Расчет параметров варианта вскрытия и подготовки рудного месторождения подземным способом, страница 2

Для  второй очереди принимаем :

Принимаем электровоз в зависимости от годовой производительности 2 мил. тонн

Электровоз

Сцепной

вес, кН

Вагонетки

Вместимость

вагонеток, м³

Колея

Мм.

Грузоподъем-

ность, т

Скорость

км/ч

К-10

98,1

ВГ-2,2

2,2

750

5,5

12,2

Для  третей очереди принимаем :

Принимаем электровоз в зависимости от годовой производительности 5 мил. тонн

Электровоз

Сцепной

вес, кН

Вагонетки

Вместимость

вагонеток, м³

Колея

Мм.

Грузоподъем-

ность, т

Скорость

км/ч

4кК-1

42,4

ВГ-1,2

1,2

750

2,5

5,7

2.3.1Определение времени движения состава от рудоспуска до опракида.

сек

 сек

 сек

Время с учетом потерь.

T=1,5·171,8=175,8 сек.=4,3 минут

T=1,5·123=184,3 сек.=3,7 минут

T=1,5·245=394,5 сек.=6,1 минут

где максимальное расстояние от рудоспуска до опракида, определяется графически.

2.3.2 Определение величины груза, перевозимого 1-ой вагонеткой.

т

т

т

где - вместимость вагонеток

Принимаем, исходя из значения сцепного веса, количество прицепляемых вагонеток – 9 вагонеток.

Определение величины груза, перевозимого 1-ним составом .

Q=78 тонн

Q=37,8 тонн.

Q=21 тонн

2.3.3 Определение количества рейсов необходимых для обеспечения часовой производительности.

 принимаем 15рейсов

 принимаем 13 рейсов

 принимаем 10 рейсов

Исходя из выше произведенных расчетов принимаем число рудо транспортирующих составов:

Необходимых составов- 2 минимум, 1- хоз. нужды, 1- резервный.

2.5 Расчет количества воздуха, необходимого для подачи в рудник (производится по четырем факторам).

2.5.1Расчет количества воздуха по максимальному количеству людей, находящихся в руднике в одну смену:

Qл. = nл. · qв. · кр. = 540· 6 · 1,5 = 4869 м3/мин = 81 м3/сек

Qл. = nл. · qв. · кр. = 212· 6 · 1,5 = 1908 м3/мин = 31,8 м3/сек

Qл. = nл. · qв. · кр. = 90· 6 · 1,5 = 810 м3/мин = 13,5 м3/сек

где  qв - нормативный расход свежего воздуха на одного человека, находящегося в руднике (6 м3/мин); кр - коэффициент резерва объема воздуха в руднике; nл - максимальное число людей, которые одновременно могут находиться в руднике.

nл = (А · к)/( Тр. · nс. · Qр) = (5,4*106 · 1,1)/( 305 · 3 · 12) = 540 чел.

nл = (А · к)/( Тр. · nс. · Qр) = (2,115*106 · 1,1)/( 305 · 3 · 12) = 212 чел.

nл = (А · к)/( Тр. · nс. · Qр) = (0,89*106 · 1,1)/( 305 · 3 · 12) = 90 чел.

где  к=1,1 - коэффициент неравномерности выхода рабочих в смену; Тр - число рабочих дней в году; nс - число рабочих смен в сутки;  Qр - производительность труда подземного рабочего по руднику.

Qр =(0,3-0,5) qзаб.= 0,4 · 30 = 12 т/чел·см

где qзаб =30- производительность труда забойного рабочего очистного забоя, т/чел·см.

2.5.2  Расчет количества воздуха по расходу ВВ при очистной выемке не производим так как предусмотрена скважинная отбойка и массовый взрыв, для которого данный пункт не рассматриваем.

2.5.3  Проверка принятых горных выработок по скорости движения вентиляционной струи:

Из всех полученных значений принимаем максимальное значение необходимого количества свежего воздуха: QВ. = Q =81 м3/сек

Скорость движения воздуха в выработке определяем по формуле:

V = QВ. / SС.Vдоп. м/сек

где SС  - сечение выработки по воздуху, м2 ; Vдоп - допустимая скорость движения воздуха, м/сек (принимается по ЕПБ)

Проверяем транспортный квершлаг сечением SК = 10,6 м2 ;

V = 81 /  10,6 = 7,6  м/сек≤ 8 м/сек

V = 81 /  10,6 = 7,6  м/сек≤ 8 м/сек

V = 81 /  10,6 = 7,6  м/сек≤ 8 м/сек

2.6  Определение капитальных затрат и эксплуатационных расходов на строительство рудника.

2.6.1  Эксплуатационные расходы на транспортирование руды:

          Электровозная откатка: 

Эп.тр. = Стр. · А · Lср. = 7 · 5400000 · 0,75 = 28,35 млн. руб./год

Эп.тр. = Стр. · А · Lср. = 7 · 2115000 · 0,75 = 11,1 млн. руб./год

Эп.тр. = Стр. · А · Lср. = 7 · 0,89 · 0,75 = 4,6 млн. руб./год

где Стр - стоимость в рублях транспортировки одной тонны руды на 1 км. ; L - длина транспортировки, км.

Скиповой подъем:

Эп.тр. = Стр. · А · Lср. =4· 5400000 · 1,3 = 28 млн. руб./год

Эп.тр. = Стр. · А · Lср. =4· 2115000 · 1,3 = 11 млн. руб./год

Эп.тр. = Стр. · А · Lср. =4· 890000 · 1,3 = 4,6 млн. руб./год

где Стр - стоимость в рублях транспортировки одной тонны руды на 1 км. ; L - длина транспортировки, км.

2.6.2  Эксплуатационные расходы на проветривание:

Эпров. = Спров · QВ.год. = 0,01 · 5048282880 =504828288  руб./год

где Спров. - стоимость в рублях единицы воздуха, руб/м3QВ.год - необходимое количество воздуха для проветривания в год, м3/год.

2.6.3  Эксплуатационные расходы на водоотлив: 

Эв.о.. = Сквт.ч. · Nдв · τ · кпот. = 0,3 · 90 · 8760 · 1,15 = 271998  руб./год

где Сквт.ч. - стоимость в рублях  кВт часа; Nдв - номинальная мощность двигателя насосной станции  3NM80/25DE, кВт; τ - количество часов работы двигателя в год;

кпот - коэффициент потерь.

2.6.4  Эксплуатационные расходы на поддержание горных выработок: 

 Эпод.г.в. =0,02· Зпрохi. ) =0,02·480834910=9616698 руб./год

Эпод.г.в. =0,02· Зпрохi.  =0,02·380187617,2=7603752,3 руб./год

Эпод.г.в. =0,02· Зпрохi.  =0,02·166137751= 1322755,02 руб./год

2.6.5  Итого в сумме эксплуатационные расходы рудника: 

Э. = Э.i = Эп.тр. + Эскип +Эпров. + Эв.о.+ Эпод.г.в.  =28,35

=   +28+ 504 + 271998  + 9,6 = 570,2млн. руб./год

Э. = Э.i = Эп.тр. + Эскип +Эпров. + Эв.о.+ Эпод.г.=534,8 млн. руб./год

Э. = Э.i = Эп.тр. + Эскип +Эпров. + Эв.о.+ Эпод.г.=515,6 млн. руб./год

2.6.6  Рассчитываем капитальные затраты.

Расчет капитальных затрат, на проходку выработок, строительство подземных сооружений, стационарное подземное оборудование и расчет капитальных суммарных затрат, приведен в таблице №1.

Первая очередь :                                                                                         Таблица №1

Капитальные затраты