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:

Q_л. = n_л. · q_в. · к_р. = 540· 6 · 1,5 = 4869 м³/мин = 81 м³/сек

Q_л. = n_л. · q_в. · к_р. = 212· 6 · 1,5 = 1908 м³/мин = 31,8 м³/сек

Q_л. = n_л. · q_в. · к_р. = 90· 6 · 1,5 = 810 м³/мин = 13,5 м³/сек

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

n_л = (А · к)/( Т_р. · n_с. · Q_р) = (5,4*10⁶ · 1,1)/( 305 · 3 · 12) = 540 чел.

n_л = (А · к)/( Т_р. · n_с. · Q_р) = (2,115*10⁶ · 1,1)/( 305 · 3 · 12) = 212 чел.

n_л = (А · к)/( Т_р. · n_с. · Q_р) = (0,89*10⁶ · 1,1)/( 305 · 3 · 12) = 90 чел.

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

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

где q_заб =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: Q_В. = Q =81 м³/сек

Скорость движения воздуха в выработке определяем по формуле:

V = Q_В. / S_С. ≤ V_доп. м/сек

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

Проверяем транспортный квершлаг сечением S_К = 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: 

Э_п.тр. = С_тр. · А · L_ср. = 7 · 5400000 · 0,75 = 28,35 млн. руб./год

Э_п.тр. = С_тр. · А · L_ср. = 7 · 2115000 · 0,75 = 11,1 млн. руб./год

Э_п.тр. = С_тр. · А · L_ср. = 7 · 0,89 · 0,75 = 4,6 млн. руб./год

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

Скиповой подъем:

Э_п.тр. = С_тр. · А · L_ср. =4· 5400000 · 1,3 = 28 млн. руб./год

Э_п.тр. = С_тр. · А · L_ср. =4· 2115000 · 1,3 = 11 млн. руб./год

Э_п.тр. = С_тр. · А · L_ср. =4· 890000 · 1,3 = 4,6 млн. руб./год

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

2.6.2  Эксплуатационные расходы на проветривание:

Э_пров. = С_пров · Q_В.год. = 0,01 · 5048282880 =504828288  руб./год

где С_пров. - стоимость в рублях единицы воздуха, руб/м³;  Q_В.год - необходимое количество воздуха для проветривания в год, м³/год.

2.6.3  Эксплуатационные расходы на водоотлив: 

Э_в.о.. = С_квт.ч. · N_дв · τ · к_пот. = 0,3 · 90 · 8760 · 1,15 = 271998  руб./год

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

к_пот - коэффициент потерь.

2.6.4  Эксплуатационные расходы на поддержание горных выработок: 

 Э_{под.г.в.} =0,02· З_прохi. ) =0,02·480834910=9616698 руб./год

Э_{под.г.в.} =0,02· З_прохi.  =0,02·380187617,2=7603752,3 руб./год

Э_{под.г.в.} =0,02· З_прохi.  =0,02·166137751= 1322755,02 руб./год

2.6.5  Итого в сумме эксплуатационные расходы рудника: 

Э_. = Э_.i = Э_п.тр. + Э_скип +Э_пров. + Э_в.о.+ Э_{под.г.в.}  =28,35

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

Э_. = Э_.i = Э_п.тр. + Э_скип +Э_пров. + Э_в.о.+ Э_под.г.=534,8 млн. руб./год

Э_. = Э_.i = Э_п.тр. + Э_скип +Э_пров. + Э_в.о.+ Э_под.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