оборудования и его количество	Количество смен	Количество человек - смен	Число работающих человек			Разряд	Тарифная ставка руб./см	Основная заработная плата, тыс./руб			Дополнительная заработная плата (20%)	Всего заработная плата, тыс./руб.
					Ч яв.	Кс.с	Чсп			По тарифу	Премия (100%)	Итого
1	2	3	4	5	6	7	8	9	10	11	12	13	14	15
Базовый	Машинист экскаватора	ЭКГ - 10 4шт	3	3060	12	1,2	15	5	220	673200	673200	1346400	269280	1615,7
	Машинист экскаватора	ЭКГ - 10 4 шт.	3	3060	12	1,2	15	6	200	612000	612000	1224000	244800	1468,8
	Всего по варианту													3084,5
Проек-тный	Машинист экскаватора	ЭГ - 550 3шт	3	2244	9	1,2	11	5	220	493680	493680	987360	197472	1184,8
	Машинист экскаватора	ЭГ - 550 3 шт.	3	2244	9	1,2	11	6	200	448800	448800	897600	179520	1077,1
	Всего по варианту													2261,9

Определим экономический эффект по фонду заработной платы. Коэффициент списочного состава (Кс.с) принимаем равным Кс.с= 1,2 ( по фактическим данным ЛГОКа), число рабочих дней для 1-го рабочего:

Трет.раб.= ( Ткал- Тпр - Твых- Тотп)* Кп = (365 - 12 - 104 - 37)*0,96 = 204 дня/год

Экономический эффект от уменьшения численности рабочих составит:

Эзп =3084,5 - 2261,9 = 822,6 тыс. руб/год.

Экономия по Единому социальному налогу составит:

ЭЕСН = 822,6 * 0,28= 230,3 тыс.руб/ год.

Общий эффект по заработной плате равен:

Эфзп = 822,6+230,3 = 1052,9 тыс.руб/год.

Таблица 3.4

Затраты на материалы по вариантам

Наименование материалов	Ед. измер.		Норма расхода на 1000м3		Годовой расход	Цена за единицу материала руб.		Стоимость годового расхода материалов тыс/руб.
1	2		3		4	5		6
Базовый вариант Зубья ковша	шт.		0,235		1880	6500		12220,0
Канаты стальные	м		7,2		57600	250		1440,0
Кабель гибкий	м		1,87		14960	500		7480,0
Бензин	л		3,1		8000	17		136,0
Керосин	л		32		256000	12		3072,0
Электроды	кг		1,5		12000	112		1344,0
Дизельное масло	л		2,1		16800	50		840,0
Трансформаторное масло	л		2		16000	50		800,0
Графитная смазка	кг		0,5		4000	20		80,0
Солидол	кг		1,7		13600	16		217,6
Обтирочный материал	кг	1,32		10560			9		95,1
Итого									27724,7
Неучтенные материалы (20%)									5544,9
Всего по варианту									33269,6
Проектный вариант Зубья ковша	шт.	0,265		2120			6500		13780,0
Кабель гибкий	м	1,87		14960			500		7480,0
Авиационное масло марки «А»	л	3,1		24800			50		1240,0
Трансформаторное масло	л	2		16000			50		800,0
Электроды	кг	0,5		4000			112		224,0
Графитная смазка	кг	0,5		4000			20		80,0
Солидол	кг	1,7		13600			16		217,6
Обтирочный материал	кг	1,32		10560			9		95,1
Итого									23916,7
Неучтенные материалы (10%)									4783,3
Всего по варианту									28700

Затраты на текущий ремонт и содержание основных средств принимаем укрупненным методом в размере 40% , от амортизационных отчислений.

Таблица 3.5

Затраты на переукладку 1 км. Железнодорожного пути на отвале принимаем по данным ОАО «Лебединский, руб.

№ п/п	Значение
1	2	3
1	Подрывка	10400
2	Съемка опор	1560
3	Съемка звеньев	7800
4	Укладка звеньев	10400
5	Ремонт	11000
6	Балансировка	2600
7	Выправка	5200
8	Установка опор	1560
9	Послеосадочный ремонт	1480
	Всего	52000

Исходя из стоимости переукладки 1 км. железнодорожного пути рассчитываем затраты по переукладки пути по сравниваемым вариантам, результаты расчетов представим в виде таблицы:

Таблица 3.6

Затраты на переукладку железнодорожного пути по вариантам

Вариант	Время между переукладкой путей на отвале, суток	Коли-чество отвальных тупиков	Шаг передвижки рельсового пути на отвальном тупике, м.	Число переукладок в год	Затраты на переукладку пути
					на 1 м., руб.	Всего, тыс.руб.
1	2	3	4	5	6	7
Базовый	238	4	31	4	5200	644,8
Проектный	261	3	34	3	5200	530,4

Экономия затрат на переукладку железнодорожного пути составит:

Эпер. = 644,8 - 530,4 = 114,4 тыс.руб./год,

Общий годовой экономический эффект от внедрения предложенного технического мероприятия составит:

Эобщ.год. = Эзп+Эк-Ээл+Эпер

Эобщ.год = 1052,9 + 50000,0 - 15031,4 + 144,4 = 36165,9 тыс.руб./год,

На основании полученных расчетов произведем калькулирование затрат на отвалообразование 1 м3 скальной вскрыши (таблица 3.7).

Таблица 3.7

Затраты на отвалообразование 1 м3 скальной вскрыши.

Наименование показателей	Ед. изм.	Варианты
		базовый		Проектный
		на весь объем	на 1 м3	на весь объем	на 1 м3
1	2	3	4	5	6
Материалы	тыс.руб.	33269,6	4,16	28700,0	3,6
Зарплата	тыс.руб.	3084,5	0,39	2261,9	0,28
ЕСН	тыс.руб.	863,7	0,11	633,3	0,07
Электроэнергия	тыс.руб.	15414,9	1,92	30446,3	3,8
Амортизация	тыс.руб.	24960,0	3,12	21600,0	2.7
Текущий ремонт и содержание основный средств	тыс.руб.	9984,0	1,25	8640,0	1,08
Затраты на переукладку пути	тыс.руб.	644,8	0,08	530.4	0,07
Итого	тыс.руб.	88221,5	11,03	92811,9	11,6

Принятие инвестиционных (связанных с капитальными вложениями) решений всегда требует сопоставления возможных вариантов и выбора из них наивыгодного. Такие сопоставления и выбор осуществляется с помощью показателей сравнительной экономической эффективности капитальных вложений. Наиболее распространенными из них показателями являются приведенные затраты. Величина их рассчитывается по формуле:

Зпр = С + Ен * К           min,

где: С и К - соответственно себестоимость продукции и капитальных

вложений по оцениваемому варианту;

Ен - нормативный коэффициент сравнительной эффективности капитальных вложений( или срок окупаемости мероприятия), принимаем Ен = 0,2 и tок= 5 лет.

Из нескольких вариантов выбирается тот вариант, при котором Зпр минимальны. При расчетах сравнительной экономической эффективности варианты приводятся в сопоставимый вид по всем факторам, влияющим на показатели экономической эффективности.

Затраты приведенные по вариантам рассчитываются по формуле:

Зприв = С ед+ Ен * Куд       min,

где: С ед -себестоимость единицы продукции;

Ен - нормативный коэффициент;

Куд- капитальные вложения;

Зприв баз = 11,03 руб/м3 + 0,2 * 40 руб/м3 = 19,03 руб/м3

Зприв проект = 11,06 руб/м3 + 0,2* 33,7 руб/м3 = 18,34 руб/м3

т.е.                                Зприв проект < Зприв баз

Сравнительно исходя из уровня приведенных затрат, разрабатываемый вариант замены выемочно - погрузочного оборудования является более эффективным, чем базовый и может быть предложен к внедрению.

Таблица 3.8

Сравнительная оценка выемочного - погрузочного оборудования по вариантам.

№ п/п	Наименование показателей	Ед. изм.	Варианты		Отклонение %
			Базовый (существую- щий)	Проектный
1	2	3	4	5	6
1.	Обьем	тыс.т.	8000,0	8000,0	-
2.	Применяемое оборудование: - ЭКГ - 10 - ЭГ - 550	шт. шт.	4 -	- 3	- -
3.	Эксплуатационные затраты	тыс. руб.	88221,5	92811,9	105,2
4.	Удельные эксплуатационные затраты, в том числе: - материалы - зарплата - ЕСН - электроэнергия -амортизация -текущий ремонт и содержание основных средств - затраты на пер-дку	руб/м3 - - - - - -  -	11,03 4,16 0,39 0,11 1,92 3,12 1,25  0,08	11,6 3,60 0,28 0,07 3,80 2,70 1,08  0,07	105,2 86,5 71,8 63,6 197,9 86,5 86,4  87,5
5.	Капитальные вложения	тыс. руб.	320000,0	270000,0	90,0
6.	Удельные капиталовложения	руб/м3	40,0	33,7	84,3
7.	Приведенные затраты	руб/м3	19,03	18,34	96,4
8.	Экономический эффект	тыс. руб.	-	36165,9	-

Таблица 3.9

Сравнительная оценка способа механизации отвальных работ.

№ п/п	Показатели	ЭКГ - 10	ЭГ - 550 с ковшом 16 м3	Отклонения, %
1	2	3	4	5
1.	Годовой объем отвальных работ, млн. м3	8,0	8,0	-
2.	Приемная способность тупика, между переукладками железнодорожного пути, м3/год	1550000,0	1700000,0
3.	Производительность экскаватора, млн. м3/год	2,482	4,065	163,8
4.	Количество экскаваторов, шт.	4	3	75,0
5.	Время между преукладкой путей на овале, суток	238	261	109,7
6.	Шаг передвижки рельсового пути на отвальном тупике, м.	31	34	109,7
7.	Количество отвальных тупиков, шт.	4	3	75,0
8.	Число переукладок в год	4	3	75,0
9.	Объем переукладочных работ, м/год	124	102	82,3
10.	Затраты на переукладку пути, тыс.руб./год	644,8	530,4	82,3

4. Горно-электрическая часть

.1 Выбор схемы электроснабжения

Для электроснабжения карьера ЛГОКа проектом принимаем питание от районной подстанции «Губкин-330», которая находится в трех километрах от карьера. Проектируемый карьер является потребителем I, II категории. Поэтому его питание электроэнергии предусматриваем двумя обособленными вводами 110 кВ.

Проектом предусматриваем одну главную понизительную подстанцию ГПП-110/6 кВ, состоящую из ОРУ-110 и ЗРУ-6 кВ, расположенную на восточном нерабочем борту карьера в наиболее удобном месте с экономической точки зрения. Схему электроснабжения принимаем борто-кольцевую, с двумя распределительными пунктами и радиальными лучами ЛЭП и потребителем электроэнергии от КРН. Последние устанавливаем на нерабочем борту в северовосточной и северозападной частях карьера на горизонта +45 м (см. графическую часть, лист 8).

4.2 Род тока и величина напряжения

Род тока определяется электроприводами горнотранспортных машин и механизмов. Для карьерных машин принимаем 3-х фазный переменный ток. В качестве основного рабочего напряжения в карьере принимаем U = 6 кВ.

В соответствии с рабочим напряжением потребителей электроэнергии принимаем следующие стандартные величины напряжений распределительных сетей карьера.

Для контактной сети железнодорожного транспорта - 10 кВ. Для экскаваторов и водоотлива - 6 кВ. Для буровых станков, потребителей промплощадки и другого оборудования - 0,4 кВ.

4.3 Расчет освещения

На открытых горных работах устанавливаем следующие нормы освещения:

место разгрузки железнодорожного состава, автомобилей на отвалах, приемно-погрузочных пунктах - 3 Лк;

лестницы спуска с уступа на уступ - 3 Лк;

автодороги в пределах карьера - 0,5 Лк;

место работы экскаваторов - 5 Лк;

постоянные пути движения трудящихся в карьере -1 Лк.

Площадь проектируемого карьера составляет 3040000м2. Суммарный световой поток  определяем по формуле:

,

где,  - норма освещенности;

- освещаемая площадь;

 - коэффициент запаса;

 - коэффициент, учитывающий потери света в зависимости от конфигурации освещаемой площади.

Для освещения карьера принимаем лампы ДКCТ 20000 Основные характеристики лампы типа ДКCТ 20000:

Таблица 4.1

Мощность, Вт	20000
Рабочее напряжение, В	380
Рабочий ток, А	60
Световой поток, лм	694000
Световая отдача, лм/Вт	34,7
Коэффициент мощности	0,85
Спектр	сплошной

Определяем необходимое число ламп ДКCТ 20000:

Исходя из норм освещенности карьера, с помощью методики расчета освещения больших площадей ксеноновыми лампами производим расчет и выбор необходимого осветительного оборудования:

1.       принимаем высоту установки светового прибора h = 30м и угол наклона светового потока к горизонтали Θ = 10.

2.      задаваясь отношением х/h, определяем  для данного угла Θ = 10 по формуле:

,

где, p - коэффициент отражения.

.        определяем величину относительной освещенности:

Е = Еmin· p · h · k клк,

где, k = 1,5 - коэффициент запаса;

Еmin = 0,5 - норма освещенности.

.        зная значения , Е, по кривым относительной освещенности определяем .

.        зная , определяем координату по формуле:

.        координаты x и y определяют точку с заданной горизонтальной освещенностью Еmin.

Задаваясь рядом значений х и , получаем кривую равных значений освещенности Еmin.

Пользуясь формулами приведенными выше и графиками кривых относительно освещенности построим изолюксу горизонтальной освещенности.

Все расчеты сводим в таблицу 4.2.

Таблица 4.2

Угол наклона	Тип светильника	h, м	Расчетная величина	x/h
				2	3	4	4,5	5	5,5	6	6,5	7	7,5
10	ДКСТ-20000	30	E	20,5	46	65	88	109	150	191	233	287
			1,20,9111,21,1510,60,550
			y	77	85	122	138	183	188	181	118	158	0

Принимаем для освещения карьера 32 ламп типа ДКCТ 20000.

Мощность, расходуемая лампами составит:

.

Лампы запитываем от сети 6 кВ через трансформаторы ТМ-25-6/0,4 кВ, установленные на осветительных мачтах. На нерабочем борту карьера устанавливаем стационарные мачты, на рабочем - передвижные.

Высота мачты - 25 м.

Исходя из количества тупиков принимаем 3 лампы.

Для освещения автодорог принимаем дополнительное освещение с применением светильников СПО-300.

Общая протяженность дорог составляет 6800 м, расстояние между светильниками - 25 м. Рсв = 0,3 кВт, тогда необходимое количество светильников СПО-300 будет:

Мощность, потребляемая на освещение автодорог составит:

.

Высота подвески светильников от земли не ниже 6 м.

Освещение производственных зданий подсчитываем методом удельной мощности:

, где

 - удельная мощность;

 - площадь производственных помещений.

.

Дополнительное освещение рабочих мест экскаваторов и буровых станков осуществляется от трансформаторов собственных нужд этих машин прожекторами типа ПЗС-35. Управление наружным освещением карьера автоматическое с использованием фотоэлементов.

Данные по расчету освещения сводим в таблицу 2.3..

Таблица 2.3.

№ п/п	Наименование объекта освещения	Установленная мощность Ру, кВт
1.	Наружное освещение карьера	640
2.	Освещение отвала	60
3.	Освещение автодорог	81,6
4.	Освещение помещений	22,3
Итого		803,9

.4 Расчет электрических нагрузок

Расчетными данными для определения нагрузок отдельных потребителей и всей системы электроснабжения являются сведения о количестве потребляемой энергии, их расположения, номинальной мощности.

Для расчета составляем таблицу нагрузки и определяем расчетные активные и реактивные мощности, по суммарным значениям которых определяем расчетную мощность трансформаторов ГПП.

;

;

;

Данные расчета заносим в таблицу. По данным расчета активной и реактивной энергии принимаемыми из таблицы, определяем средневременной tgφ по формуле:

что соответствует cosφр =0,99. Устройств, компенсирующих реактивную мощность не требуется, так как синхронные двигатели экскаваторов ЭКГ-8И являются потребителями реактивной энергии.

cosφр полностью удовлетворяет нормам.

Таблица 4.4

Расчетные данные электрических нагрузок

Наименование потребителей	Количество потребителей			Номинальная мощность Рном, кВт	Суммарная мощность ΣРном, кВт		Коэффициент спроса, Кс		Расчетный коэффициент мощности cosφ		Коэффициент реактивной мощности tgφ			Число часов работы в сутки, ч.	Расчетная мощность					Суточный расход				Годовой расход энергии
															Рр = Ксх х ΣРном кВт		Qр = Ррх хtgφ кВар			Wа = Рр х х tс кВар ч		Wр = Qр х х tс кВар ч		Число дней работы в году		Wгод = Wа · Траб тыс.кВт ч
1	2			3	4		5		6		7			8	9		10			11		12		13		14
Экскаватор ЭКГ-8И	8			520	4160		0,6		-0,8		-0,75			21	12096		-1872			52416		-39312		365		19132
Экскаватор ЭКГ-10	32			630	20160		0,6		-0,8		-0,75			21	4800		-9072			254016		-190512		365		92716
Нас4.4осы водоотливные	6			1000	6000		0,8		0,8		0,5			20	19392		2400			96000		48000		365		35040
Итого					30320										19392		-8544			402432		-181824				146888
Потребители 0,4 кВ
СБШ-250МН	17			322	5474		0,6		0,7		1,021			21	500				3353,4	68972		70420,8		253		17450
Промплощадка	-			1000	1000		0,5		0,6		1,33			14	400				665,0	7000		9310,0		253		1771
Центральные мастерские	-			1000	1000		0,4		0,6		1,33			14	50				532,0	5600		7448,0		253		1417
Электросварка	5			20	100		0,5		0,4		2,291			7	724				114,6	350		801,9		253		89
Освещение		-	803,9			803,9		0,9		0,9		0,75	10			136		542,6			7235		5426,3		365		2641
Другие потребители в том числе подъем		1	160			160		0,85		0,87		0,55	20			47		74,8			2720		1496,0		253		688
Вентилятор главного проветривания		1	55			55		0,85		0,87		0,55	24			24533		25,7			1122		617,1		365		410
Всего по ГПП						38912,9												-3235,9			495432		-86303,9				171353

4.5 Выбор мощности и количества трансформаторов ГПП

Определим полную потребляемую расчетную мощность:

.

Окончательную расчетную мощность трансформатора определяем с учетом коэффициента совмещения максимума нагрузок от расчетной мощности .

.

Принимаем для ГПП 2 трансформатора ТДТН-16000/110 (оба в работе). При отключении одного из них аварийно, второй обеспечивает нагрузку карьера:

,

что удовлетворяет условиям выбора трансформатора.

Таблица 2.6.

Техническая характеристика трансформатора ТДТН-16000/110.

Наименование	Величины
Номинальная мощность, кВа	16000
Номинальное напряжение, кВ
Высокое, кВ	110
Среднее, кВ	35
Низкое, кВ	6
Потери холостого хода, ΔРхх, кВт	26
Потери корткого замыкания, ΔРк.з, кВт	90

Потери в трансформаторе и его реактивная мощность составят:

, где

 - коэффициент загрузки трансформатора.

= 2Sном

;

; ;

.

С учетом потерь в трансформаторе и его реактивной мощности, полная расчетная нагрузка трансформатора определяется по формуле:

Проверим обеспеченность потребителей карьера при работе одного трансформатора:

,

что удовлетворяет условию выбора трансформатора.

4.6 Устройство и расчет ЛЭП, питающей ГПП

Для питания ГПП предусматриваем 2-х цепную ЛЭП-110 кВ. Концевые и анкерные опоры - металлические, на прямых участках ЛЭП опоры железобетонные.

Провода ЛЭП принимаем стале-аллюминиевые. Выбор сечений проводов производим по длительно допустимому току нагрузки и проверяем провода на потерю напряжения:

,где

 - к. п. д. сети;

 - коэффициент мощности.

Проверяем сечение провода по экономической плотности тока:

, где

 - экономическая плотность тока при продолжительности максимума нагрузки Т = 5000ч (ПУЭ 1.3.7).

Принимаем провод АС-70 с длительно допустимым током I = 265 А. Проверяем сечение провода на потерю напряжения в ЛЭП по формуле:

что значительно ниже 5%.

Для грозозащиты ЛЭП принимаем стальной оцинкованный провод ПС.

4.7 Расчет типа трансформатора для потребителей карьера напряжением до 1000 В

Низковольтные потребителей карьера предусматриваем проектом запитывать от комплектных трансформаторных подстанций, которые подключаются к внутренним ЛЭП 6кВт.

Расчет проводим для следующих потребителей:

а) буровые станки СБШ-250МН, Р = 322 кВт;

б) вентиляторная установка дренажной шахты, Рн = 55 кВт;

в) подъемная установка дренажной шахты БМ-3000/2030, Рн=160кВт;

г) центральные мастерские, Рн = 1000 кВт;

д) промплощадка,       Рн = 1000 кВт.

Расчет проводим по формуле:

,

данные берем из таблицы расчетных нагрузок.

Для СБШ-250МН:

.

Принимаем передвижную трансформаторную подстанцию ПКТП-400/6-0,4, т.е. одновременно оборудование станка не работает.

Для вентиляторной установки принимаем два трансформатора, т.к. она относится к потребителям I категории.

Принимаем два трансформатора ТМ-40/6-0,4.При отключении одного из них аварийно, второй обеспечивает:

, что допустимо.

Для подъемной установки:

Принимаем два трансформатора ТМ-160/6-0,4, один в работе, другой в резерве, т.к. потребитель I категории.

Для центральных мастерских и промплощадки:

Принимаем трансформаторы ТН-630/6-0,4, с учетом того, что перегрузка незначительная и время работы данных цехов в сутки составляет 8часов.

4.8 Устройство и расчет ЛЭП для питания КРП-1, КРП-2, КРП-3

Для питания КРП предусматриваем ЛЭП - 6 кВ. Для питания потребителей карьера предусматриваем проектом установку двух КРП (в районе станция «Кварцитная» и промежуточного склада №2).

От КРП-2, расположенной в районе промежуточного склада №2 питаются экскаваторы промежуточных складов, потребители горизонтов +45м, +60м, +75м. Потребители добычных и потребители вскрышных горизонтов питаются от КРП-1. От КРП-3, расположенной в районе отвала скальной вскрыши питаются 3 экскаватора ЭКГ-10.

Мощность с учетом нагрузок составляет для КРП соответственно:

КРП-1       ,

КРП-2       ,

КРП-3       .

Определим ток в линиях питающих КРП соответственно:

,

,

.

Для питания КРП-1, КРП-2, КРП-3 принимаем сталеалюминевые провода АС-300х2, АС-400, АС-120 соответственно, проверяем провода по потере напряжения в линиях:

Все сечения проводов удовлетворяют требованиям .

4.9 Устройство и расчет ЛЭП для питания трансформаторов 6/0,4кВ

Определим токи в линиях и сечения проводов.

Вентиляторная установка:

.

Принимаем провод АС-16. Проверяем выбранный провод по потере напряжения:

Подъемная установка:

.

Принимаем провод АС-16.

Мехмастерские и Промплощадка, имеющие одинаковую расчетную мощность:

.

.

Принимаем провод АС-95.

Расстояние ЛЭП до промплощадкики 0,5 км, поэтому сечение провода по падению напряжения проверяем для наиболее удаленного потребителя.

, что удовлетворяет нормам <5%.

4.10 Устройство и расчет ЛЭП для питания экскаваторов и буровых станков

Проектом предусматриваем питание потребителей электрической энергией в карьере от передвижных ЛЭП 6кВ. Согласно «Единых правил безопасности» на данной линии могут быть подключено не более 3-х потребителей. Проектом принимаем линии с нагрузкой один экскаватор ЭКГ-8И и один буровой станок СБШ-250МН, и линия с нагрузкой на два экскаватора ЭКГ-8И.

Для первого случая протяженность линии составляет 1,8 км, для второго 800 м. Производим расчет линии для первого варианта:

, где

.

Определим расчетный ток:

Принимаем согласно ПУЭ провод АС-35 с допустимым длительным током нагрузки 175А, то есть линии в карьере должны быть сечением не менее 35 мм.

что допустимо.

Проведем расчет для линии с нагрузкой два экскаватора ЭКГ-8И.

.

.

Для данной линии также принимаем провод АС-35 с допустимым длительным током нагрузки 175А. Питающий кабель для ЭКГ-8И принимаем длиной 0,2 км типа КГЭ 3 х 35 + 1 х 16.

Для расчета кабеля для бурового станка СБШ-250МН определяем ток нагрузки на стороне 0,4 кВ.

.

Принимаем кабель типа КГЗ З х 150 + 1 х 50.

4.11 Расчет защитного заземления

Проектом предусматриваем общую заземляющую сеть для установок напряжением 0,4 кВ и 6 кВ, которая осуществляется путем непрерывного соединения всех заземляющих устройств. Такая система защитного заземления значительно проще защитного заземления с различными местными заземлителями и отвечает ПТЭ. Предусматриваем прокладку трех контуров заземления. Один контур заземления устанавливается вокруг ГПП. От этого контура (центральный заземляющий) отходит заземляющий провод АС-35, закрепленный на отходящих опорах воздушной ЛЭП-6 кВ, отходящим к потребителям.

Дополнительно около каждого переключательного пункта устанавливаем местное заземление, которое при помощи отвода присоединяется к общему проводу заземляющего контура.

Экскаваторы и буровые станки, получающие питание через гибкие шланговые кабели заземляются через заземляющую жилу, четвертым заземляющим проводом. В сетях с изолированной нейтралью сопротивление защитного заземления определяется по формуле:

, где

 - коэффициент прикосновения;

 - допустимое напряжение прикосновения;

Сопротивление центрального заземляющего контура:

, где

 - сопротивление центрального заземляющего провода АС-35, ;

- сопротивление заземляющей жилы гибкого /•10 57-10 кабеля КГЭ - 35.

Центральный заземлитель выполнен из стальных труб  и . Трубы и соединительный заглубляются на расстояние 50см от поверхности земли (грунт глинистый . Сопротивление одного трубчатого заземлителя:

Определяем число элементов заземляющего контура по формуле:

.

Принимаем 6 штук.

Расстояние между трубами принимаем не менее двойной длины трубы , т.к. считаться со взаимным рассеиванием их друг от друга:

а = 6,                   ,    

С учетом данного коэффициента количество труб будет:

Окончательно принимаем 10 труб.

Длина соединяющего прута.

Сопротивление прута будет:

Сопротивление заземляющего контура:

 - коэффициент использования прута;

 - коэффициент использования труб.

Общее сопротивление заземляющей сети до наиболее удаленного участка сети: что удовлетворяет нормам ПТЭ.

4.12 ТБ при техническом обслуживании и эксплуатации карьерных электроустановок

При устройстве, эксплуатации и ремонте, электрического оборудования и электрических сетей карьера соблюдаем требование действующих правил устройств электрических установок [ПУЭ]. Правил технической эксплуатации электрических установок потребителей [ПТЭ]. Правил техники безопасности при эксплуатации электропотребителей [ПТБ]. Правил пользованья и испытания защитных средств, применяемых в электроустановках [ЕПБ], нормативов по защите электроустановок открытых горных работ от атмосферных перенапряжений, государственных и отраслевых стандартов, местных инструкций.

Для исключения случайного касания к токоведущим частям распределительных устройств (РУ) все двери РУ напряжением свыше 1000 В и КТП должны иметь надежные запирающие устройства. Их корпуса должны иметь надежное соединение с заземляющим проводом воздушных ЛЭП. Расстояние от нижнего фазного провода воздушной ЛЭП при максимальной стреле провиса до поверхности рабочей площадки уступа должно быть не менее 5 метров, до откоса уступа не менее 3 метров.

Для изготовления стоек передвижных опор следует применять древесину, соответствующую ГОСТ-9462-71 и ГОСТ-9463-72, по качеству не ниже 3-го сорта. Работы в близи действующих ЛЭП производить только по наряду. По наряду выполняются работы в эл. установках на ЛЭП напряжением выше 1000 В; на ВЛ при подъеме на опору выше 2-х метров, а так же работы связанные с подъемом на 1111, КТП и другие эл. установки; при ремонте гибких кабелей на месте их наладки, прокладкой релейной защиты и испытанием повышенным напряжением эл. оборудования. Другие виды работ в эл. установках напряжением выше 1000 В согласно ПТЭ и ПТБ выполняются по устному распоряжению с записью в оперативном журнале. Карьерные линии выше 1000 В оснащаем устройствами релейной защиты от однофазных и других видов замыканий на землю.

Все металлические части горных машин и механизмов заземлены. После взрывных работ заземление в зоне взрывных работ осматриваем. На каждом карьере должен быть не сниженный запас защитных средств в соответствие с ПТЭ и ПТБ эл. установок потребителей не менее двух полных комплектов по нормативам на каждые 10 горно-транспортных машин, не менее 20% норм рудного перечня для всего карьера,

На экскаваторах и бурстанках предусматриваем защитные средства:

- указатель напряжения до и выше 1000 В;

- диэлектрические перчатки и боты;

- защитные очки, переносное заземление;

- изолирующие штанги;

предупредительные плакаты.

5. Безопасность и экологичность проектных решений

.1 Анализ опасных и вредных факторов горного производства

Охрана труда - комплекс законодательных положений, правил, норм техники безопасности и промышленной санитарии, направленных на обеспечение безопасных и здоровых условий труда и средств, обеспечивающих безопасность, сохранения здоровья и работоспособности человека в процессе труда (ГОСТ 12.0.002-80).

Опасным называется производственный фактор, воздействие которого на работающих в определенных условиях приводит к травме и другому, вызывающему резкое ухудшение здоровья. Если же производственный фактор приводит к заболеванию или снижению работоспособности, то его считают вредным (ГОСТ 12.0.002-80).

Опасные и вредные производственные факторы подразделяются по природе на 4 группы (ГОСТ 12.003-84): физические, химические, биологические, психофизические.

Для проектируемого карьера в соответствии с ГОСТом 12.0.003.84 характерны опасные и вредные факторы, представленные в таблице 5.1.

5.1.1 Опасные и вредные факторы горного производства, воздействующие на персонал проектируемого предприятия

Травмирующий фактор - негативное воздействие на человека внешнего фактора, которое приводит к травме или летальному исходу.

В настоящее время горнорудные предприятия имеют большое техническое оснащение, при эксплуатации которого растёт и перечень опасных и вредных факторов [30].

К наиболее распространённым относятся следующие вредные производственные факторы:

запылённость и загазованность воздуха;

шум работающих механизмов и вибрация;

электромагнитные поля и ионизирующее излучение;

повышенная и пониженная температуры атмосферного воздуха;

недостаточное и неправильное освещение;

монотонность умственной и физической работ.

Наше государство постоянно заботится об улучшении условий труда и охраны здоровья человека. Все вновь построенные или реконструированные горнорудные предприятия, а также отдельные горные объекты и сооружения принимаются комиссией с участием представителей Госгортехнадзора и Государственной технической инспекции в соответствии с требованиями СНиП.

5.1.2 Места действия опасных и вредных факторов горного производства

Места действия опасных и вредных факторов горного производства указаны в таблице 5.1.

Таблица 5.1.

Опасные и вредные факторы горного производства

№ п/п	Опасные и вредные производственные факторы	Место действия	Последующие воздействия	ПДУ, ПДК, Нормативные документы
1	2	3	4	5
1	Движущиеся машины и механизмы	Экскаваторы, буровые станки, авто и ж/д транспорт	Механические травмы	Разработки месторождений полезных ископаемых открытым способом (ЕПБ)
2	Подвижные части механического оборудования	Экскаваторы, буровые станки, авто и ж/д транспорт	Механические травмы	Разработки месторождений полезных ископаемых открытым способом (ЕПБ)
3	Обрушения при ведении горных работ	В случае потери устойчивости уступов, отвалов, бортов карьера	Механические травмы	Разработки месторождений полезных ископаемых открытым способом (ЕПБ)
4	Повышенный уровень шума	Кабины экскаваторов, буровых станков, автотранспорта	Расстройство нервной системы, тугоухость	ГОСТ-12.1.003-83 ССБТ 75дБ
5	Повышенный уровень вибрации	Кабины экскаваторов, буровых станков, автотранспорта	Заболевания нервной и сердечно- сосудистой систем	ГОСТ-12.10.12.80 ССБТ Частотная характеристика вибрации
6	Повышенная запылённость воздуха рабочей зоны	Погрузочно-разгрузочные работы, БВР, автотранспорт	Профессиональные заболевания дыхательных путей	ГОСТ-12.1.014.84 ССБТ
7	Повышенная загазованность воздуха рабочей зоны	Кабины экскаваторов, буровых станков, автотранспорта - после массовых взрывов	Отравление организма	ГОСТ-12.1.014.84 ССБТ
8	Окись углерода (СО)	Кабины экскаваторов, буровыхстанков, автотранспорта - после массовых взрывов, БВР, ДВС	Отравление организма, аллергия, раздражение кожи	20 мг/м3 (0,0017%) ГОСТ-12.1.005.88 ССБТ
9	Окислы азота (NO, NO2)	Кабины экскаваторов, буровых станков, автотранспорта - после массовых взрывов, БВР, ДВС	Отравление организма	5 мг/м3 (0,00026%) ГОСТ-12.1.005.88 ССБТ
10	Формальдегид	ДВС	Отравление организма, аллергия	0,5 мг/м3 ГОСТ-12.1.005.88 ССБТ
11	Акролеин	ДВС	Отравление организма, аллергия	0,2 мг/м3 ГОСТ-12.1.005.88 ССБТ
12	Бензопрен	ДВС	- // -	ССБТ 0.00015 мг/м3
113	Кремния диоксид кристаллический при содержании в пыли от 2 до 10 % (гранит, шамот, кварцит)	Погрузочно-разгрузочные работы, БВР	Отравления, проф. заболевания	ПДК 4мг/м3
14	Прочие виды пыли	- // -	- // -	ПДК 10мг/м3
15	Повышенное значение напряжения в электрической сети	ЛЭП 110 кВ, 6 кВ, 0,4 кВ, экскаваторы, буровые станки, карьерный ж/д. Транспорт	Электро-магнитное воздействие на организм, электрические травмы	ГОСТ-12.1.010.81 ССБТ
16	Повышенная или пониженная температура воздуха в рабочей зоне	Кабины экскаваторов, буровых станков, автотранспорта	Дискомфорт, простудные заболевания	ГОСТ-12.1.05.88 ССБТ Влажность воздуха 40-60%, t= +15 ÷ +20°С
17	Недостаточная освещённость	Кабины экскаваторов, буровых станков, авто и ж/д транспорта, места перегрузок	Физические, нервно-психологические и эмоциональные перегрузки	СНиП II-4-70 Разработки месторождений полезных ископаемых открытым способом (ЕПБ)

Для уменьшения воздействия вредных факторов на рабочих используются средства коллективной и индивидуальной защиты.

5.2 Мероприятия по безопасности и по улучшению условий труда

Для безопасного ведения горных работ, эксплуатации машин и механизмов в проекте предусматриваем:

высота уступа при работе экскаватора ЭКГ-8И принимается не более 15 м (см. горно-технологическую часть), что исключает возможность нависания горной массы, угол откоса - 80° (§3-24 ЕПБ);

ширина рабочей площадки не менее 45 м, что обеспечивает размещение горного и транспортного оборудования;

устойчивость нерабочих бортов карьера обеспечивается путём оставления предохранительных бортов шириной не менее 1/3 высоты уступа.

Для безопасной работы людей и оборудования предусматривается производить своевременную оборку откосов и поддерживание проектных откосов.

Временные дороги чётко обозначены на местности и оборудованы стандартными дорожными знаками и указателями.

Зубчатые и цепные передачи экскаваторов и буровых станков ограждаются прочными металлическими кожухами, имеющими съёмные части для удобного доступа при осмотре и ремонте.

5.2.1 Меры безопасности при проведении буровых работ

При проведении буровых работ установка бурового станка на площадке для бурения осуществляется после предварительного планирования её бульдозером, так чтобы продолжительная ось располагалась перпендикулярно бровке уступа (для бурения первого ряда скважин) не ближе 3-х метров от неё вне призмы обрушения, во избежание скольжения станка под откос уступа.

Перемещение станка с поднятой мачтой разрешается только по спланированной площадке на расстояние не более 100 м; на расстояние более 100 м передвижение разрешено только с опущенной мачтой.

Запрещается приближение мачты станка ближе 3 метров к ЛЭП, нахождение на продольной оси станка при подъёме или опускании мачты, работа на мачте без предохранительного пояса, нахождение людей на мачте во время работы или при передвижении станка.

Пылеподавление при бурении осуществляется воздушно-водяной смесью. После окончания бурения уступ, скважины очищаются от бурового шлака, покрываются деревянными крестами, выставляются таблички “Осторожно, скважины!”[30].

5.2.2 Меры безопасности при проведении взрывных работ

Для безопасности во время ведения взрывных работ устанавливаются опасные зоны, где выставляются посты охраны этой зоны.

Взрывные работы производятся только в светлое время суток.

О ведении взрывных работ извещают звуковыми сигналами и ракетами. К взрывным работам допускаются лица, сдавшие экзамены и имеющие единую книжку взрывника. До проведения массового взрыва составляют специальный проект проведения взрывных работ. Взрывчатые материалы хранятся на базисном складе ВМ взрывного цеха, место расположения склада ВМ - лог «Березовый». Для кратковременного хранения ВМ на местах взрывных работ используются железные ящики-сейфы, стационарно закрепленные на передвижных караульных помещениях (п.2.5. ЕПБ). Освободившаяся из-под ВМ тара после очистки складируется на тарном складе или уничтожается на специальной площадке для сжигания. Общая вместимость всех хранилищ постоянного расходного склада не должна превышать: взрывчатых веществ - 240 т, детонаторов - 300 тыс. шт., детонирующего шнура - 400 тыс. м, огнепроводного шнура и средств его поджигания - не ограничивается. Хранилища ВМ должны проветриваться и защищаться от проникновения воды и снега [28]. Мешки и ящики с ВМ необходимо размещать на настилах, возле которых вывешиваются таблички с указанием наименований ВВ, средств инициирования, их количества, номер партии, даты изготовления. Температура в хранилищах складов с ВВ на основе аммиачной селитры не должна превышать 30 С. Доставку ВВ к блоку планируется осуществлять по графику в количестве согласно расчёту.

Предусматриваем наиболее безопасный и прогрессивный способ взрывания скважных зарядов с использованием детонирующего шнура, электродетонаторов и пиротехнических реле КЗДШ-6а с интервалами времени замедления 10, 20, 35, 50, 75 млсек. В качестве ВВ используется граммонит.

Согласно практике ведения БВР на ЛГОКе принимаются следующие радиусы опасных зон для людей:

м - при взрывных работах по железистым кварцитам и скальной вскрыше скважинными зарядами диаметром 250 мм.

м - при взрывных работах по рыхлению мела, при дроблении негабаритов методом накладных зарядов (ЕПБ).

Безопасные расстояния для оборудования:

м - при взрывных работах по железистым кварцитам и скальной вскрыше скважинными зарядами диаметром 250 мм.

м - при взрывных работах по рыхлению мела.

5.2.3 Обеспечение электробезопасности (ГОСТ 12.8.019.79)

Питание экскаваторов и буровых станков осуществляется напряжением соответственно 6 и 0,4 кВ. Главная понизительная подстанция понижает напряжение от 110 кВ до 6 кВ. ЛЭП-6 кВ питают экскаваторы и ПКТП-6/0,4 кВ. Карьерные ЛЭП-6 кВ оснащены устройствами защиты от однофазных и многофазных замыканий на землю, многофазных коротких замыканий. Для питания передвижных потребителей карьера напряжением до и выше 1000 В применяем гибкие резиновые кабели в соответствии с ГОСТ-9388-90. С целью предотвращения поражения людей электрическим током все металлические части горных машин и механизмов заземляются (расчёт заземления см. в электромеханической части, раздел “Электроснабжение”). Сопротивление изоляции постоянно контролируется реле утечки типа УАКИ-380. Общее сопротивление заземляющей сети не превышает 4 Ом. Заземления выполнены согласно ПУЭ и ПТБ электропотребителей.

После взрывных работ заземляющая сеть в зоне взрыва осматривается.

Для изготовления стоек передвижных опор принимается древесина, соответствующая ГОСТ-9463-72.

Расстояние от нижнего фазного провода ЛЭП при максимальной стреле провиса до поверхности рабочей площади уступа должно быть не менее 6 м, до откоса уступа - не менее 3 метров.

На экскаваторах и буровых станках имеются защитные средства:

указатель напряжения до и выше 1000 В - по 1 шт.;

диэлектрические перчатки - 2 пары;

боты - 1 пара;

защитные очки - 2 пары;

изолирующая штанга - 1 шт.;

предупредительные плакаты - 1 комплект;

переносные заземления - 1 комплект.

Все средства защиты должны подвергаться периодическим испытаниям в сроки, определённые ПТБ электроустановок.

5.2.4 Производственное освещение

Освещение рабочих мест в производственных помещениях зависит от характера работ, размеров объектов и нормируется СНиП-II-4-79, а в карьере - ЕПБ (табл. 5.2.). Система освещения - комбинированная: местное - прожекторами ПЗС-45, общее - с аппаратурой осветительной мачты лампами ДКСТ-20000.

Таблица 5.2

Нормы освещенности рабочих мест в карьере

Места освещения	Норма освещённости, лк	Фактическое освещение, лк
Место работы экскаваторов и буровых станков	5	5
Постоянные пути передвижения в карьере	4	4
Место разгрузки автотранспорта.	5	5

5.2.5 Защита от пыли, шума, вибрации

Воздух рабочей зоны карьера должен содержать по объёму 20% кислорода и не более 0,5% углекислого газа.

Для борьбы с пылеобразованием в проекте предусматриваем комплекс мероприятий:

периодическое орошение автодорог поливными машинами;

оборудование кабин экскаваторов фильтровентиляционными устройствами;

орошение забоев экскаваторов;

сухое пылеулавливание (3-х ступенчатое) при бурении взрывных скважин.

Для ослабления механических шумов в кабине экскаваторов проектом предусматриваем звукоизоляцию. Основными техническими мероприятиями по борьбе с шумом и вибрацией являются: виброизоляция, звукоизоляция приводов машин кожухами, звукопоглощение, средства демпфирования, своевременное проведение ППР оборудования и совершенствование технологии ремонта и обслуживания, применение СИЗ от шума и вибрации, контроль шумовых и вибрационных параметров, установка акустических экранов, глушителей.

5.2.6 Санитарно-бытовые помещения

Производственные процессы карьера осуществляются при неблагоприятных метеорологических условиях, при значительном выделении пыли.

Проектом предусматриваем: оборудование душевых, размещенных в помещениях для отдыха; устройства для обеспылевания спецодежды, для обогрева и охлаждения рабочих. Помещение для отдыха обеспечиваются аптечками с медикаментами (СНиП-II-92-76).

5.2.7 Административно-бытовые помещения

При каждом карьере должны быть оборудованы административно-бытовые помещения. Бытовые помещения должны иметь отделения для мужчин и женщин и рассчитываться на число рабочих, проектируемое на момент полного освоения карьера.

В состав бытовых помещений должны входить:

гардеробы для рабочей и повседневной одежды;

помещения для сушки и обеспылевания рабочей одежды;

душевые, туалет;

прачечная, мастерские по ремонту спецодежды и спецобуви;

помещение для чистки и мойки обуви;

кипятильная станция для питьевой воды;

помещение для личной гигиены женщин;

здравпункт.

Административно-бытовые помещения, столовые, здравпункты должны располагаться с наветренной стороны не менее чем в 50 метрах от открытых складов угля, руды, ДСФ и других пылящих объектов, но не далее 500 метров от основных производственных объектов. Все эти здания следует окружать полосой насаждений из кустарников, деревьев.

Душевые и бани должны быть обеспечены горячей и холодной водой, из расчёта 500 литров на одну душевую сетку в час и иметь смесительные устройства с регулирующими кранами.

Регулирующие краны должны иметь указатели холодной и горячей воды. Трубы, проводящие горячую воду, должны быть ограждены на высоту 2 метра от пола.

Качество воды, используемой для питья, в обязательном порядке согласуется с Государственной санитарной инспекцией.

Все административно-бытовые помещения должны иметь приточно-вытяжную вентиляцию, обеспечивающую содержание вредных примесей в воздухе этих помещений в пределах норм, предусмотренных соответствующим ГОСТом.

5.2.8 Производственно-бытовые помещения

На каждом участке в карьер для обогрева рабочих зимой и укрытия от дождя летом должны устраиваться специальные помещения, расположенные не далее 300 метров от места работы.

Указанные помещения должны иметь столы, скамьи для сидения, умывальник с мылом, питьевой фонтанчик (при наличии водопровода) или бочек с кипяченой питьевой водой, вешалку для верхней одежды.

Температура воздуха в помещении для обогрева должна быть не менее +20° С.

Кабины экскаваторов, буровых станков и другой техники должны быть утеплены и оборудованы безопасными отопительными приборами.

На участках должны быть закрытые туалеты в удобных для пользования местах, устраиваемые в соответствии с общими санитарными правилами.

На каждом предприятии должна быть организована стирка спецодежды не реже двух раз в месяц, а также починка обуви и спецодежды.

5.2.9 Питьевое водоснабжение

Каждое горное предприятие обязано обеспечить всех работающих доброкачественной питьевой водой в достаточном количестве.

Вода питьевого источника карьера должна подвергаться периодическому химико-бактериологическому анализу для определения её пригодности для питья. Пользование водой для хозяйственно-питьевых нужд допускается после специального разрешения органов Государственной санитарной инспекции. Способы очистки воды, предназначенной для хозяйственно-питьевых нужд и источников водоснабжения, находящихся в ведении карьера, должны быть согласованы с органами Государственной санитарной инспекции.

Водонапорные сооружения поверхностных источников воды, скважины и устройства для сбора воды должны быть ограждены от загрязнения.

Для источников, предназначенных для питьевого водоснабжения, должна устанавливаться зона санитарной охраны.

Персонал, обслуживающий местные установки по приготовлению питьевой воды, должен подвергаться санитарному осмотру и обследованию в соответствии с действующими нормами.

5.2.10 Медицинская помощь

На каждом карьере должен быть организован пункт первой медицинской помощи. Организация и оборудование пункта первой медицинской помощи согласуется с местными органами здравоохранения.

На предприятии, с числом рабочих менее 300 человек, допускается обслуживание рабочих из ближайшего лечебного учреждения.

На каждом участке, в цехах, мастерских, а также на основных горных и транспортных агрегатах и в чистых гардеробных, душевых должны быть аптечки первой помощи. На всех участках и в цехах должны быть носилки для переноски пострадавших в медпункт.

Для доставки пострадавших или внезапно заболевших на работе, с пункта медицинской помощи в лечебное учреждение должны быть санитарные машины, которые запрещается использовать для других целей. В санитарной машине должны быть тёплая одежда и одеяла, необходимые для перевозки пострадавших в зимнее время.

При численности рабочих до 1000 - 1 машина, свыше 1000 - две.

Пункт первой медицинской помощи должен быть оборудован телефонной связью.

5.2.11 Средства индивидуальной защиты

Для предотвращения травмирования и профессиональных заболеваний предусматривается бесплатная выдача работающим средств индивидуальной защиты: спецодежда - костюм х/б, куртка ватная (ГОСТ 12.14.052-78), спецобувь - сапоги, ботинки (ГОСТ 12.4.057-78), предохранительные приспособления - каски, противошумные вкладыши (ГОСТ 12.4.011-78), рукавицы (ГОСТ 12.4.046-78). Данные средства закрепляются за рабочими на срок носки в соответствии с отраслевыми нормами.

5.2.12 Радиационная безопасность

Для установления степени радиоактивной загрязнённости рабочих мест при ведении открытых горных работ отдел охраны труда и техники безопасности рудоуправления обязан регулярно проводить обследование радиационной обстановки карьера, согласно требований “Норм радиационной безопасности (НРБ)”.

5.2.13 Ответственность за нарушение правил безопасности

В зависимости от характера нарушенных инструкций и их последствий руководители, специалисты, рабочие привлекаются к дисциплинарной, административной, материальной или уголовной ответственности в порядке, установленном законодательством.

5.3 Предотвращение и ликвидация аварий

.3.1 План ликвидации аварий

План ликвидации аварий предусматривает мероприятия, необходимые для спасения людей и ликвидации аварий в рудниках и карьерах.

План составляется главным инженером рудника и карьера, согласовывается с ВГСЧ и утверждается главным инженером рудоуправления. План разрабатывается в соответствии с фактическим положением горного производства на руднике и в карьере, один раз в полугодие, не позднее, чем за 15 дней до начала следующего полугодия.

План ликвидации аварий состоит из:

оперативной части, содержащей позиции с указанием возможных аварий, их мест и мероприятий по спасению людей и ликвидации этих аварий;

документов, прилагаемых к плану, содержащих распределение обязанностей между лицами, участвующими в ликвидации аварии; список должностных лиц оповещаемых об аварии; акты проверки состояния цехов и исправности противопожарного оборудования и трубопровода;

графических материалов, содержащих схемы расположения цехов; схемы самих цехов и подъездные пути к ним .

Рабочие рудника и карьера должны быть ознакомлены со своими обязанностями и правилами личного поведения, под роспись в журнале, ввода нового ПЛА в действие.

Планы ликвидации аварий должны находится:

) у главного инженера рудника - 1 экземпляр;

) у диспетчера - 1 экземпляр;

) у командира ВГСЧ - 1 экземпляр

Кроме того, на рабочих местах должны быть вывешены выкопировки из ПЛА, касающиеся данного участка.

Примеры позиции ПЛА

Пожар__________

Мероприятия по спасению людей и ликвидации аварии	Ответственные за выполнение мероприятий и исполнители	Пути и время выхода людей из аварийного участка	Пути движения отделений ВГСЧ и их задания
1. При возникшем пожаре сообщить о нём дежурному диспетчеру и вызвать ВГСЧ.	1. Любое лицо, заметившее аварию	Люди, работающие на аварийном участке, покидают зону действия пожара по пешеходным дорожкам, лестницам. При угрозе распространения пожара люди покидают аварийный участок по распоряжению ответственного руководителя работ.	1 отделение: следовать по пешеходным дорожкам к месту пожара для спасения людей.     2 отделение: следовать по пешеходным дорожкам к месту пожара для его ликвидации.
2. Вывести людей из аварийного участка	2. Дежурный диспетчер, ответственный руководитель работ
3. Отключить электроэнергию аварийного участка	3. Энергодиспетчер
4. Выставить посты на подходах к очагу пожара	4. Дежурный диспетчер, начальник участка

Затопление горизонтов -120, -135, -150, -165 м. водой из дренажных выработок

Таблица 5.3

№ п/п	Мероприятия по спасению людей и ликвидации аварий	Ответственные лица и исполнители	Пути и время (мин.) выхода людей из аварийных и угрожаемых участков	Маршруты движения отделения ВГСЧ и задания	Маршруты движения отделения ВГЧС и задания (отрывная часть)
1	Сообщить диспетчеру РУ (57-24, 12-20), комбината (55-98, 51-03)	Начальник смены	Люди с горизонтов -120, -135, -150, -165 м выводятся на автодороги и на вышележащие горизонты	Согласно карты дорог на плане карьера ВГСЧ принимает участие в спасении людей застигнутых аварией, оказывает первую помощь пострадавшим	Согласно карты дорог на пане карьера ВГСЧ принимает участие в спасении людей застигнутых аварией, оказывает первую помощь пострадавшим
				Ответственный руководитель работ по ликвидации аварии _____________(подпись)	Ответственный руководитель работ по ликвидации аварии _____________(подпись)
2	Вызвать ВГСЧ (9-62-01, 9-62-16)	Диспетчер, начальник смены
3	Сообщить начальнику участка дренажной шахты о прорыве воды	Диспетчер
4	Вывести людей и оборудование с горизонтов -120, -135, -150, -165 м на вышележащие горизонты	Начальник смены, горные мастера буровых и экскаваторных участков
5	Вызвать ИТР РУ согласно списка	Диспетчер РУ	Организовать работу всех насосных установок	Ответственный руководитель по ликвидации аварии

5.3.2 Противопожарные мероприятия

Проектирование и строительство объектов промышленного и хозяйственного назначения производятся с учётом противопожарных норм (СНиП 2.01.02-85; СНиП 2.09.02-85).

Пожаровзрывоопасность производства определяется:

         параметрами пожароопасности и количеством используемых в технологическом процессе материалов и веществ;

         конструктивными особенностями и режимом работы оборудования;

         наличием возможных источников зажигания и условий для быстрого распространения огня в случае пожара.

Согласно Норм пожарной безопасности (НПБ) все объекты, в соответствии с характером технологического процесса по взрывопожарной и пожарной опасности подразделяются на 5 категорий, указанных в таблице 5.4.

Таблица 5.4

Категории взрывопожаробезопасности объектов

Категория помещения	Характеристика веществ и материалов, находящихся (обращающихся) в помещении
А (взрывопожарная)	Горючие газы, легковоспламеняющиеся жидкости с температурой вспышки не более 28 °С, вещества и материалы способные взрываться и гореть при взаимодействии с водой, кислородом воздуха или друг с другом
Б (взрывопожароопасная)	Горючие пыли или волокна, легковоспламеняющиеся жидкости с температурой вспышки более 28 °С
В1-В4 (пожароопасные)	Горючие и трудногорючие жидкости, твёрдые горючие и трудногорючие вещества и материалы (в том числе пыли и волокна) способные гореть в помещениях, которые не относятся к категориям А или Б
Г	Горючие вещества и материалы в горячем, раскалённом или расплавленном виде при обработке которых выделяются лучистые теплоты и искры пламени
Д	Негорючие вещества и материалы в холодном состоянии

Исходя из этого, помещения имеют аварийный выход, систему водяного пожаротушения. Кроме того, на территории промышленной площадки оборудованы противопожарные посты, укомплектованные огнетушителями, ящиками с песком, баграми, лопатами, ломами и вёдрами. На дверях производственных объектов должна быть указана их пожаростойкость. У помещений АБК и цехов должны быть установлены пожарные гидранты. У телефонов должны быть вывешены таблички с указанием номера телефона, по которому вызывается пожарная часть при пожаре.

При оформлении на работу все трудящиеся в обязательном порядке проходят противопожарный инструктаж с регистрацией в специальном журнале.

В кабинах буровых станков и экскаваторов на общедоступном месте должен находится огнетушитель.

Нельзя допускать подтекания топлива и масла. Масляные тряпки и ветошь складывать только в металлические ящики с крышками и по мере накопления удалять. Сварочные работы на экскаваторах и буровых станках производить только при невозможности демонтажа детали. При этом должны быть выполнены мероприятия для защиты работающих от ожогов и должна быть исключена возможность возникновения пожара [29].

Контроль за соблюдением противопожарных мероприятий осуществляется представителями Государственного пожарного надзора, пожарной части и общественными инспекторами.

5.3.3 Связь и сигнализация

Карьер должен быть оборудован связью и сигнализацией, обеспечивающими контроль и управление технологическими процессами и безопасное ведение добычи руды.

Питание устройств связи и сигнализации должно производиться линейным напряжением не выше 220В.

Начальники смен карьера должны иметь телефонную связь с диспетчером карьера или коммутатором рудоуправления.

Стационарные подстанции карьера должны иметь телефонную связь с энергодиспетчером.

Все телефонные линии карьера должны быть не менее чем двухпроводные.

Установки связи и сигнализации должны обеспечиваться защитой от мешающего и опасного влияния высокого напряжения ЛЭП, контактной сети ж/д транспорта, грозовых разрядов и блуждающих токов.

5.3.4 Осушение карьера

Вся наша земля насыщена водяными пластами. Для безопасного ведения горных работ в карьере, осуществляется его осушение по специальному проекту.

Вода, поступающая в карьер, по скважинам сбрасывается в подземные горные выработки дренажной шахты, где она собирается в водосборники. Из водосборников насосы выдают воду на поверхность по трубопроводам, проложенным в стволах шахты.

Часть воды идёт на хозяйственные нужды шахты, а часть - подаётся на объекты горных предприятий.

5.4 Охрана окружающей среды

.4.1 Охрана атмосферы

.4.1.1 Организованные и неорганизованные выбросы

Основные источники загрязнения воздушного бассейна пылью и вредными газами при добыче и переработке руд - дробление, обогащение и окомкования руд на фабриках, массовые взрывы в карьере, а так же пылящие поверхности отвалов и пляжей хвостохранилищ.

Загрязнение атмосферы пылью и газообразными веществами происходят от организованных и неорганизованных источников.

Организованные источники пылевыделения - трубы, аспирационные установки, которые оборудуются пылеулавливающими средствами.

Неорганизованные источники - открытые склады окатышей, концентрата, щебня, отвалы скальной и рыхлой вскрыши, массовые взрывы, хвостохранилища [4].

Основными источниками пылевыделения являются: фабрика крупного дробления, фабрика обогащения, фабрика окомкования, дробильно-сортировочная фабрика, завод силикатного кирпича, карьер (взрывы, выбросы при погрузке горной массы, бурение, пыление автодорог в карьере).

5.4.1.2 Выбросы газов

Загрязнение атмосферы газообразными веществами (окисями азота, углерода, сернистым ангидридом) происходит при массовых взрывах в карьере, производстве окатышей, на промышленной котельной.

Организованные газовые выбросы производят фабрика окомкования, промышленная котельная, вспомогательные цеха.

Неорганизованные выбросы газа образуются в основном при массовых взрывах в карьере.

Проектом предусматривается постоянный контроль воздушной среды на рабочих местах карьера газоаналитической лабораторией ЛГОКа.

5.4.2 Охрана и рациональное использование водных ресурсов

5.4.2.1 Питьевая вода

Контроль за качеством подземных питьевых вод осуществляется в соответствии с ГОСТ-2874-82. Пробы воды для анализа отбираются после насосов первого подъёма перед поступлением воды в сеть, а также в распределительной сети. Отбор проб ведётся в соответствии с ГОСТ-2481-80. Перечень показателей качества воды при лабораторном контроле составляется с учётом местных санитарных условий и согласовывается с органами санитарно-эпидемиологической службы.

На территории ЛГОКа действует три водозабора: РСУ, РУ и котельная энергоцеха. Вода водозаборов РСУ и РУ используется для питьевых целей. Подземные воды исключительно пресные с минерализацией 0,2-0,4 г/л, чистые в санитарном и гигиеническом отношении.

5.4.2.2 Техническая и технологическая вода

Расход технической и технологической воды на производственные нужды осуществляется из Старооскольского водохранилища (2%) и оборотной воды (98%). Таким образом, потребность комбината в воде покрывается за счёт её повторного использования. Техническая и оборотная вода применяется непосредственно в технологии производства концентрата и окатышей, а также при разработке рыхлой вскрыши в карьере способом гидромеханизации. Комбинат имеет один сброс сточных дренажных вод в р. Осколец. Остальную дренажную воду ЛГОК передаёт комбинату “КМАруда” для использования в обогатительном переделе.

5.4.2.3 Сточная вода

Сточные воды, сбрасываемые в р. Осколец, проходят очистку в отстойниках и шлакоуловительных установках, очищаются от взвешенных частиц, ила и нефтепродуктов, аммиачной селитры. После очистки от вредных веществ, осуществляемой в локальных нефтегрязеуловительных установках, вода поступает в отстойники, после чего сбрасывается в р. Осколец.

5.4.3 Охрана и рациональное использование земельных ресурсов

В соответствии с Законом «Об охране окружающей среды» проектом предусматривается возврат в землепользование площадей для сельскохозяйственного использования, нарушенных при добыче полезных ископаемых открытым способом. С этой целью создается цех рекультивации. Рекультивация позволит восполнить земельные ресурсы, улучшить санитарно-гигиенические условия жизни и деятельности тружеников для близлежащих сёл и городов.

Восстановление повреждённого в процессе добычи полезных ископаемых ландшафта обуславливается как общественными интересами, так и эстетическими требованиями общества.

На карьере принимаем механический способ рекультивации, заключающийся в том, что до начала разработки верхний слой земли (чернозём) с помощью скреперов и бульдозеров снимается и складируется. Затем после окончания горных работ или при планировании отдельных участков отвала чернозём равномерным слоем распределяется по этой площади слоем толщиной не менее 0,5 м (согласно ГОСТ 17.5.802-71) (расчётную часть отвалообразования и рекультивации см. в горно-технологической части).

Земельный отвод ЛГОКа включает в себя горнопромышленные объекты, водохранилище, зоны застройки социально-культурного назначения, отвалы вскрышных пород, хвостохранилище, временные отвалы - хранилища чернозёма.

Кроме рекультивации, чернозём применяется для с/х угодий, выполняется санитарно-гигиеническая рекультивация с использованием суглинков (хвостохранилище) и без них (отвал рыхлой вскрыши). На этих площадях посеяны многолетние травы и посажена древесно-кустарниковая растительность.

5.4.4 Охрана и рациональное использование минеральных ресурсов

Рациональное использование минеральных ресурсов заключается в снижении потерь и засорения полезных ископаемых при добыче, повышении извлечения из недр при обогащении, снижении содержания полезных компонентов в отвалах, хвостах обогатительного передела, комплексного использования минерального сырья.

Строящийся завод металлизированных брикетов позволяет комбинату выйти на принципиально новый уровень готовой продукции, производимой по современным технологиям. С целью сохранения железорудных запасов проектом предусматривается раздельное складирование скальной и рыхлой вскрыши, складирование окисленных кварцитов, которые в перспективе, при создании соответствующей технологии обогащения, будут перерабатываться.

Для производства щебня используются кристаллические сланцы и кварцитопесчанники.

На завод силикатного кирпича, а также сторонним организациям организуется реализация песка.

На меловом заводе СП “Руслайм” налажен выпуск высокодисперсного мела различных марок с использованием запасов заскладированного мела.

Ведётся проектирование завода по выпуску сигряновой плитки из мелов Лебединского месторождения. Ведутся дальнейшие исследования и поиск экологически чистых технологий по вовлечению минеральных ресурсов комбината в народнохозяйственное использование.

5.4.5 Утилизация и складирование отходов

В соответствии с приказом “Об организации системной работы с токсическими отходами”, включая их утилизацию, обеззараживание и “захоронение”, на предприятии ведётся инвентаризация токсических отходов, загрязняющих природную среду.

Комбинат заключает договора с нефтебазой города Старый Оскол на сдачу отработанных масел, с кооперативом “Пламя” города Белгород на демеркуризацию ртутьсодержащих электроламп, с предприятиями “Радон” городов Москвы и Саратова на захоронение источников ионизирующего излучения. Металлолом сдаётся организации “Втормет” (г. Белгород). Кроме того, сдаётся чёрный и цветной металл, а также бой огнеупоров. Организуется единая свалка для складирования промышленных отходов.

Проектом предполагается решение вопроса утилизации промасленных грунтов, кислот аккумуляторных батарей, отходов химических лабораторий и гальванического производства, а также антифризов и других токсичных жидких отходов.

В этом направлении ведётся поиск способов и технологий, которые не только исключают экологический ущерб окружающей среде, но и приносили бы комбинату экономический доход.

5.4.6 Правила охраны недр

.4.6. 1 Охрана окружающей среды при пользовании недрами

При пользовании недрами обеспечиваются безопасность для жизни и здоровья населения, охрана зданий и сооружений, атмосферного воздуха, земель, лесов, вод, животного мира и других объектов окружающей среды.

При пользовании недрами осуществляется систематический контроль за состоянием окружающей среды и за выполнением природоохранных мероприятий.

При выявлении необходимости применения более эффективных мероприятий по охране окружающей среды в проектную документацию вносятся необходимые изменения.

Земли, нарушенные в результате производства горных работ приводятся в состояние, пригодное для дальнейшего использования.

При производстве работ, связанных с нарушением почвенного покрова, плодородный слой почвы снимается, хранится и наносится на рекультивируемые земли или малопродуктивные угодья.

При разработке месторождений полезных ископаемых осуществляются мероприятия, предотвращающие или препятствующие развитию водной и ветровой эрозии почв, засолению, заболачиванию или другим формам утраты плодородия земель.

При использовании поверхностных и подземных вод обеспечивается первоочередное (удовлетворение питьевых и бытовых нужд населения, охрана вод от загрязнения и истощения) предупреждение и устранение вредного воздействия горных работ и дренажных вод на окружающую среду.

В пределах горного отвода обеспечиваются гидрогеологические наблюдения и контроль за состоянием подземных и поверхностных вод.

5.4.6.2 Ликвидация и консервация объектов, связанных с пользованием недрами

По завершении отработки балансовых запасов полезных ископаемых, а также в иных случаях, когда дальнейшая разработка месторождения или его части нецелесообразна или невозможна, технологический комплекс по производству горных работ или его часть ликвидируется либо консервируется.

При полной или частичной ликвидации либо консервации горные выработки и буровые скважины приводятся в состояние, обеспечивающее безопасность населения, охрану недр окружающей среды, зданий и сооружений, а при консервации также и сохранность месторождения, горных выработок и буровых скважин на время консервации.

Ликвидация технологического комплекса или его части, как правило, допускается после полной отработки балансовых запасов полезных ископаемых, при отсутствии перспектив их прироста, невозможности и нецелесообразности повторной разработки месторождения и вовлечения в добычу имеющихся балансовых запасов.

Консервация технологического комплекса или его части допускается в случаях временной невозможности или нецелесообразности дальнейшей разработки месторождения или отдельных его участков по технико-экономическим, экологическим, горно-геологическим и иным причинам.

Консервации также подлежат горные выработки и буровые скважины на ликвидируемых предприятиях, перспективные и пригодные для использования в иных целях. После полной или частичной ликвидации или консервации технологического комплекса запрещается использование горных выработок и буровых скважин без согласования с территориальными органами Госгортехнадзора России (Инструкция о порядке ведения работ по ликвидации и консервации опасных производственных объектов, связанных с пользованием недрами, утвержденную постановлением Госгортехнадзора РФ от 2 июня 1999 г. N 33).

5.4.6.3 Ответственность за несоблюдение законодательства Российской Федерации и контроль, за не выполнением требований настоящих правил

Лица, виновные в нарушении Закона Российской Федерации "О недрах", в нарушениях утвержденных в установленном порядке стандартов (норм, правил) по безопасному ведению работ, связанных с пользованием недрами, по охране недр и окружающей природной среды, в том числе нарушениях, ведущих к загрязнению недр и приводящих месторождение полезных ископаемых в состояние, непригодное для эксплуатации, несут уголовную ответственность в соответствии с законодательством Российской Федерации, а также административную ответственность в соответствии с законодательством Российской Федерации и законодательством субъектов Российской Федерации (Статья 49 Закона Российской Федерации "О недрах" в редакции Федерального закона от 03.03.95 N 27-ФЗ).

Государственный горный надзор в целях обеспечения соблюдения всеми пользователями недр предусмотренных законодательством Российской Федерации требований по безопасному ведению горных работ, предупреждению и устранению их вредного влияния на население, окружающую природную среду, здания и сооружения, а также по охране недр, государственный контроль в пределах своей компетенции за рациональным использованием и охраной недр осуществляют органы Ростехнадзора (Подпункт 2 пункта 4 Положения о Федеральном горном и промышленном надзоре России, утвержденного Постановлением Правительства Российской Федерации от 03.12.01 N 841).

.5 Расчётная часть

.5.1 Радиус сейсмической зоны

Расчётная часть радиуса сейсмической зоны производится по массовому взрыву. Расстояние, для которого колебания грунта являются безопасными для зданий и сооружений, рассчитываются по формуле [36]:

,

где  - коэффициент, зависящий от свойств породы;

 - коэффициент, зависящий от величины показателя взрыва ();

=29706 кг - общий вес заряда ВВ (из горно-технологической части).

 м.

Принимаем радиус сейсмической зоны  м.

Расстояние, за которое колебание грунта является безопасным для людей, равно  м.

5.5.2 Расчёт пылеподавления на производственных автодорогах

Для предупреждения пылевыделения карьера автодороги орошаются водой с помощью поливочных машин на базе автомобиля БелАЗ-7548. Периодичность орошаемых автодорог в смену - 4 раза.

Число поливочных машин, необходимых для орошения поверхности автодорог, определяется по формуле [47]:

, штук,

где     - общая протяжённость карьерных дорог, м;

 - ширина проезжей части дорог, м;

 - удельный расход воды для дорог со щебневым покрытием, м3/м2;

 - число оборотов в течение часа;

 - производительность поливочной машины, м3/ч.

, штук.

Принимаем 5 поливных машин на базе автомобиля БелАЗ-7548.

6. Экономико-организационная часть

Исходные данные для расчетов:

№ п/п	Наименование показателей	Единицы измерения	Значения
1.	Годовой обьем добычи руды	млн.т.	51,5
2.	Годовой обьем вскрыши в т.ч.: - скальной - рыхлой	млн.м3 млн.м3 млн.м3	18 8 10
3.	Промышленные запасы руды	млн.т.	2800
4.	Коэффициент вскрыши	м3/т	0,35
5.	Обьемный вес: - вскрышных пород - полезного ископаемого	т/м3 т/м3 т/м3	2,1 3,4
6.	Коэффициент крепости: - вскрышных пород - полезного ископаемого		6 18
7.	Обьем горно- капитальных работ, в т.ч.: - капитальная траншея - разрезные траншеи - дренажные выработки	млн.м3 млн.м3 млн.м3 млн.м3	64 10 50 4
8.	Срок службы предприятия	лет	54,4

Примечание: Недостающие данные уточняются с руководителем проекта.

6.1 Организация труда

Настоящим проектом предусматривается бригадная форма организации труда экипажей. Экипажи, работающие на данном буровом станке, экскаваторе в разрезе смены образуют бригады. Бригадиром назначается опытный машинист, хороший организатор работ. Все экипажи работающие в данную смену, возглавляются начальником смены, мастером участка. Применение комплексной бригадной организации труда позволяет применять новые, прогрессивные методы работы, например, совмещение профессии, кроме того, рабочие объединены бригадной ответственностью за конечный результат работы.

Администрация ОАО самостоятельно принимает решение о выборе системы оплаты и поощрения труда работников. Основной формой организации оплаты труда является контракт.

Государственные тарифные ставки используются в качестве основы при дифференцировании оплаты труда работников в зависимости от профессии, квалификации, сложности и условий выполнения ими работ. Установленная оплата труда гарантирована при условии норм труда, продолжительности рабочего времени, норм выработки. С целью стимулирования труда работников и закрепления кадров, производством определена выплата премий и надбавок за конечный результат производственно-экономической деятельности ЛГОКа в целом и за непрерывный стаж работы на данном предприятиии. Размер средств определяется исходя из наличия средств. Проектом предусмотрено внедрение следующих мероприятий по НОТ:

) Улучшение организации рабочих мест;

) Улучшение и внедрение передовых приемов и методов труда;

) Подготовка и повышение квалификации кадров;

) Улучшение условий труда;

) Совершенствование материального и морального стимулирования труда.

Таблица 6.1

Сводная таблица выбранного оборудования

Марка выбранного оборудования	Количество, шт.
1	2
Вскрышной участок
СБШ-250МН	3
ЭКГ-8И	8
ЭКГ-10	6
ОПЭ-2М	3
2ВС-105	27
Бульдозер Т-500	3
Отвальный участок
ЭКГ-10	8
Бульдозер Т-500	2
Автоскрепер Д-357П	1
Добычной участок
СБШ-250МН	14
ЭКГ-10	18
ОПЭ-2М	20
2ВС-105	180
Бульдозер Т-500	5
К-700А	2
Погрузчик L-34B	2
Грейдер Д3-98	1
Белаз 7519	13

6.2 Расчет затрат на проведение горно-капитальных выработок и величины амортизационных отчислений

Основными частями стоимости основных фондов являются:

затраты на строительство капитальных горных выработок;

затраты на приобретение оборудования и его монтаж;

затраты на строительство зданий и сооружений внутри карьера и вне его.

Стоимость проведения 1м3 горно-капитальных выработок колеблется в следующих пределах:

капитальная траншея: 70-90 руб./м3

разрезная траншея: 50-65 руб./м3

- дренажные выработки: 500-940 руб./м3

Таблица 6.2

Расчет затрат на проведение горно-капитальных выработок и величины амортизационных отчислений

Наименование выработок		Ед. изме- рения	Объем строи- тельства, млн.м3		Стоимость Единицы работ, руб./м3			Общая стоимость, млн. руб.		Амортизационные отчисления
										Норма, %	Сумма, тыс. руб.
1		2	3		4			5		6	7
Капитальная траншея		м3	10,0		80			800		4	32,0
Разрезная траншея	м3			50,0		60	3000		4			120,0
Дренажная траншея	м3			4,0		600	2400		4			41400
Всего				64			6200					248,0

 

6.3 Расчет капитальных затрат на промышленные здания и сооружения

Затраты на производственные здания и сооружения рассчитываются в зависимости от годовой производственной мощности карьера и необходимого объема зданий и сооружений.

Все производственные здания и сооружения делятся на 2 группы:

группа:

здания подшахтных, подъемных машин, вентиляторов, обогатительных устройств, тяговых подстанций, раскомандировок, карьерных ж/д станций;

сооружения:

бункеры, эстакады, копры, галереи, пешеходные мосты, подвесные дороги, тоннели, ж/д пути, автодороги в карьере и на промплощадках, контактные сети, хвостохранилища, контактные сети, сети водопровода, канализации, газопровода и др.

В этой группе амортизация определяется по потонной ставке на полное восстановление.

группа:

здания - котельных, электроподстанций, административно-бытового комплекса, механических мастерских, депо локомотивов и вагонов, складов;

сооружения: внешнее сети водоснабжения и канализации, шоссейные дороги, внешние линии электропередач теплоснабжения и связи.

Расчет капитальных затрат оформим в виде таблицы.

Таблица 6.3.

Расчет стоимости промышленных зданий и сооружений и величины амортизационных отчислений

Наименование зданий и сооружений	Ма- те- ри- ал	Ед. из- ме- ре- ния		Стои- мость единицы, тыс. руб.		Коли- чест- во		Сумма капи- таль- ных вложе- ний			Амортизационные отчисления
											%		Сумма, тыс. руб.
1	2	3		4		5		6			7		8
I группа
Автодороги внутрикарьерные	Щебень		км		250		30		7500			8,4		630,0
Автодороги вне карьера	асфальт		км		450		12,6		5670			4,9		277,8
ЛЭП внутри карьера	-		км		750		45		33750			3,5		1181,2
Ж/п. стационарные	-		км		5100		36		183600			3,5		6426,0
Ж/п. передвижные	-		км		2700		15		40500			3,5		1417,5
Здания подстанций внутри карьера	Кирпич		м3		0,5		3000		1500			4		60
Итого по I группе									272520					9992,5
II группа
Здания АБК	Кирпич		м3		0,85		4200		3570	1,9				67,8
Склады	м3		0,55		1050		577,5	1,2				6,9
Котельные	Кирпич		м3		0,53		525		278,2	1,4				3,9
Компрессорные	Кирпич		м3		0,6		4000		2400	1,8				43,2
Здания подстанций на поверхности	Кирпич		м3		0,75		1000		750	1,8				13,5
Депо локомотивные и вагонные	Кирпич		м3		0,55		3150		1732,5	1,2				20,7
Итого по II группе									9308,2					156
Всего по I и II группам									281828,2					10148,5

 

6.4 Расчет капитальных затрат на электромеханическое оборудование и монтаж

Оптовые цены на оборудование:

а) экскаваторы: ЭКГ-8И-59 млн.руб.

ЭКГ-10- 56,6 млн.руб.

б) буровые станки: СБШ-250МН-20,1 млн.руб.

в) думпкары: 2ВС-105- 1900 тыс.руб.

г) тяговые агрегаты: ОПЭ-2М-103 млн.руб.

Сумма амортизационных отчислений считается по утвержденным нормам в процентах от общей стоимости оборудования.

При определении стоимости оборудования учитываются:

затраты на доставку - 5% от оптовой цены;

затраты на монтаж - 7% от оптовой цены;

затраты на складирование - 3% от оптовой цены.

При расчете амортизации учитывается 20% от учтенной.

Расчет капитальных затрат на электромеханическое оборудование и монтаж представим в таблице 6.4

Таблица 6.4

Капитальные затраты на электромеханическое оборудование и монтаж

Вид оборудования	Количество	Стоимость ед. тыс. руб.						Общая стоимость всего оборудования, тыс. руб.	Амортизационные отчисления
		Цена оптовая	Доставка	Склади-рование	Монтаж	всего			Норма, %	Сумма, тыс. руб
1	2	3	4	5	6	7		8	9	10
Вскрышные работы
ЭКГ-8И	8	59000	2950	4130	1770	67850		542800	8,2	44509,6
СБШ-250МН	3	20100	1005	1407	603	23115		69345	20	13869,0
ОПЭ-2М	3	103000	5150	7210	3090	118450		355350	3,3	11726,5
2ВС-105	27	1900	95	133	57	2185		58995	1,6	943,9
Т-500	3	7150	357,5	500,5	214,5	8222,5		24667	20,0	4933,4
ЭКГ-10	6	56600	2830	3962	1698	65090		390540	8,0	31243,2
Итого								1441697		107225,6
Неучтенное оборудование (10%)								288339,4		21445,1
Всего на вскрыше								1730036,4		128670,7
Добычные работы
ЭКГ-10	18	59000	2950	4130	1770	67850		1221300	8,2	100146,6
СБШ-250МН	14	20100	1005	1470	603	23115		323610	20,0	64722
ОПЭ-2М	20	103000	5150	7210	3090	118450		2369000	3,3	78177
2ВС-105	180	1900	95	133	57	2185		393300	1,6	6292,8
Т-500	5	7150	357,5	500,5	214,5	8222,5		41112,5	20,0	8222,5
К-700А	2	1950	97,5	136,5	58,5	2242,5		4485	8,0	358,8
L-34B	2	3600	180	252	108	4140		4280	20,0	1656
ДЗ-98	1	2250	112,5	157,5	67,5	2587,5		2587,5	7,6	196,7
Белаз 7519	13	20100	1005	1407	603	23115		300495	20,0	60099
Итого							4664170			319871,4
Неучтенное оборудование (10%)							932834			63974,3
Всего на добыче							5597004			383845,7
Отвальные работы
ЭКГ-10	8	59000	2950	4130	1770	67850	542800		8,2	43424
Т-500	5	7150	357,5	500,5	214,	8222,5	41112,5		20,0	8222,5
К-700А	2	1950	97,5	136,5	58,5	2242,5	4485		8,0	358,8
Итого							588397,5			53090,9
Неучтенное оборудование (10%)							117679,5			10618,3
Всего на отвале							706077			63709,1
Итого							8033117,4			576224,9

Таблица 6.5

Сводная таблица стоимости основных фондов предприятия и величины амортизационных отчислений

Наименование группы основных фондов	Стоимость основных фондов, тыс.руб.	Амортизационные отчисления, тыс.руб./год
1	2	3
Вскрышные работы (включая отвалообразование)
Электромеханическое оборудование	2436113,4	192379,8
Всего на вскрышу:	2436113,4	192379,8
Добычные работы
- горно-капитальные выработки	6200000	248,0
- здания и сооружения	281828,2	10148,5
- электромеханическое оборудование	5597004	383845,7
Всего по добыче	12078832,2	394242,2
Итого	14514945,6	586622

6.5 Расчет материальных затрат на производство горных работ

К элементу себестоимости относятся затраты на вспомогательные материалы, которые используются в процессе добычи полезного ископаемого.

На горных предприятиях расходуется большое количество материалов. По своему ценному выражению наибольший удельный вес имеют следующие группы материалов: 1) лесные материалы; 2) черные и цветные металлы; 3) канаты стальные (проволочные); 4) взрывчатые материалы; 5) кабельная продукция и электроматериалы; 6) хозяйственные предметы,. смазочные и обтирочные материалы, масла, дизтопливо и др.; 7) малоценные и быстроизнашивающиеся предметы; 8) запасные части и др.

Затраты на материалы рассчитываются согласно объему вскрышных и добычных работ.

Vвскр = 18,0 млн.м3

Vвскр= 18 000· 2,1 = 37800 тыс.т

Vдоб.= 51,5 млн.т.

Vдоб.= 51500000 / 3,4 = 15147 тыс.м3.

Пример расчета: определим стоимость годового расхода шарошечных долот при норме расхода 0,24 шт./тыс.м3 и цене за одно долото 15840 руб.

. Годовой расход составит:

,24·18 000 = 4320 шт.

. Стоимость годового расхода:

·15840 = 68428,8 тыс. руб.

Расчет на материалы представим в таблице 6.6.

Таблица 6.6

Затраты на материалы

Наименование материалов	Единицы измерения	Норма расхода	Годовой расход	Цена за единицу материала, руб.	Стоимость годового расхода материалов, тыс.руб.
1	2	3	4	6
Вскрышные работы
Долото шарошечное	шт./тыс.м3	0,24	4320	15840	68428,8
Зуб ковша	шт./тыс.т	0,085	3213	3756	12068,0
Рельсы	кг/тыс.т	1,438	54356,4	7,245	393,8
Шпалы металлические	шт./тыс.т	0,13	4914	804	3950,9
Канаты стальные	кг/тыс.т	0,22	8316	17,869	148,6
Электроды	кг/тыс.т	0,5	18900	11,200	211,7
Штанги	шт./тыс.т	0,0014	52,9	21000	1111,3
Кабель	п.м./тыс.т	0,1	3780	60	226,8
Масла и смазки	кг/тыс.т	5,6	211680	10,098	2137,5
Граммонит 79/21	кг/м3	0,102	1836000	6,0	11067
Шашки Т-400Г	кг/м3	0,0009	16200,0	34,4	557,3
Детонирующий шнур	п.м./м3	0,062	1116000	3,7	4129,2
Пиротехническое реле	шт/м3	0,00136	24480	12,53	306,7
Электродетонаторы	шт/м3	0,00004	720	7,3	5,3
Итого					104691,9
Прочие материалы (20%)					20938,4
Всего					125630,3
Отвальные работы
Зуб ковша	шт./тыс.т	0,085	3213	3756	12068
Рельсы	кг/тыс.т	1,438	54356,4	7,245	393,8
Шпалы металлические	шт./тыс.т	0,13	4914	804	3950,9
Канаты стальные	кг/тыс.т	0,22	8316	17,869	148,6
Скрепление	кг/тыс.т	0,551	20828	11,466	238.8
Электроды	кг/тыс.т	0,5	18900	11,200	211,7
Итого					17011,8
Прочие материалы (20%)					3402,4
Всего					20414,2
Добычные работы
Долото шарошечное	шт./тыс.м3	0,24	3635,3	15840	202,5
Зуб ковша	шт./тыс.т	0,085	4377,5	3756	16441,9
Рельсы	кг/тыс.т	1,438	74057	7,245	536,5
Шпалы металлические	шт./тыс.т	0,13	6695	804	382,8
Канаты стальные	кг/тыс.т	0,22	11330	17,869	202,5
Электроды	кг/тыс.т	0,5	25750	11,200	288,4
Штанги	шт./тыс.т	0,0014	72,1	21000	1514,1
Кабель	п.м./тыс.т	0,1	5150	60	309,0
Масла и смазки	кг/тыс.т	5,6	288400	10,098	2912,3
Граммонит 79/21	кг/м3	0,102	1544994	6,0	9269,9
Шашки Т-400Г	кг/м3	0,0009	13632,3	34,4	468,9
Детонирующий шнур	п.м./м3	0,062	939114	3,7	3474,7
Пиротехническое реле	шт./м3	0,00136	20599,9	12,53	258,1
Электродетонаторы	шт./м3	0,00004	605,9	7,3	4,4
Итого					98646,7
Прочие материалы (20%)					19729,3
Всего					118376
Всего по предприятию					264420,5

6.6 Определение затрат по статье «Электроэнергия»

Расчет затрат на электроэнергию, получаемую со стороны, производится по двухставочному тарифу. При расчете следует определить размер основной платы, взимаемой независимо от количества потребляемой энергии за установленную мощность трансформаторов и электродвигателей высокого напряжения, а так же установить размер дополнительной платы за фактически потребляемые кВт - часы активной электроэнергии.

Общая сумма затрат на электроэнергию может быть определена по формуле:

Зэл=(a·Nmax+b·Wфакт)·(1±a)

где: Nmax - максимальная заявленная мощность, кВт (установленная мощность трансформаторов (кВА) или высоковольтных двигателей с максимальной нагрузкой, кВт);

а - тариф за 1 кВт максимальной нагрузки или 1КВА установленной мощности (за год, квартал или месяц), принимаем 293 руб.

=Mн /(ήдв·cosφ)

где Мн - номинальная мощность сетевого двигателя, кВт

ήдв - номинальный КПД двигателя при средней его загрузке (0,85)

cosφ - номинальный коэффициент мощности (0,9)

Wфакт - фактически потребляемая электроэнергия за определенный период времени, кВт часов

где Кп - коэффициент, учитывающий потери электроэнергии в сети,

Кп= 1,1

Кр - коэффициент использования двигателя по мощности Кр=0,6

Nсм - число смен работы оборудования за определенный период времени (принято при расчете оборудования), принимаем для расчетов:

Nсм экг =780 см/год - на вскрыше, на отвале;

Nсм экг = 770 см/год - на добыче;

Nсм бурст = 981 см/год;

Nсм лок.сост.=780см/год.

t - продолжительность смены, t = 8 часов

Кt - коэффициент использования двигателя во времени, Кt=0,8

b - тариф за 1кВт час потребляемой электроэнергии,

b=1,51 руб./кВт час

(1±а) - скидка, надбавка за качество потребленной электроэнергии;

Номинальная мощность сетевых двигателей:

ЭКГ-8И-520кВт

ЭКГ-10-1100кВт

СБШ-250МН-322кВт

ОПЭ-2М-2000кВт

Скидка за качество потребляемой электроэнергии принимается 6%.

Неучтенные затраты принимаются 20% от учтенных.

Таблица 6.7

Затраты по электроэнергии

Наименование оборудования	Количество потребителей	Номинальная мощность , кВт	Установленная мощность для ед. оборудования, кВт Nу	Установленная мощность для вида оборудования ,кВт.	Число работы оборудования в год Nсм	Количество часов работы оборудования в смену, час.	Коэффициент использования двигателя во времени, Кч	Фактически потребленная электроэнергия, кВт/год,W	Затраты по электроэнергии, тыс.руб.
1	2	3	4	5	6	7	8	9	10
Вскрышные работы
ЭКГ- 8И	8	520	680	5440	780	8	0,7	18450432	27686,8
СБШ- 250МН	3	322	421	1263	981	8	0,75	5772296	8541,1
ОПЭ- 2М	3	2000	2614	7842	780	8	0,7	26597111	39911,8
ЭКГ-10	6	1100	1438	8628	780	8	0,7	29262928	43912,1
Итого				23173				80082767	120051,8
Неучтенное оборудование (20%)				4634,6				16016553	24010,4
Итого				27807,6				96099320	144062.2
Отвальные работы
ЭКГ - 10	8	1110	1438	11504	780	8	0,7	39017237	58549,5
Неучтенное оборудование (20%)				2300,8				7803447,4
Итого				13804,8	70259,3
Добычные работы
ЭКГ - 10	18	1110	1438	25884	770	8	0,7	86663286	130138,8
СБШ -250МН	14	322	421	5894	981	8	0,75	26937383	39858,3
ОПЭ- 2М	20	2000	2614	52280	780	8	0,7	177314078	266078,6
Итого				84058				290914747	436075,7
Неучтенное оборудование (20%)				16811,6				58182949,4	87215,1
Итого				100869,6				349097696,4	523290,8
Всего				142481				492017700,8	737612,3

Пример расчета фактически потребленной электроэнергии (W) (на вскрышных работах):

для ЭКГ - 8И ( номинальная мощность двигателя - 520 кВт).

установленная мощность для 1-го экскаватора ЭКГ - 8И составит:

Nу =

установленная мощность для 6 экскаваторов ЭКГ - 8И равна:

Nу общ = 680 кВт * 8 = 5440кВт/год.

фактически потребляемая электроэнергия всеми экскаваторами за год составит:

 

затраты по электроэнергии на производство вскрыши для экскаваторов

ЭКГ - 8И рассчитываются по формуле:

Зэл.вск=(a·Nmax+b·Wфакт)·(1±a)= (293*54400+1,51*18450432)0,94= 27686,8тыс.руб/год

Аналогично рассчитываются затраты по электроэнергии по остальным видам оборудования.

 

6.7 Определение затрат по статье «Заработная плата»

Для расчета величины затрат по статье «Заработная плата» предварительно необходимо определить численность явочного и списочного состава. Метод определения численности рабочих основного и вспомогательного производства зависит от того, на каких работах они заняты. На нормируемых работах их численность определяется делением установленного в проекте объема работ на среднюю производительность труда рабочего.

=(Vдоб /Пр)·Ксп.с

где Пр - производительность труда 1го рабочего промышленно-производственного персонала. Принимаем по данным практики ЛГОКа 32000 т/чел;

Vдоб - годовой объем добычи сырой руды, млн. т. По проекту (51,5 млн. т.);

Ксп.с - коэффициент списочного состава.

Для определения коэффициента списочного состава необходимо определить режим работы предприятия.

6.8 Режим работы предприятия

Принимаем непрерывный режим работы предприятия, то есть Треж=365 дней в году, поскольку процесс производства товарного полезного ископаемого непрерывен во времени согласно применяемой технологии. Суточный режим работы предприятия проектом принимается трехсиенный, продолжительность одной смены составляет 8 часов. Режим работы трудящихся определяет количество выходов одного работающего на работу в течение года и находится по формуле:

Траб=(Ткал-Тпр-Твых-Тотп)·Кнев

где Ткал - календарное число дней в году (365);

Тпр - количество праздничных дней в году (12);

Твых - выходные дни, доля 4-х бригадного 3-х сменного графика;

Твых - 104 дня;

Тотп - продолжительность отпуска Тотп=37 дней;

Кнев - коэффициент учитывающий невыходы по уважительным причинам (0,96);

Траб=(365-12-104-37)·0,96 = 204 дня/год

Определим коэффициент списочного состава по формуле:

Ксс=Треж /Траб

Ксс=365/204=1,79

Nппп=(51500000/32000)·1,79 = 2881 человек

То есть списочная численность рабочих должна составлять 2881 человек, которых необходимо распределить по участкам: вскрышному, отвальному, добычному.

На основании полученных данных произведем расчет фонда заработной платы рабочих. Результаты расчетов представим в виде таблицы 6.8.

Расчет фонда заработной платы производим исходя из численности, тарифных ставок рабочих и должностных окладов административно- управленческого персонала рудоуправления.

Таблица 6.8

Расчет фонда заработной платы рабочих

Наименование профессии	Марка оборудования	Количество оборудования			Количество смен	Количество человеко-смен			Число работающих				Разряд	Тарифная ставка, руб./см.			Основная зарплата, тыс. руб.				Дополнительная зарплата тыс.руб.(20%)		Всего зарплата, тыс.руб.
									Чяв	Кс.с.		Чсп,					По тарифу		Премия 100%	Итого
1	2	3			4	5			6	7		8	9	10			11		12	13	14		15
Вскрышные работы
Машинист бур. станка	СБШ-250МН		3	3			3264	9			1,79	16	6		260	848,6		848,6		1697,2		339,4		2036,6
Помощник машиниста бур. станка	СБШ- 250МН		3	3			3264	9			1,79	16	5		240	783,4		783,4		1566,8		313,4		1880,2
Машинист экскаватора	ЭКГ-8И, ЭКГ-10		14	3			15300	42			1,79	75	6		260	3978		3978		7956		1591,2		9547,2
Помощник машиниста экскаватора	ЭКГ-8И, ЭКГ-10		14	3			15300	42			1,79	75	5		240	3672		3672		7344		1468,8		8812,8
Машинист электровоза	ОПЭ-2М		3	3			3264	9			1,79	16	6		230	750,7		750,7		1501,4		300,3		1801,7
Помощник машиниста электровоза	ОПЭ-2М		3	3			3264	9			1,79	16	5		210	685,4		685,4		1370,8		274,2		1645
Заправщик ГСМ				3			10200	27			1,79	50	5		120	1224		1224		2448		489,6		2937,6
Бульдозерист	Т-500		3	3			3264	9			1,79	16	5		170	554,8		554,8		1109,6		221,9		1331,5
Электросварщик				3			5304	15			1,79	26	6		220	1166,8		1166,8		2333,6		466,7		2800,3
Взрывник				3			20400	57			1,79	100	6		230	4692		4692		9384		1876,8		11260,8
Горнорабочий				3			20400	57			1,79	100	4		140	2856		2856		5712		1142,4		6854,4
Монтер пути				3			20400	57			1,79	100	5		200	4080		4080		8160		1632		9792
Слесарь ремонтник				3			24072	66			1,79	118	5		200	4814,4		4814,4		9628,8		1926		11554,8
Ремонтный рабочий				3			5304	15			1,79	26	3		150	795,6		795,6		1591,2		318,2		1909,4
Итого на вскрыше												750												74164,3
Добычные работы
Машинист бур. станка	СБШ- 250МН		14	3			15300	42			1,79	75	6		260	3978		3978		7956		1591,2		9547,2
Помощник машиниста бур. станка	СБШ- 250МН		14	3			15300	42			1,79	75	5		240	3672		3672		7344		1468,8		8812,8
Машинист экскаватора	ЭКГ-10		18	19788	54			1,79	97	6		260	5144,8		5144,8		10289,6		2057,9		12347,5
Помощник машиниста экскаватора	ЭКГ-10		18	3			19788	54			1,79	97	5		240	4749,1		4749,1		9498,2		1899,6		11397,8
Машинист электровоза	ОПЭ-2М		20	3			22032	60			1,79	108	6		230	5067,4		5067,4		10134,8		2026,9		12161,7
Помощник машиниста электровоза	ОПЭ-2М		20	3			22032	60			1,79	108	5		210	4626,7		4626,7		9253,4		1850,6		11104
Заправщик ГСМ				3			16320	45			1,79	80	5		120	1958,4		1958,4		3916,8		783,4		4700,2
Водитель автосамосвала	БеЛАЗ 75191		13	3			14280	39			1,79	70	1		230	3284,4		3284,4		6568,8		1313,8		7882,6
Водитель погрузчика			2	3			2244	6			1,79	11	5		200	448,8		448,8		897,6		179,5		1077,1
Водитель грейдера			1	3			1224	3			1,79	6	5		200	2448		2448		4896		979,2		5875,2
Бульдозерист			7	3			7752	21			1,79	38	5		170	1317,8		1317,8		2635,6		527,1		3262,7
Электросварщик				3			37740	102			1,79	185	6		220	8302,8		8302,8		16605,6		3321,1		19926,7
Взрывник				3			37740	102			1,79	185	6		230	8680,2		8680,2		17360,4		3472,0		20832,4
Горнорабочий				3			34680	96			1,79	170	5		170	5895,6		5895,6		11791,2		2358,2		14149,4
Монтер пути				3			34476	96			1,79	169	5		200	6895,2		6895,2		13790,4		2758,1		16548,5
Слесарь ремонтник				3			26520	72			1,79	130	5		200	5304		5304		10608		2121,6		12729,6
Ремонтный рабочий				3			34680	96			1,79	170	3		150	5202		5202		10404		2080,8		12484,8
Электрослесарь-ремонтник				3			34680	96			1,79	170	4		180	6242,4		6242,4		12484,8		2497		14981,8
Итого на добыче												1944												199722,0
Отвальные работы
Машинист экскаватора	ЭКГ-10		8	3			8772	24			1,79	43	6		260	2280.7		2280.7		4561.4		912.3		5473.7
Помощник машиниста экскаватора	ЭКГ-10		8	3			8772	24			1,79	43	5		240	2105		2105		4210		842		5052
Бульдозерист			3	3			3264	9			1,79	16	5		170	554,9		554,9		1109,8		221,9		1331,7
Заправщик ГСМ				3			4284	12			1,79	21	5		120	514,0		514,0		7028		205,6		1233,6
Монтер пути				3			6528	18			1,79	32	5		200	1305,6		1305,6		2611,2		522,2		3133,4
Слесарь ремонтник				3			6528	18			1,79	32	5		200	1305,6		1305,6		2611,2		522,2		3133,4
Итого на отвале												187												19357,8
Всего												2881												293244,1

 

6.9 Расчет фонда оплаты труда руководителей, специалистов и служащих

Труд руководящих работников оплачивается по системе должностных окладов плюс премии из фонда материального поощрения.

Численность руководителей, специалистов (АУП) не должна превышать 10% от численности рабочих:

· 10%/100%= 288 человека

Расчет фонда оплаты оформим в виде таблицы 6.9

Таблица 6.9

Расчет фонда оплаты труда руководителей, специалистов и служащих.

Наименование должности	Числен-ность по штатному расписанию, чел.	Установ-ленный должност-ной оклад, тыс. руб.	Основная заработная плата в год, тыс. руб.				Допол-нительная заработ-ная плата, тыс. руб. (20%)	Всего Вып-лат, Тыс. руб.
			По та-рифу (окладу)		Пре-мия (100%)	Итого
1	2	3	4		5	6	7	8
Общерудничный персонал
Начальник РУ	1	30	360	360		720	144	864
Зам.начальника РУ	1	25	300	300		600	120	720	1	25	300	300		600	120	720
Зам. инженера РУ	1	20	240	240		480	96	576
Заместитель начальника РУ по кадрам	1	20	240	240		480	96	576
Главный механик	1	25	300	300		600	120	720
Итого	6							4176
Бухгалтерия
Главный бухгалтер	1	15	180	180		360	72	432
Бухгалтер	3	8	288	288		576	115,2	691,2
Итого	4							1123,2
Планово - экономический отдел
Начальник экономического отдела	1	15	180	180		360	72	432
Зам.начальника экономического отдела	1	14	168	168		336	67,2	403,2
Экономист	3	8	288	288		576	115,2	691,2
Итого	5							1526,4
Отдел туда и заработной платы
Начальник отдела	1	12	144		144	288	57,6	345,6
Зам начальника отдела	1	10	120		120	240	48	288
Начальник бюро	1	9	108		108	216	43,2	259,2
Начальник по орг. и соц.вопросам	1	9	108		108	216	43,2	259,2
Старший горный нормировщик	1	7	84		84	168	33,6	201,6
Горный нормировщик	4	6,5	312		312	624	124,8	748,8
Инженер по организации труда	2	6	144		144	288	57,6	345,6
Итого	11							2448
Отдел охраны труда
Инженер по ОТ	1	11	132		132	264	52,8	316,8
Зам. инженера по ОТ	1	10	120		120	240	48	288
Итого	2							604,8
Геологический отдел
Главный геолог	1	12	144		144	288	57,6	345,6
Геолог	4	8	384		384	768	153,6	921,6
Итого	5							1267,2
Маркшейдерский отдел
Главный маркшейдер	1	12	144		144	288	57,6	345,6
Маркшейдер	4	7,5	360		360	720	144	864
Итого	5							1209,6
Производственный отдел
Начальник производственного отдела	1	15	180		180	360	72	432
Зам. начальника производственного отдела	1	12	144		144	288	57,6	345,6
Горный диспетчер	4	12	576		576	1152	230,4	1382,4
Горный мастер	4	8	384		384	768	153,6	924,6
Начальник смены в карьере	4	7,5	360		360	720	144	864
Заместитель гл. инженера по производству	1	8	96		96	192	38,4	230,4
Заместитель гл. инженера по производству	1	8	96		96	192	38,4	230,4
Итого:	16							4176
Отдел материально-технического снабжения
Начальник отдела	1	12	144		144	288	57,6	345,6
Старший инженер	1	9	108		108	216	43,2	259,2
Инженер	2	8	192		192	384	76,8	460,8
Итого	4							1065,6
Технический отдел
Начальник технического отдела	1	15	180		180	360	72	432
Зам. начальника технического отдела	1	12	144		144	288	57,6	345,6
Начальник бюро подготовки взрывных работ	1	10	120		120	240	48	288
Старивший инженер бюро	1	8	96		96	192	384	230,4
Инженер отдела	1	7	84		84	168	33,6	201,6
Итого	5							1497,6
Отдел главного механика
Гл. механик	1	10	120		120	240	48	288
Заместитель	1	9	108		108	216	43,2
Инженер - механик	2	8	192		192	384	76,8	460,8
Итого	4							1008
Отдел главного энергетика
Гл. энергетик	1	15	180		180	360	72	432
Заместитель	1	13	156		156	312	62,4	374,4
Ст.инженер	1	10	120		120	240	48	288
Итого	3							1555,2
Цех ремонта горного оборудования
Начальник цеха	1	20	240		240	480	96	576
Гл. инженер	1	18	216		216	432	86,4	518,4
Начальник участка	4	15	720		720	1440	288	1728
Механик ППР электриков	1	10	120		120	240	48	288
Механик ППР бур. станков	1	10	120		120	240	48	288
Механик РММ	1	10	120		120	240	48	288
Механик по КР	1	10	120		120	240	48	288
Итого	10							8582,4
Цех ГДМ
Начальник цеха	1	20	240		240	480	96	576
Начальник смены	4	10	480		480	960	192	1152
Механик	1	8	96		96	192	38,4	230,4
Мастер	4	7	336		336	672	134,4	806,4
Итого	10							2764,8
Участок осушения и разрушения негабаритов
Начальник участка	1	15	180		180	360	72	432
Зам. начальника участка	1	12	144		144	288	57,6	345,6
Мастер	4	8	384		384	768	153,6	921,6
Механик	4	8	384		384	768	153,6	921,6
Электромеханик	4	7	336		336	672	134,4	806,4
Итого	14							3427,2
Вскрышной участок
Начальник участка	1	12	144		144	288	57,6	345,6
Заместитель начальника участка	1	9	108		108	216	43,2	259,2
Старший механик	1	10	120		120	240	48	288
Механик участка	1	8	96		96	192	38,4	230,4
Горный мастер	4	7	336		336	672	134,4	1478,4
Электромеханик Участка	1	7	84		84	168	33,6	201,6
Итого	9							2803,2
Буровой участок № 1
Начальник участка	1	15	180		180	360	72	432
Зам. начальника участка	1	12	144		144	288	57,6	345,6
Мастер	4	8	384		384	768	153,6	921,6
Механик	2	8	192		192	384	76,8	460,8
Итого	8							2160,0
Буровой участок № 2
Начальник участка	1	15	180		180	360	72	432
Зам. начальника участка	1	12	144		144	288	57,6	345,6
Мастер	4	8	384		384	768	153,6	921,6
Механик	2	8	192		192	384	76,8	460,8
Итого	8							2160,0
Взрывной участок
Начальник участка	1	10	120		120	240	48	288
Заместитель начальника участка	1	8	96		96	192	38,4	230,4
Мастер	1	7	84		84	168	33,6	201,6
Электромеханик участка	1	7	84		84	168	33,6	201,6
Итого:	4							921,6
Добычной участок № 1
Начальник участка	1	13	156		156	312	62,4	377,4
Заместитель начальника участка	1	132		132	264	52,8	316,8
Старший мастер	1	7,5	90		90	180	36	216
Старший механик	1	7,5	90		90	180	36	216
Механик участка	1	8	96		96	192	38,4	230,4
Горный мастер	4	7	336		336	672	134,4	1478,4
Электромеханик участка	1	7	84		84	168	33,6	201,6
Итого:	10							3036,6
Добычной участок № 2
Начальник участка	1	13	156		156	312	62,4	377,4
Заместитель начальника участка	1	11	132		132	264	52,8	316,8
Старший мастер	1	7,5	90		90	180	36	216
Старший механик	1	7,5	90		90	180	36	216
Механик участка	1	8	96		96	192	38,4	230,4
Горный мастер	4	7	336		336	672	134,4	1478,4
Электромеханик участка	1	7	84		84	168	33,6	201,6
Итого:	10							3036,6
Отвальный участок № 1
Начальник участка	1	12	144		144	288	57,6	345,6
Зам. Нач. участка	1	9	108		108	216	43,2	259,2
Механик участка	2	8	192		192	384	76,8	460,8
Электромеханик Участка	1	7	84		84	268	33,6	201,6
Итого:	5							1267,2
Отвальный участок № 2
Начальник участка	1	12	144		144	288	57,6	345,6
Зам. Нач. участка	1	9	108		108	216	43,2	259,2
Механик участка	2	8	192		192	384	76,8	460,8
Электромеханик Участка	1	7	84		84	268	33,6	201,6
Итого:	5							1267,2
Неучтенные работники	125	10	15000		15000	30000	6000	36000
Всего	288							89084,4

6.10 Сводная смета затрат по труду и заработной плате

По результатам расчетов табл.6.8. и 6.9. составляем сводную таблицу 6.10.

Таблица 6.10

Сводная затрат по труду и заработной плате

Категория работников	Чсп, чел.	ФЗП, тыс. руб.	Премия из ФМП		Всего выплат, тыс. руб.	Среднеме-сячная за-работная плата, руб./мес.
			%	сумма, тыс. руб.
Рабочие:	2881	293244,1	3	8797,3	302041,4	8737
Руководители, специалисты и служащие	288	89084,4	3	2672,5	91756,9	26550
Всего (рабочие + руковод., спец., служащие)	3169				393798,3	10355

Среднемесячную заработную плату находим по формуле:

Зср.= В / (Чсп.·12)

где В - всего выплат, тыс. руб.

Заработная плата ремонтных рабочих относится на статью «Текущий ремонт и содержание основных средств», для этого надо разделить рабочих на ремонтных и рабочих, занятых на горных работах. К ремонтным рабочим относятся: электросварщики, монтеры пути, слесари-ремонтники, ремонтные рабочие и электрослесари-ремонтники.

Необходимо найти их численность и заработную плату:

. На вскрышных работах (включая отвал):

ремонтные рабочие 334 чел.;

фонд заработной платы ремонтных рабочих 32323,3 тыс. руб.

. На добычных работах:

ремонтные рабочие 824 чел.;

фонд заработной платы ремонтных рабочих 76671,4 тыс.руб.

6.11 Производительность труда

Среднемесячная производительность работающего и рабочего по горной массе и сырой руде определяется делением объема горных работ на 12 месяцев и на списочную численность соответствующей группы. Данные расчетов приведены в таблицу № 6.11

Таблица 6.11

Показатели	Значения
1. Численность, чел. в том числе: - работающих	3169
- рабочих	2881
2. Среднемесячная производительность труда по горной массе, м3 / чел.мес., в том числе: - работающих	1827,6
- рабочих	2010,3
3. Среднемесячная производительность труда по добыче сырой руды, т/чел.мес., в том числе: - работающих	1354,3
- рабочих	1489,6

6.12 Определение затрат по статье «Текущий ремонт и содержание основных средств»

Затраты по статье складываются из заработной платы ремонтников и расхода других ресурсов, связанных с поддержанием основных фондов в исправленном состоянии: запасных частей, энергетических затрат, транспортных расходов.

Затраты по этой статье составляют значительные суммы. Для целей расчета воспользуемся укрупненным способом расчета этих затрат, приняв их в размере 40% от величины начисленной амортизации (кроме заработной платы).

Затраты по статье на вскрышных работах:

Затраты по статье на добычных работах:

Результаты расчетов оформим в виде таблицы 6.12

Таблица 6.12

Расчет величины затрат на текущий ремонт и содержание основных средств, тыс. руб.

Виды горных работ	Амортизационные отчисления	Затраты на те-кущий ремонт и содержание ос-новных средств	Затрат на за-работную плату ремонтников	Всего
1.Вскрышные работы	192379,8	76951,9	32323,3	109275,2
2.Добычные работы	394242,2	157696,9	76671,4	234368,3

6.13 Расчет налога на добычу полезного ископаемого

Цена 1 тонны полезного ископаемого равна 119 руб.( по данным ОАО «ЛГОК»)

С=Qгод·Ц,

где Qгод - годовой объем добычи, тыс.т.

Ц - цена 1 тонны руды, руб.

С= 51500000 · 119 = 6128500 тыс. руб.

Исходя из этого, плата за добычу составляет:

Пд =6128500000·4,8% / 100% = 294168 тыс.руб.

6.14 Калькуляция себестоимости вскрыши

Таблица 6.13

Калькуляция себестоимости 1м3 вскрыши

Статьи затрат	Себестоимость		Структура, %
	Общая, тыс.руб	На 1м3 руб/м3
1	2	3	4
Объем вскрыши - 18 млн. м3
1.Зарплата (основная и дополнительная)	93522,1	5,2	9,9
2. Отчисления на социальное страхование и страхование от НС	25905,6	1,4	2,7
1	2	3	4
3. Материалы	146044,5	8,1	15,6
4. Энергетические затраты	214321,5	11,9	22,8
5. Амортизационные отчисления	192379,8	10,7	20,6
6. Текущий ремонт и содержание основных средств	109275,2	6,1	11,7
Итого	781448,7	43,4	83,3
7. Прочие расходы (20%)	156289,7	8,7	16,7
Всего	936738,4	52,1	100

Себестоимость 1м3 вскрыши составит 52,1 руб./м3

6.15 Калькуляция себестоимости добычи

Статьи калькуляции себестоимости добычи 1 тонны руды заполняются на основе ранее произведенных расчетов.

Таблица 6.14

Калькуляция себестоимости добычи 1 тонны добычи руды

Статьи затрат	Себестоимость		Структура затрат, %
	Общая, тыс.руб.	На 1 т кварцитов, руб./т
1	2	3	4
Объем добычи, 51,5млн.т.
1. Зарплата (основная и дополнительная)	288806,4	5,6	8,4
2. Отчисления на социальное страхование и страхование от НС	79999	1,6
3. Материалы	118376	2,3	3,4
4. Энергетические затраты	523290,8	10,2	15,2
5. Амортизационные отчисления	394242,2	7,6	11,4
6. Текущий ремонт и содержание основных средств	234368,3	4,6	6,8
7. Плата за добычу	294168	5,7	8,5
8. Погашение ГПР	936738,4	18,2	27,2
Итого	2869989,1	55,7	83,3
9. Прочие расходы (20%)	573997,8	11,2	16,7
Всего	3443986,9	66,8	100,0

Себестоимость добычи 1 тонны руды составит 66,8 руб./т.

6.16 Сводная смета капитальных затрат на строительство горного предприятия

Таблица 6.15

№ п/п	№ главы	Наименование глав сметы	Сумма затрат, тыс.руб
1	2	3	4
1.	1	Подготовка территории строительства(1% от гл.2-4)	145149,5
2.	2	Затраты на горно-капитальные работы	6200000
3	3	Затраты на промышленные здания и сооружения	281828,2
4.	4,5	Затраты на электромеханическое оборудование и монтаж	8033117,4
5.	6	Затраты на приспособления ,инструменты производственный инвентарь (0.5% от гл. 1-5)	73300,5
6.	7	Затраты на благоустройство промплощадки (1% от гл. 1-6 )	147333,9
7.	8	Затраты на временные здания и сооружения (5% от гл.1-7)	744036,5
8.	9	Прочие работы (10% от гл.1-8)	1562476,6
		Итого затрат по I части сметы	18005682,7
9.	10	Содержание дирекции строящегося предприятия (0.6% от I части )	108034
10.	11	Подготовка эксплуатационных кадров (0.5% отгл.10)	540,2
11.	12	Проектно-изыскательские работы (1% от гл. 1-11 )	1085,7
		Итого затрат по II части	109659,9
12.	13	Непредвиденные работы и затраты (5% от I и II части)	905767,1
		Всего по смете	19021109,7
		Возвратные суммы:
13.	14	По временно разбираемым зданиям и сооружениям (40% от гл. 8)	297614,6
14.	15	За полезное ископаемое от попутной добычи (Qпопутн х Цп.и.)	281700
		Всего возвратных сумм	579314,6
		Итого: промышленное строительство за вычетом возвратных сумм	18441795,1
		Удельные капитальные вложения на добычу 1 тонны руды, руб/т	358,1

Удельные капитальные вложения на добычу 1 тонны руды 358,1 руб/т

6.17 Технико-экономические показатели проекта

. Годовая производственная мощность:

По производству добычных работ - 51,5 млн.т.;

По производству вскрышных работ - 18 млн.м3;

. Срок службы карьера - 54,4 года;

. Режим работы:

Число рабочих дней в году - 365 дней;

Число рабочих смен в сутки -3смены;

Продолжительность смены - 8 часов.

. Коэффициент вскрыши - 0,35 м3/т.

. Списочное количество трудящихся, чел. в т.ч.

Рабочих -2881 чел.;

АУП -288 чел.

. Фонд заработной платы, тыс.руб.

Фз.п. = 393798,3 тыс.руб.

. Себестоимость 1м3 вскрыши - 52,1 руб./м3

. Себестоимость 1 т руды - 66,8 руб./т;

. Расчетная цена 1т руды - 119 руб./т

. Годовая прибыль (балансовая):

П=(Ц-С)·Qг = (119-66,8)· 51500 = 2688300 тыс.руб.

. Рентабельность общая:

где Нпр - налог на прибыль (24%);

Нпр =2688300 * 0,24 = 645192 тыс.руб.

Пб - годовая прибыль (балансовая);

Фосн= 14154351,6 тыс.руб.

Фоб= 264420,5 тыс.руб.

. Производительность труда (по руде):

 т/чел.год

. Фондоотдача:

Фо=

Технико-экономические показатели проекта представлены так же в графической части листом 9

 

Заключение

Создание горного предприятия в том числе, карьера, требует больших капитальных вложений, значительных затрат для строительства и освоения производственных мощностей. Во время эксплуатации горного предприятия требуется значительное привлечение оборотных средств. Это обстоятельство ставит перед проектом задачу выбора варианта с наименьшими капитальными затратами и эксплуатационными расходами.

При проектировании карьера учитываем особенности присущие открытой разработке полезных ископаемых. Это в первую очередь коэффициент вскрыши, увеличение затрат по мере развития горных работ, усложнение условий с глубиной разработки.

В данном проекте разработки Лебединского месторождения производительностью карьера 51,5 млн.т. в год рассмотрены геологическая, горно-техническая, специальная часть, горно-электрическая, а так же часть по безопасности и экологичности проектных решений и экономико-организационная часть.

В геологической части рассмотрены особенности Лебединского месторождения, представлено описание внутреннего строения рудного массива, приведена оценка запасов железистых кварцитов, гидрогеологические условия месторождения.

В горно-технической части расчет параметров карьера, производительность Лебединского месторождения железистых кварцитов производится согласно проектируемым объемам - 51,5 млн.т. в год, рассматривается система вскрытия и разработки месторождения, рассчитывается необходимое количество основного технологического оборудования для производства буровых, добычных, вскрышных и отвальных работ.

В специальной части проекта предложена замена выемочно - погрузочного оборудования экскаватора ЭКГ-10 на более современное высокопроизводительное - ЭГ-550 на отвале скальной вскрыши ОАО «Лебединский ГОК». Обоснование эффективности предложенного технического мероприятия осуществлялась с применением критерия приведенных затрат. При этом затраты приведенные по базовому варианту составили - 19,03 руб./м3, а по проектному -18,34 руб./м3 Следовательно предложенный вариант замены выемочно - погрузочного оборудования на отвале скальной вскрыши является более эффективным и может быть предложен к внедрению. С помощью расчетов получен экономический эффект в размере 36 165,9 тыс. руб., который складывается из экономии: по капитальным вложениям (снижение количества экскаваторов с 4 шт. до 3 шт.) и по фонду заработной платы (сокращение численности рабочих).

В горно-электрической части рассмотрены схемы электроснабжения карьера, а так же рассчитано необходимое количество требуемого оборудования

В организационно-экономической части произведен расчет технико - экономических показателей работы Рудоуправления ЛГОКа, в том числе фондоотдачи (3,5 т/1000руб), рентабельности производства (13%) .

В часит по безопасности и экологичности проектных решений проанализировано влияние опасных и вредных производственных факторов на здоровье работников предприятия и окружающую среду, предложены мероприятия и средства по борьбе и предотвращению и снижению их негативного воздействия, а также по защите окружающей среды.

Список использованной литературы

1.      Голивкин Н. И., Кононов Н. Д., Орлов В. П. и др. Железные руды КМА. Изд. Геоинформмарк. М. 2001.

.        А.С. Астахов «Экономика горной промышленности» Недра 1982г.

.        А.М.Бабец, С.Г.Лейзерович «Изыскание рациональных способов и направлений рекультивации нарушенных территорий Лебединского ГОКа с 2006 по 2016гг.» ОАО «НИИКМА», Губкин, 2005г.

.        Бабец А.М. Исследование этапности изъятия и возврата земель на железорудных предприятиях КМА «Научно-техническая конференция по перспективам развития КМА»ВЗПИ. Губкин. 1972.

.        М.Ф. Друкованый «Справочник по буровзрывным работам на карьере» 1973г.

.        «Единые правила безопасности при разработке месторождений полезных ископаемых открытым способом» ДЕАН, 2003г.

.        Зайцев Г.А., Моторина Л.В., Данько В.Н. Лесная рекультивация. Изд. «Лесная промышленность».М.1977.

.        Захаров Е.Н., Лебеднова А.А. Охрана земельных ресурсов при горных работах. ТПИ. Тула. 1988.

.        Красавин А.П., Денисов Ю.И., Шауфлер А.Н. Динамика нарушений земной поверхности при открытой добыче угля в районах Урала и Кузбаса. «Основы горнотехнической рекультивации породных отвалов», НИИОГР, Челябинск. 1970.

.        Константинов А.р., Струзер Л.Р. Лесные полосы и урожай. Л. 1965.

Методические указания по проектированию горнотехнической рекультивации земель, нарушенных открытыми разработками. НИГРИ. Кривой Рог. 1976.

.        Г.Д. Медведев «Электрооборудование и электроснабжение горных предприятий» Недра 1980г.

.        В.М. Попов «Водоотливные рудничные установки» Недра 1972г.

.        Ржевский В.В. «Открытые горные работы», том I, том II, М. «Недра» 1985г.

.        Русский И.Н. Технология отвальных работ и рекультивация на карьерах. М. Недра. 1979.

14.    Ю.И.Анистратов. Проектирование карьеров. М. «МГИ», 1983.

15.    П.И. Томаков, И.К.Наумов «Технология, механизация и организация открытых горных работ», М., Недра, 1986г.

.        Трубецкой К.Н., Потапов М.Г Справочник. Открытые горные работы. М. Горное бюро. 1994.

.        К.З. Ушаков «Охрана труда» Недра 1986г.

.        Хохряков В.С. «Проектирование карьеров». М. «Недра» 1976 г.