Механизация горного предприятия на примере АО «Лебединский горно-обогатительный комбинат»

СОДЕРЖАНИЕ ВВЕДЕНИЕ

1. ГОРНО-ТЕХНОЛОГИЧЕСКАЯ ЧАСТЬ

1.1 Краткая характеристика района месторождения

1.2 Геология и гидрогеология месторождения

1.2.1 Геология месторождения

1.2.2 Гидрогеология месторождения

1.3 Производственная мощность и режимы работы предприятия

1.4 Вскрытие и подготовка месторождения

1.5 Технология и механизация горных работ

1.5.1 Система разработки и геом. параметры её элементов

1.5.1.1 Высота уступа

1.5.1.2 Буровзрывные работы

1.5.1.3 Параметры системы разработки

1.5.2 Выбор оборудования по технологическим процессам

1.5.3 Расчет количества горного оборудования

1.5.3.1 Экскаваторы на добыче

1.5.3.2 Экскаваторы на скальной вскрыше

1.5.3.3 Экскаваторы на рыхлой вскрыше

1.5.3.4 Экскаваторы на перегрузке

1.5.3.5 Экскаваторы на отвалах

1.5.3.6 Буровые станки

1.5.4 Выбор вида транспорта

1.5.4.1 Тяговый расчет железнодорожного транспорта

1.5.4.2 Эксплуатационный расчет железнодорожного транспорта

1.5.4.3 Автомобильный транспорт

1.5.4.4 Тяговый расчет автомобиля Белаз-7519

1.5.5 Отвалообразование

1.5.6 Рекультивация

2. ЭЛЕКТРОМЕХАНИЧЕСКАЯ ЧАСТЬ

2.1 Водоотлив

2.1.1 Осушение карьера

2.1.2 Расчет водоотливной установки

2.1.3 Расчет трубопровода

2.1.4 Выбор электродвигателя

2.2 Схема электроснабжения

2.2.1 Выбор рода тока и величин напряжения

2.2.2 Конструкция контактной сети

2.2.3 Расчёт общего освещения района горных работ

2.3 Расчет электрических нагрузок

2.3.1 Выбор силовых трансформаторов

3. СПЕЦИАЛЬНАЯ ЧАСТЬ

3.1 Общие сведения об одноковшовых экскаваторах

3.1.1 Классификация экскаваторов

3.1.2 Основные части одноковшовых экскаваторов

3.1.3 Технические характеристики и конструкции карьерных механических лопат

3.2 Описание экскаватора ЭКГ-151

3.2.1 Назначение, технические характеристики и область применения экскаватора ЭКГ-15

3.2.2 Основные составные части экскаватора ЭКГ-15

3.2.3 Рабочие оборудование экскаватора ЭКГ-15

3.2.4 Оборудование ка поворотной платформе

3.3 Патентное исследование

3.3.1 Задание на патентное исследование

3.3.2 Регламент поиска

3.3.3 Патентная документация отобранная для последующего анализа

3.3.4 Описание сущности модернизации

3.4 Расчет сварных соединений

3.5 Условный экономический эффект от модернизации рабочего оборудования экскаватора

4. ОРГАНИЗАЦИОННО-ЭКОНОМИЧЕСКАЯ ЧАСТЬ

4.1 Основные показатели технологических частей проекта

4.2 Составление сметы капитальных затрат

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

4.2.2 Расчет капитальных затрат на строительство промышленных зданий и сооружений

4.2.3 Расчет капитальных затрат на электромеханическое оборудование и монтаж

4.3 Расчет текущих затрат на вскрышные и добычные работы

4.3.1 Расчет материальных затрат на производство горных работ

4.3.2 Расчет затрат по статье «Энергия»

4.3.3 Расчет затрат по статье «Заработная плата»

4.3.4 Определение затрат по статье «Ремонт и содержание основных средств»

4.3.5 Расчет налога на добычу полезных ископаемых (НДПИ)

4.4 Себестоимость

4.5 Сводная смета капитальных затрат на строительство горного предприятия

4.6 Основные технико-экономические показатели

5. БЕЗОПАСНОСТЬ И ЭКОЛОГИЧНОСТЬ ПРОЕКТНЫХ РЕШЕНИЙ

5.1 Анализ опасных и вредных факторов горного производства

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

5.1.2 Места действия опасных и вредных факторов горного производства

5.1.3 Опасность техногенных воздействий со стороны проектируемого предприятия для окружающей среды и населения, проживающего рядом с ним

5.2 Обеспечение безопасности ведения горных работ и эксплуатации горно-транспортного оборудования

5.2.1 Мероприятия по созданию безопасных условий труда при ведении горных работ

5.2.2 Меры безопасности при эксплуатации ж/д транспорта

5.2.3 Меры безопасности при эксплуатации автомобильного и тракторного транспорта

5.3 Электробезопасность

5.3.1 Мероприятия по обеспечению безопасности при эксплуатации электрических установок, воздушных и кабельных ЛЭП

5.3.2 Производственное освещение

5.3.3 Связь и сигнализация

5.4 Производственная санитария

5.4.1 Медицинская помощь

5.4.2 Санитарно-бытовые и производственно-бытовые помещения

5.4.3 Спецодежда и средства индивидуальной защиты

5.4.4 Защита от пыли, шума, вибрации

5.4.5 Питьевое водоснабжение

5.4.6 Радиационная безопасность

5.4.7 Ответственность за нарушения правил безопасности

5.5 Предотвращение и ликвидация аварий

5.5.1 Противопожарные мероприятия

5.5.2 Противопожарная безопасность

5.5.3 План ликвидации аварий (ПЛА)

5.6 Охрана окружающей среды

5.6.1 Охрана атмосферного воздуха

5.6.2 Утилизация и складирование отходов производства

5.6.3 Осушение карьера

5.6.4 Охрана земель

5.6.5 Охрана недр Заключение Список используемой литературы ВВЕДЕНИЕ Горнорудная промышленность является одной из важнейших отраслей народного хозяйства страны. Техническая политика государства направлена на создание и деятельность мощных горных предприятий. Одним из ведущих горных предприятий бассейна КМА является акционерное общество «Лебединский горно — обогатительный комбинат».

Оснащенный современным горным оборудованием, технологическими комплексами он обеспечивает добычу и переработку железистых кварцитов в концентрат и железистые окатыши. Высокопроизводительная и надежная работа всего горного предприятия зависит от внедрения в производство и поддержания в работоспособном состоянии горного оборудования. Работая в условиях значительных перегрузок горные машины, а также их отдельные узлы нуждаются в постоянном их совершенствовании и модернизации. Внедрение в производство новых разработок и модернизация узлов машин в конечном итоге приводит к повышению производительности труда, повышается надежность работы горных машин, улучшается их ремонтопригодность, уменьшается материальные затраты, существенно улучшаются и облегчаются условия труда работающих в данной отрасли.

Лебединский горно-обогатительный комбинат был основан в 1967 г. в районе Курской магнитной аномалии — крупнейшего месторождения железной руды.

Лебединский горно-обогатительный комбинат — единственный в России производитель брикетов железной руды (горячебрикетированного железа). На долю предприятия приходится 21% внутреннего рынка ЖРС.

Высокое качество и широкая номенклатура выпускаемой продукции позволяют комбинату успешно конкурировать как на внутреннем, так и на внешнем рынке, куда поступает около половины продукции комбината.

На протяжении многих лет постоянными потребителями железорудного сырья на внутреннем рынке являются такие предприятия как Новолипецкий металлургический комбинат, Магнитогорский металлургический комбинат, Тулачермет, Мечел. Внутрихолдинговые поставки железорудного сырья осуществляются на ОЭМК. Среди основных потребителей железорудной продукции комбината на внешнем рынке — предприятия Украины, Польши, Венгрии, Чехии, Китая, Южной Кореи. В последние годы Лебединский ГОК существенно укрепил свои позиции на принципиально новых рынках Восточной и Западной Европы, а также Юго-Восточной Азии без потери традиционных рынков сбыта.

Один из факторов успеха деятельности предприятия — применение информационной системы управления. Эта система позволяет в режиме реального времени наблюдать и управлять всем ходом технологического процесса, начиная от погрузки горной массы в карьере и заканчивая получением и отгрузкой готовой продукции, получать информацию о содержании железа в руде, оценивать состояние и работу обогатительного оборудования, обжиговых машин, цеха ГБЖ и другого оборудования. Все данные в системе архивируются и позволяют получать информацию, необходимую для проведения анализа и принятия решений. Внедрение данной системы дало возможность настроить оборудование на наиболее эффективные режимы использования и привело к существенной экономии энергоресурсов.

На Лебединском ГОКе реализована программа выхода комбината на федеральный оптовый рынок электроэнергии (ФОРЭМ), что позволило сократить издержки на приобретение электроэнергии и снизить себестоимость производства. Это стало возможным после внедрения на ОАО «Лебединский ГОК» автоматизированных систем количественного и коммерческого учета электроэнергии, позволивших минимизировать затраты и оптимизировать контроль над закупками электроэнергии.

Комбинат производит следующие виды продукции:

— Железорудный концентрат с массовой долей железа менее 69,5%

— Железорудный концентрат с массовой долей железа более 69,5%

— Окатыши железорудные неофлюсованные с массовой долей железа 66,5%

— Окатыши железорудные офлюсованные с массовой долей железа более 66,5%

— Брикеты железной руды (горячебрикетированное железо) с массовой долей железа более 90%

I. ГОРНО-ТЕХНОЛОГИЧЕСКАЯ ЧАСТЬ

1.1 Краткая характеристика района месторождения В административном отношении Лебединское месторождение железных руд и железистых кварцитов расположено на территории Губкинского района Белгородской области в 8 км к востоку от г. Губкина и железнодорожной станции Губкин Юго-восточной железной дороги и приурочено к Старооскольскому железорудному району Курской магнитной аномалии.

Рельеф района месторождения представляет собой относительно равнинную местность, в северо-западном направлении — поверхность склона, в северной — постепенно переходящую в пойму реки Осколец. На западе и востоке она пересекается двумя оврагами: Ездоцким и Лебедок, которые служат ёмкостями для вскрышных пород Лебединского карьера.

Карьер расположен в центре месторождения. В настоящее время он занимает площадь 3 040 000 м² поверхности. Максимальная глубина карьера около 400 м. Наивысшие и абсолютные отметки приурочены к южной части месторождения и достигают +220ч225 м. К западу, они постепенно понижаются и в пределах реки Осколец не превышают +137ч138 м.

Климат района умеренно-континентальный с большими годовыми колебаниями температуры. Преобладают ветры западных румбов. Средняя годовая температура +5,7 °С. Среднемесячная температура имеет максимум в июле и минимум в январе. Лето жаркое с умеренным количеством осадков, зима — снежная. Среднемесячная сумма осадков колеблется в пределах 500ч600 мм. Устойчивый снежный покров начинается в период с 10ч20 ноября, сходит снежный покров в период с 10 по 20 апреля. Промерзаемость почвы в районе месторождения не превышает 1,2 м.

Губкинский район является густозаселённым сельскохозяйственным и промышленным районом Белгородской области с развитой инфрастуктурой. Наиболее крупными из ближайших к Лебединскому месторождению населённых пунктов является город Губкин. Это административный, промышленный икультурный центр района. Среди других населённых пунктов крупным является город Ст. Оскол. Среди населения преобладают русские и украинцы.

Топливно-энергетическая база. Снабжение промышленных предприятий и города электроэнергией осуществляется от Курской, Ново-Воронежской АЭС, и Губкинской ТЭЦ, работающей на газе и на привозном каменном угле (резервное питание). Собственной топливной базы в районе месторождения нет[1].

1.2 Геология и гидрогеология месторождения

1.2.1 Геология месторождения Лебединское месторождение приурочено к центральной части северо-восточной полосы Курской магнитной аномалии, проходящей в южной части Среднерусской возвышенности по водоразделу рек Днепра (на западе) и Дона (на востоке).

В геологическом строении месторождения присутствуют участки осадочных пород, метаморфизованные эффузивно-осадочные и изверженные образования: Оболиский, Михайловский, Курский свит, прорываемые дайками основных пород.

Вскрышные породы представлены (сверху вниз) четвертичными бурыми суглинками средней мощностью 23 м, «писчим» мелом и медистым (слюдистым) мергелем средней мощностью 46 м, сеноман-альбскими песками средней мощностью 32 м, юрскими и девонскими песчано-глинистыми отложениями средней мощностью 8 м. Средняя мощность нерудной толщи 106 м, с колебаниями в пределах от 80 до 130 м.

Под осадочной толщей повсеместно залегают кристаллические метаморфические породы докембрия, имеющие очень сложное строение.

Верхняя часть железистых кварцитов в зоне выветривания обогащена и в основном представлена залежами богатых магнетито-мартитовых, гематитовых, сидерито-мартитовых и лимонитовыхруд. На данный момент запасыбогатых руд Лебединского месторождения отработаны[2].

Под богатыми рудами залегает толща магнетитовых и гематито-магнетитовых железистых кварцитов с содержанием магнетитового железа 26,5%, железа общего 33,5%.

Железистые кварциты представляют собой микрокристаллические полосчатые метаморфические образования первичного осадочного происхождения. Характерная для них форма залегания — многопластовая толща. Железистые кварциты залегают крутонаклонно (листами вертикально) и уходят на значительную глубину до 1ч2 и даже 5 км. Характер падения пластов — синклинально-антиклинальный.

Железистые кварциты Лебединского месторождения по минеральному состоянию и минералогическим свойствам разделяются на три класса: а) окисленные железистые кварциты; б) полуокисленные железистые кварциты; в) неокисленные железистые кварциты.

К классу окисленных железистых кварцитов относятся руды, у которых FeO магнетитового не более 6%. Мощность окисленных кварцитов колеблется от 0 до 42 м, средняя до 8 м. Ниже этой зоны расположена зона полуокисленных кварцитов. К ней относятся кварциты, которые содержат FeO магнетитового от 6 до 12%. Мощность этой подзоны колеблется от 0 до 35 м, средняя 9 м.

Ниже подзоны полуокисленных железистых кварцитов на глубине от 1 до 30 м наблюдается очень слабая мартитизация магнетита, но по технологическим свойствам он не отличается от неокисленных железистых кварцитов.

Руды Лебединского месторождения отличаются простым минералогическим составом. Минералогические типы железистых кварцитов по содержанию железа отличаются друг от друга незначительно. Главными железосодержащими минералами в кварцитах является магнетит и гематит (железная слюда).

По промышленным свойствам (трещиноватость, плотность, взрываемость, обогатимость) различают 4 вида железистых кварцитов: 1) магнетитовые; 2) куммингтонито-магнетитовые; 3) биотито-магнетитовые; 4) железнослюдово-магнетитовые.

Кроме того, по трудности разработки различают кварциты в сводах и крыльях синклинально-антиклинальных складках.

Преобладающим рудным минералом является магнетит. Усреднённое содержание железа общего в железистых кварцитах составляет — 35%, железа растворимого — 32,5%, железа силикатного около 2,5%.

Из шлакообразующих окислов в железистых кварцитах присутствует в очень больших количествах кремнезём (SiO2 около 42%), в незначительных — содержание флюсовых компонентов (окиси кальция и магния, глинозём и щёлочи) — около 2ч2,5%. Легирующие металлы (ванадий, титан, марганец, никель и др.) представлены в ничтожных количествах.

Вредные примеси: фосфор и сера представлены соответственно 0,2 и 0,1%.

Руды крупнокусковатые. Объёмная масса (объёмный вес) окисленных железистых кварцитов равна 3,2 т/м3, полуокисленных — 3,27 т/м3, неокисленных — 3,41 т/м3. Влажность кварцитов, выдаваемых из карьера, равна 3%. Коэффициент разрыхления кварцитов, сланцев, кварцитопесчанников — 1,5. Коэффициент крепости по шкале профессора М. М. Протодъяконова: окисленных — 4ч8; полуокисленных — 8ч12; неокисленных — 12ч16; сланцев — 4ч12; кварцитопесчанников — 6ч16. Средняя объёмная масса осадочных пород — 1,9 т/м3, сланцев — 2,8 т/м3, кварцитопесчанников — 2,4 т/м3.

Низкое содержание железа в кварцитах не позволяет использовать их как руду без предварительного обогащения. В процессе обогащения наиболее легко извлекаются железо, связанное с магнетитом, труднее — связанное с гематитом, и совсем не извлекается железо, связанное с силикатом.

1.2.2 Гидрогеология месторождения Гидрогеологические условия Лебединского месторождения очень сложные. Широким распространением пользуются три основных водоносных горизонта: мергельно-меловой, сеноман-альбский и рудно-кристаллический, имеющие между собой связи.

Воды мергельно-мелового горизонта циркулируют по трещинам в меловой толще. Водоносный горизонт обладает большой водообильностью, удельный дебит по данным водооткачек составляет 3,5ч4,5 л/сек. Водообильность увеличивается от водораздела к долине реки Осколец. Средний коэффициент фильтрации мергельно-меловых пород около 2,3 м/сутки.

Сепоман-альбский водоносный горизонт имеет повсеместное распространение и является наиболее мощным водяным горизонтом. Удельный дебит по данным откачки 1ч2,5 л/сек. Средний коэффициент фильтрации 15 м/сутки. Горизонт безнапорный и приурочен к пескам сеноман-альба, имеющего мощность около 35 м. Водоупором для обоих горизонтов служат юрские глины.

Рудно-кристаллический водоносный горизонт приурочен к трещиноватым кристаллическим породам докембрия и богатым железным рудам. Водоупорным полом рудно-кристаллического водоносного горизонта служат монолитные докембрийские породы, а водоупорной кровлей юрские песчаные глины. Поэтому этот горизонт является напорным. Гидростатический напор 5ч7 атм.

Железные руды водоносны по всей своей мощности. Характер обводнённости связан с их трещиноватостью и пористостью.

Усреднённый коэффициент фильтрации принимается равным 0,8 м/сутки. Обводнённость железистых кварцитов связана с общей трещиноватостью и окисленностью верхних слоёв кристаллических пород докембрия, которая местами достигает мощности 50ч70 м. Коэффициент фильтрации трещиноватой зоны докембрия 0,02 м/сутки.

Подземные воды Лебединского месторождения относятся к одному типу — гидрокарбанатно-кальцевому, они прозрачны, не имеют запаха и привкуса и пригодны для питьевых целей. Действующие в карьере водопонизительные установки, гидроотвал, хвостохранилище и водозаборы нарушают естественный режим водоносных горизонтов, в результате которых образовалась депрессионная воронка с общим радиусом 10 км. В результате работ водо-понизительных установок на трёх рудниках, их депрессионные воронки взаимодействуют, и они слились в одну общую депрессионную поверхность.

Для водоснабжения промышленных предприятий и города используется вода мергельно-мелового водоносного горизонта при помощи глубоких буровых колодцев (скважин, расположенных в придолинной части теплоколодезянского ручья, реки Осколец, села Осколец). Кроме того, для технических нужд шахты им. Губкина и обогатительных фабрик АО комбината «КМА-руда» и частично ЛГОКа, используется шахтная вода. Водоприток в действующие дренажные системы Лебединского месторождения составляет 6000 м3/час.

Горнодобывающее предприятие Лебединского ГОКа использует воду Оскольского водохранилища, Лебединской дренажной шахты, реки Осколец, а также оборотную воду из пруда-отстойника, ливневую и поводковую воду.

Население окружающих сел для водоснабжения используют грунтовые воды из потоков и мергельно-мелового горизонта, а на водораздельных пространствах используются воды из водоносного горизонта через глубокие буровые колодцы[3].

1.3 Производственная мощность и режимы работы предприятия Запасы неокисленных кварцитов составляют 2500 млн. т в границах проектируемого карьера до отметки — 400 м. Размеры массива кварцитов 2500 Ч 1750 м. Объёмная масса кварцитов 3,41 т/м3.

Для разработки месторождения железистых кварцитов определяем границы карьера:

а) длина по кровле кварцитов — 1800 м;

б) ширина по кровле кварцитов — 1500 м.

Осадочные (рыхлые) отложения в пределах контура карьера первой очереди мощностью 80 м. Годовая производительность карьера составляет 38 млн. т. железистых кварцитов в год.

Срок существования карьера:

лет где, =3000 — промышленные запасы кварцитов, млн. т;

=52 — годовая производительность карьера, млн. т.

С учётом затухания горных работ срок существования карьера будет свыше 61 лет.

1.4 Вскрытие и подготовка месторождения Стойленское месторождение вскрыто двумя железнодорожными траншеями: одной внешней и двумя полутраншеями с руководящим уклоном 40 до отметок +45 м и +80 м. Ниже отметок +45 м месторождение вскрывается системой автомобильных и железнодорожных съездов.

Эксплуатируется и третья выездная железнодорожная траншея с руководящем уклоном 50. Система разработки определяет порядок выполнения комплекса вскрышных и добычных работ, обеспечивающих для месторождения безопасную, экономичную и полную выемку кондиционных запасов полезного ископаемого.

На Стойленском ГОКе принята поперечная, однобортовая 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 учётом безопасности горных работ, залегания месторождения, физико-механических свойств горных пород, типа горно-транспортного оборудования.

Руды вскрыты внешней траншеей с четырьмя железнодорожными путями, по которым руда вывозится на фабрики, а вскрышные породы на внешние отвалы. Вскрытие осуществлено до +45 горизонта, при дальнейшей разработке, горизонты вскрываются серией автомобильных и железнодорожных съездов по нерабочему борту карьера.

1.5 Технология и механизация горных работ

1.5.1 Система разработки и геометрические параметры её элементов В проекте принимаем поперечную однобортовую систему разработки с параллельным короткой оси перемещением фронта добычных и вскрышных работ с внешними ж. д. отвалами. Выбор такой схемы обусловлен сложившейся в настоящее время системой разработки на карьере Стойленского ГОКа.

Отсутствие внутреннего отвала вызвано тем, что проектная глубина карьера ещё не достигнута.

Данная система разработки определяет порядок выполнения комплекса вскрышных и добычных работ, обеспечивающих для месторождения безопасную, экономичную и полную выемку кондиционных запасов полезного ископаемого.

1.5.1.1 Высота уступа Высота уступа определяется в соответствии с правилами ТБ и ПУЭ, с учётом залегания месторождения, типа добычного и транспортного оборудования.

В полускальных и скальных породах высота уступа принимается такой, чтобы высота развала пород после взрыва (которая будет в данном случае реальной высотой забоя экскаватора) не превышала 1,5 максимальной высоты черпания экскаватора. Если учесть, что на практике высота развала колеблется до 1,2 высоты уступа, то последняя может устанавливаться в среднем 1,5 максимальной высоты черпания экскаватора.

Нразв =1,5 * Нч. max=1,5*12,5=18,75 м Нуст = м где, — максимальная высота черпания экскаватора ЭКГ-8И.

Принимаем высоту уступа 15 м на добыче и скальной вскрыше.

1.5.1.2 Буровзрывные работы Линия наименьшего сопротивления по подошве уступа до первого ряда скважин[4]:

м, где, кг — количество ВВ размещающегося в 1 м скважины (d — диаметр скважины, м);

мм — глубина перебура скважины (принимаем глубину перебура 3 м);

м — глубина скважины;

кг/м3 — удельный расход ВВ при куске породы размером 1000 мм и диаметре скважин 250 мм.

Проверку делаем по формуле:

м, где, м — минимальное допустимое расстояние от первого ряда скважин до верхней бровки уступа;

— угол откоса уступа.

Так как >, то принимаем вертикальные скважины. Абсолютное расстояние между скважинами:

м, где, m — относительное расстояние между скважинами, принимаемое от 0,75 до 1,4 (для трудновзрываемых пород принимается равным 0,9).

Принимаем квадратную сетку. Расстояние между рядами скважин принимаем:

м.

Ширина блока:

м.

Выход горной массы с одного погонного метра скважины:

м3.

Количество ВВ на одну скважину:

кг.

Длина заряда в скважине и удельный расход ВВ:

м,

кг/м3.

Длина забойки:

м.

В качестве материала забойки применяем: буровую мелочь, отсев дробленых кварцитов с размером частиц до 5 мм.

Определяем линейный размер куска:

м, где, м3 — ёмкость ковша экскаватора

1.5.1.3 Параметры системы разработки Ширина развала горной массы:

м, где, — коэффициент учитывающий форму развала;

м — высота развала;

м — коэффициент учитывающий форму развала;

— отношение тангенса угла откоса до и после взрыва.

Ширина заходки ЭКГ-8И:

м, где, м — радиус черпания экскаватора на горизонте.

Определим число проходов экскаватора:

Минимальная ширина рабочей площадки при ж. д. транспорте равна:

м, где, м — расстояние от кромки развала до оси железнодорожного пути;

м — расстояние от ж. д. пути до площадки дополнительного оборудования;

м — ширина площадки для оборудования;

м — расстояние от площадки до линии обрушения.

Линия заходки по целику:

м.

Ширина рабочей площадки при разработке полезного ископаемого с использованием автотранспорта:

м, где, м — расстояние от бровки развала до транспортной полосы;

м — ширина проезжей части;

м — ширина полосы ЛЭП;

м — призма обрушения.

Принимая во внимание крепость пород и также способ ведения горных работ на действующих карьерах, принимаем углы откосов:

нерабочие уступы: по наносам — 40°ч45°; по скальным породам — 50°ч55°;

рабочие уступы: по наносам — 55°ч60°; по скальным породам — 65°ч75°.

1.5.2 Выбор оборудования по основным технологическим процессам разработки Выбор оборудования карьера в основном зависит от физико-механических свойств пород и годового объёма работ.

В проектируемом карьере покрывающие и добычные породы имеют коэффициент крепости по шкале М. М. Протодьяконова. В связи с этим необходимо проведение буровзрывных работ. При разработке горной массы и отвалообразовании наиболее целесообразно использование экскаваторов — мех. лопат, поэтому в проекте принимаем прямую лопату — одноковшовые экскаваторы цикличного действия. Исходя из крепости пород, принимаем распространённый в настоящее время станок шарошечного бурения скважин, т.к. этот станок обладает высокой производительностью процесса бурения скважин.

Для осуществления грузотранспортной связи принимаем комбинированный вид транспорта: автомобильный и железнодорожный, так как он наиболее эффективен при отработке глубоких карьеров и транспортировании горной массы на большие расстояния. Исходя из того, что вскрышные породы в проектируемом карьере имеют в основном такой же коэффициент крепости, как и породы на добыче, на отвалообразовании принимаем тот же тип экскаватора, что и на разработке — ЭКГ-8И.

1.5.3 Расчёт количества горного оборудования по технологическим процессам разработки

1.5.3.1 Экскаваторы на добыче Принимаем экскаватор ЭКГ-8И[5].

Таблица 1.1

Техническая характеристика экскаватора ЭКГ-8И

Производительность экскаватора:

м3/ч, где, м3 — ёмкость ковша экскаватора;

с — время цикла экскаватора;

— коэффициент экскавации;

— коэффициент технологической выемки.

Сменная производительность:

т, где, ч — продолжительность смены;

— коэффициент использования сменного времени экскаватора при работе на автотранспорт;

т/м3 — объёмная масса кварцитов.

Годовая производительность:

т, где, — режимное число дней работы;

— количество смен в сутки.

Необходимое количество экскаваторов:

шт.,

где, т — годовой объём добычи Принимаем 8 экскаваторов.

С учетом коэффициента инвентарного оборудования получим 10 экскаваторов на добыче.

1.5.3.2 Экскаваторы на скальной вскрыше Годовая производительность карьера по скальной вскрыше равна 8 млн. м3. Принимаем экскаватор ЭКГ-8И.

Сменная производительность:

м3/см.

Годовая производительность:

м3/год.

Необходимое количество экскаваторов на скальной вскрыше:

шт.,

где, м3- годовой объём скальной вскрыши.

Принимаем 4 экскаватора.

С учетом коэффициента инвентарного оборудования получим 5 экскаваторов.

1.5.3.3 Экскаваторы на рыхлой вскрыше Годовая производительность карьера на рыхлой вскрыше равна 11 млн. м3. Принимаем экскаватор ЭКГ-8Ус.

Таблица 1.2

Техническая характеристика экскаватора ЭКГ-8Ус

Количество экскаваторов, необходимых для обеспечения годовых объемов работ на рыхлой вскрыше определяем по формуле:

шт, где Qэ — сменная эксплуатационная производительность экскаватора соответственно по рыхлой вскрыше, м3;

Мг = 780 — число рабочих смен экскаватора в году, смен;

Сменную эксплуатационную производительность экскаватора ЭКГ-8Ус определяем по формуле:

м3/см, где Qт — часовая техническая производительность экскаватора, м3/ч;

Тсм — продолжительность смены, ч;

kи — коэффициент использования сменного времени экскаватора. При погрузке в железнодорожный транспорт kи = 0,6−0,70.

Qт = 3600 м3/ч, где Еk — емкость ковша экскаватора, м3;

tц — расчетная продолжительность рабочего цикла экскаватора в данном забое, зависит от типа разрабатываемых пород и угла поворота экскаватора к разгрузке.

tp — время непрерывной работы экскаватора на одном месте;

tп — время передвижки экскаватора на другое место работы;

Отношение tp / (tp+ tп) изменяется в пределах 0,8−0,9.

kэ = kн / kр — коэффициент экскавации, где kн — коэффициент наполнения ковша экскаватора (kн = 0,90−1,05);

kр — коэффициент разрыхления породы в ковше (kр = 1,3−1,6).

Коэффициент экскавации для разных горных пород изменяется в пределах 0,55−0,80, причем меньшие значения относятся к более крепким породам.

Списочный (инвентарный) парк экскаваторов определяем по формуле

шт, где кр = 1,2 — коэффициент резерва экскаваторов;

Nэi — количество экскаваторов.

1.5.3.4 Экскаваторы на перегрузке а) Количество экскаваторов на перегрузке руды Производительность экскаватора:

м3/ч

где, м3 — ёмкость ковша экскаватора;

с — время цикла экскаватора;

— коэффициент экскавации;

— коэффициент технологической выемки.

Сменная производительность:

т, где, ч — продолжительность смены;

— коэффициент использования сменного времени экскаватора при работе на перегрузочном складе;

т/м3 — объёмная масса кварцитов.

Годовая производительность:

т, где, — режимное число дней работы;

— количество смен в сутки.

Необходимое количество экскаваторов:

шт.,

где, м3- годовой объём добычи.

Принимаем 6 экскаваторов.

С учетом коэффициента инвентарного оборудования получим 7 экскаваторов.

б) Количество экскаваторов на перегрузке скальной вскрыши Сменная производительность:

м3.

Годовая производительность:

м3.

Необходимое количество экскаваторов:

шт.,

где, м3- годовой объём скальной вскрыши;

Принимаем 4 экскаватора.

С учетом коэффициента инвентарного оборудования получим 5 экскаватора.

1.5.3.5 Экскаваторы на отвалах Для приемки скальной и рыхлой вскрыши на отвалах используем экскаватор ЭКГ — 8И.

Сменная производительность экскаватора на отвале:

м3,

где Кисп =0,5 — коэффициент использования сменного времени экскаватора с учетом обмена транспортных средств и переукладок ж/д путей после каждой заходки.

Годовая производительность:

м3.

Количество экскаваторов на отвале скальной вскрыши:

шт.

Принимаем 5 экскаватора.

С учетом коэффициента инвентарного оборудования получим 6 экскаваторов.

Количество экскаваторов на отвале рыхлой вскрыши:

шт.

Принимаем 6 экскаватора.

С учетом коэффициента инвентарного оборудования получим 7 экскаватора.

1.5.3.6 Буровые станки По эмпирической формуле, при заданной высоте уступа и крепости пород, диаметр скважин будет равен[5]:

м, где, — удельная энергоёмкость шарошечного бурения (кВт· ч/м) (табл.3.19. Мельников).

По полученному диаметру скважины принимаем буровой станок СБШ-250 МН.

Годовая производительность станка СБШ-250МН:

пог. м, где, пог. м — производительность станка за 8и-часовую смену.

Годовой объём бурения скважин на добыче:

пог. м. !!!

Количество буровых станков на добыче:

шт.,

где, — коэффициент резерва бурового станка Годовой объём бурения скважин на скальной вскрыше:

пог. м.

Количество буровых станков на скальной вскрыше:

шт.,

Всего буровых станков:

шт.,

Принимаем 11 станков. Проектом принимаем паспорт буровзрывных работ по оборудованию блока буровым станком СБШ-250МН, составляемый на основании практических данных и паспорт БВР СГОКа. Расположение скважин на уступе — вертикальное двухрядное. При бурении вертикальных скважин обеспечивается высокая производительность буровых станков (до 60 м в смену), устойчивость стенки скважин и хорошие условия для механизированного заряжания скважин. Проект предусматривает взрывание горной массы взрывчатым веществом типа граммонит 79/21 и 30/70 В. Первый применяется для зарядки сухих скважин второй — для обводненных.

В качестве средств взрывания используем детонирующий шнур ДШ-А и ДШ-Б, огнепроводный шнур ОША, пиротехническое реле КЗДШ-6а, обеспечивающее короткозамкнутое взрывание, капсюль — детонатор КД-86.

В качестве боевика в скважине применяем шашки — детонаторы Т-400, которые подготавливаются на расходном складе. Взрывание с помощью детонирующего шнура и зажигательной трубки. Зарядку скважин производим зарядными и забоечными машинами СУЗИ-5, МЗ-4, ЧЗСИ-1.

1.5.4 Выбор вида транспорта При разработке Лебединского месторождения железистых кварцитов принимаем комбинированный вид транспорта: железнодорожный транспорт в сочетании с грузовым автотранспортом. Это обусловлено большой глубиной разработки и большой протяженностью уступов.

Транспортирование осуществляется: а) железистых кварцитов из забоя до перегрузочных площадок — автомобильным, с перегрузочных площадок до обогатительных фабрик — железнодорожным транспортом; б) скальной вскрыши из забоя до перегрузочных площадок — автомобильным, от перегрузочных площадок до отвалов — железнодорожным транспортом; в) рыхлой вскрыши из забоя до отвалов — железнодорожным транспортом.

1.5.4.1 Тяговый расчёт железнодорожного транспорта В качестве тягового средства железнодорожного транспорта принимаем агрегат ОПЭ-2, состоящий из электровоза управления со сцепным весом 120 т и двух моторных думпкаров 5ВС-60[5]. Агрегат работает на переменном токе, напряжением 10 кВ, в качестве транспортных сосудов принимаем думпкары 2ВС-105. Для вывозки кварцитов и вскрыши железнодорожным транспортом предусматриваем наличие перегрузочных площадок, расположенных в карьере.

Таблица 1.3

Технические характеристики электровоза ОПЭ-2 и думпкара 2ВС — 105

Определяем массу прицепной части состава при равномерном движении по руководящему уклону :

т,

где, — ускорение свободного падения;

— коэффициент сцепления тяговых колёс с рельсами;

Н/кН — основное удельное сопротивление движению поезда;

кН — сцепной вес тягового агрегата;

— вес локомотива;

— руководящий уклон.

Определяем наибольшую массу состава с грузом при трогании с места:

где, Н/кН — удельное сопротивление при трогании состава с места;

Н/кН — сопротивление от уклона;

— коэффициент сцепления тяговых колёс с рельсами при трогании с места;

— коэффициент инерции вращающихся масс;

м/с2 — максимально допустимое ускорение при трогании.

Из полученных значений массы прицепной части локомотивосостава определяем число думпкаров:

где, — грузоподъёмность думпкара;

— коэффициент тары.

Принимаем в составе 9 думпкаров 2ВС-105.

Определяем скорость движения локомотива на различных участках пути:

1) Забойные тупики:

Сила тяги:

где,

кН — суммарный вес тягового агрегата и прицепной части локомотива,

— уклон на данном участке пути;

Н/кН — удельное сопротивление движению на криволинейных участках;

м — радиус кривой;

— эмпирический коэффициент, характеризующий тип локомотива;

Н/кН — сопротивление движению.

кН.

Скорость движения в забойных тупиках:

км/ч,

где, кВт — мощность агрегата;

— кпд генератора;

— коэффициент, учитывающий потери мощности на вспомогательном оборудовании;

— кпд зубчатой передачи.

По ПТБ принимаем скорость на забойном участке 15 км/ч.

2) Выездная траншея.

Сила тяги:

кН.

Скорость движения в выездной траншее:

км/ч.

По ПТБ принимаем скорость в выездной траншее 15 км/ч.

3) Постоянные пути на поверхности.

кН.

Скорость движения на поверхности:

км/ч.

По ПТБ принимаем скорость на поверхности 40 км/ч. Скорость движения агрегата (из технической характеристики) 29,5−30 км/ч.

1.5.4.2 Эксплуатационный расчёт железнодорожного транспорта

1) Перевозка железистых кварцитов Объём перевозок по кварцитам 52 млн. т/год.

Расстояние транспортирования от карьера до обогатительной фабрики — 14 км.

Суточная производительность карьера по руде равна:

т/сут.,

где, — годовая производительность карьера на добыче;

352 — время работы транспорта.

Время рейса локомотива:

где, — время движения груженого состава;

— время погрузки;

— время разгрузки;

— время движения порожнего состава;

— время ожидания.

Время погрузки состава:

где, и , — количество в составе, соответственно, думпкаров и мотор-вагонов;

и — время погрузки, соответственно, думпкара и мотор-вагона.

Определим вес руды в ковше экскаватора ЭКГ-8И:

т, где, м3 — ёмкость ковша экскаватора;

— коэффициент наполнения ковша;

— коэффициент разрыхления породы в ковше;

т/м3 — объёмная масса железистых кварцитов.

Находим количество ковшей для загрузки в думпкар:

шт.,

где, — объём думпкара.

Принимаем .

Проверим выполнение условия: ,

где, — грузоподъёмность думпкара,

т — фактическая масса породы,

105 т>95,48 т — условие выполняется.

Определим время погрузки думпкара:

мин.

Находим количество ковшей для загрузки мотор-вагона:

где, — объём мотор-вагона.

Принимаем .

Проверим выполнение условия: ,

где, т — грузоподъёмность мотор-вагона;

— фактическая масса породы,

45>40,92 — условие выполняется.

Определим время погрузки мотор-вагона:

мин.;

Определим общее время погрузки состава:

.

Определим время движения гружёного состава:

мин, где, км — длина забойного тупика;

км — длина выездной траншеи;

км — длина пути на поверхности.

Определим время разгрузки состава:

где, — время разгрузки одного мотор-вагона или думпкара (летом мин, зимой мин, принимаем мин).

Определим время движения порожнего состава:

мин, где, км/ч — средняя скорость движения.

Время ожидания погрузки и загрузки:

мин.

Время рейса локомотивосостава:

ч.

Число рейсов, которое может выполнить в сутки один состав:

рейсов, где, ч — время работы транспорта в сутки.

Необходимое число рейсов в сутки:

где, — суточный грузооборот карьера по железистым кварцитам, т/сут.;

— коэффициент неравномерности движения;

— фактическая масса кварцитов в составе.

Число одновременно работающих локомотивов:

.

Принимаем в работе на перевозке железистых кварцитов состав: 25 электровозов, 50 мотор-вагонов, 225 думпкара.

Определим пропускную способность 2-хпутной линии для каждого направления.

В связи с ограничением нагрузки на контактную сеть, одновременно на перегоне по выездной траншее может находиться два поезда.

Время движения по выездной траншее груженого поезда:

мин.

мин.,

где, — средняя скорость движения, км/ч Количество груженых составов за сутки по одному грузовому пути:

шт.,

шт.

где, мин — время, затрачиваемое на связь между раздельными пунктами, при полуавтоматической блокировке.

Принимаем пропускную способность 2-х путного перегона 146 пар поездов.

Провозная способность 2-хпутной линии равна:

т/сут.,

где, — коэффициент резерва провозной способности.

Так как суточный грузооборот составляет 147 727,3 т/сут., а провозная способность 2-хпутной линии равна 86 415,6 т/сут., то для перевозки рыхлой вскрыши принимаем 4-хпутную линию с провозной способностью

172 831,2 т/сут., что полностью обеспечивает суточную провозную способность.

2)Перевозка скальной вскрыши Объём перевозок по скальной вскрыше составляет:

т/год.

Расстояние транспортирования от карьера до отвала скальной вскрыши 18 км.

Суточная производительность карьера по скальной вскрыше равна:

т/сут.

Время рейса локомотивосостава:

.

Время погрузки состава:

где, и , — количество в составе, соответственно, думпкаров и мотор-вагонов;

и — время погрузки, соответственно, думпкара и мотор-вагона.

Определим вес скальной вскрыши в ковше экскаватора ЭКГ-8И:

т, где, м3 — ёмкость ковша экскаватора;

— коэффициент наполнения ковша;

— коэффициент разрыхления породы в ковше;

т/м3 — объёмная масса скальной вскрыши.

Находим количество ковшей для загрузки в думпкар:

шт.,

где, — объём думпкара.

Принимаем .

Проверим выполнение условия: ,

где, — грузоподъёмность думпкара,

т — фактическая масса скальной вскрыши,

105 т>89,6 т — условие выполняется.

Определим время погрузки думпкара:

мин.

Находим количество ковшей для загрузки мотор-вагона:

где, — объём мотор-вагона.

Принимаем .

Проверим выполнение условия: ,

где, т — грузоподъёмность мотор-вагона;

— фактическая масса скальной вскрыши,

45>33,6 — условие выполняется.

Определим время погрузки мотор-вагона:

мин.;

Определим общее время погрузки состава:

.

Определим время движения гружёного состава:

мин, где, км — длина забойного тупика;

км — длина выездной траншеи;

км — длина пути на поверхности.

Определим время разгрузки состава:

где, — время разгрузки одного мотор-вагона или думпкара (летом мин, зимой мин, принимаем мин).

Определим время движения порожнего состава:

мин, где, км/ч — средняя скорость движения.

Время ожидания погрузки и загрузки:

мин.

Время рейса локомотивосостава:

ч.

Число рейсов, которое может выполнить в сутки один состав:

рейсов, где, ч — время работы транспорта в сутки.

Необходимое число рейсов в сутки:

где, — суточный грузооборот карьера по скальной вскрыше, т/сут.;

— коэффициент неравномерности движения;

— фактическая масса скальной вскрыши в составе.

Число одновременно работающих локомотивов:

.

Принимаем в работе на перевозке скальной 12 электровозов, 24 мотор-вагонов, 108 думпкар.

Определим пропускную способность 2-хпутной линии для каждого направления.

В связи с ограничением нагрузки на контактную сеть, одновременно на перегоне по выездной траншее может находиться два поезда.

Время движения по выездной траншее груженого поезда:

мин.

мин.,

где, — средняя скорость движения, км/ч Количество груженых составов за сутки по одному грузовому пути:

шт.,

шт.

где, мин — время, затрачиваемое на связь между раздельными пунктами, при полуавтоматической блокировке.

Принимаем пропускную способность 2-хпутной линии 74 пары поездов в сутки.

Провозная способность 2-хпутной линии равна:

т/сут.,

где, — коэффициент резерва провозной способности.

Так как суточный грузооборот составляет 63 456,09 т/сут., а провозная способность 2-хпутной линии равна 47 650,91 т/сут., то для перевозки рыхлой вскрыши принимаем 4-хпутную линию с провозной способностью

95 301,82 т/сут., что полностью обеспечивает суточную провозную способность.

3) Перевозка рыхлой вскрыши Объём перевозок по рыхлой вскрыше составляет:

т/год.

Расстояние транспортирования от карьера до отвала скальной вскрыши 16 км.

Суточная производительность карьера по рыхлой вскрыше равна:

т/сут.

Время рейса локомотивосостава:

.

Время погрузки состава:

где, и , — количество в составе, соответственно, думпкаров и мотор-вагонов;

и — время погрузки, соответственно, думпкара и мотор-вагона.

Определим вес рыхлой вскрыши в ковше экскаватора ЭКГ-8Ус

т, где, м3 — ёмкость ковша экскаватора;

— коэффициент наполнения ковша;

— коэффициент разрыхления породы в ковше;

т/м3 — объёмная масса рыхлой вскрыши.

Находим количество ковшей для загрузки в думпкар:

шт.,

где, — объём думпкара.

Принимаем .

Проверим выполнение условия: ,

где, — грузоподъёмность думпкара,

т — фактическая масса рыхлой вскрыши,

105 т>81,07 т — условие выполняется.

Определим время погрузки думпкара:

мин.

Находим количество ковшей для загрузки мотор-вагона:

где, — объём мотор-вагона.

Принимаем .

Проверим выполнение условия: ,

где, т — грузоподъёмность мотор-вагона;

— фактическая масса рыхлой вскрыши,

45>30,4 — условие выполняется.

Определим время погрузки мотор-вагона:

мин.;

Определим общее время погрузки состава:

.

Определим время движения гружёного состава:

мин, где, км — длина забойного тупика;

км — длина выездной траншеи;

км — длина пути на поверхности.

Определим время разгрузки состава:

где, — время разгрузки одного мотор-вагона или думпкара (летом мин, зимой мин, принимаем мин).

Определим время движения порожнего состава:

мин, где, км/ч — средняя скорость движения.

Время ожидания погрузки и загрузки:

мин.

Время рейса локомотивосостава:

ч.

Число рейсов, которое может выполнить в сутки один состав:

рейсов, где, ч — время работы транспорта в сутки.

Необходимое число рейсов в сутки:

где, — суточный грузооборот карьера по рыхлой вскрыше, т/сут.;

— коэффициент неравномерности движения;

— фактическая масса скальной вскрыши в составе.

Число одновременно работающих локомотивов:

.

Принимаем в работе на перевозке рыхлой вскрыши 12 составов: 12 электровозов, 24 мотор-вагонов, 108 думпкара.

Определим пропускную способность 2-хпутной линии для каждого направления:

где, мин — время, затрачиваемое на связь между раздельными пунктами, при полуавтоматической блокировке.

Принимаем пропускную способность 2-хпутной линии 34 пары поездов в сутки.

Провозная способность 2-хпутной линии равна:

т/сут.,

где, — коэффициент резерва провозной способности.

Так как суточный грузооборот составляет 22 993,45 т/сут., а провозная способность 2-хпутной линии равна 59 206,8 т/сут., то для перевозки рыхлой вскрыши принимаем 4-хпутную линию с провозной способностью 45 986,91 т/сут., что полностью обеспечивает суточную провозную способность.

Инвентарный парк локомотивов:

где, — соответственно число локомотивов, занятых на перевозке железистых кварцитов и вскрыши, находящихся в ремонте, в резерве и на хозяйственных работах.

состава;

составов;

состава;

состава;

состава.

Принимаем локомотива.

Определим инвентарный парк думпкаров:

где, — число думпкаров, занятых на перевозке железистых кварцитов и вскрыши;

— коэффициент, учитывающий думпкары, находящиеся в ремонте и резерве.

;

.

Принимаем думпкар.

1.5.4.3 Автомобильный транспорт Для транспортирования горной массы от забоя до перегрузочной площадки предусматриваем автомобильный транспорт — автосамосвалы БелАЗ-7519 грузоподъёмностью 110 т[5].

Техническая характеристика автосамосвала БелАЗ-7519.

Таблица 1.4

1.5.4.4 Тяговый расчёт автомобиля БелАЗ-7519

Сила тяги на ведущих колесах[5]:

кН, где, кВт — мощность двигателя;

— КПД ведущего колеса; - КПД передачи от вала двигателя к ведущим колёсам при механической коробке;

км/ч — скорость автомобиля.

Находим грузоподъёмность автосамосвала:

т, где. м3 — объём кузова;

т/м3 — насыщенная плотность руды;

т/м3 — объёмная масса руды;

— коэффициент разрыхления;

— коэффициент заполнения кузова;

Принимаем т.

Сцепной вес автомобиля:

кН, где, — коэффициент, учитывающий часть веса автосамосвала с грузом, приходящийся на ведущие колеса;

т — масса автомобиля.

Максимальное значение тягового усилия:

кН, где, — коэффициент сцепления с грузом.

Суммарная сила сопротивления:

или ,

где, — удельные сопротивления: основное, от уклона, от криволинейных участков дорог, от ветра;

H/кH, Н/кН при уклоне, , Н/кН, где, — коэффициент лобового сопротивления;

м2 — общая площадь лобовых поверхностей автомобиля;

км/ч — скорость движения автомобиля;

км/ч — скорость ветра;

кН — вес грузового автомобиля;

Н/кН.

Удельное сопротивление на криволинейных участках дорог:

H/кН, где, м — радиус кривой поворота.

кН.

Для нормального движения автомобиля необходимо, чтобы, 870,39 214,44111,16. Условие выполняется, что позволяет производить транспортирование пород по дорогам с уклоном 80‰.

1.5.4.5 Эксплуатационный расчет Объём перевозок составляет 52 000 000 т/год железистых кварцитов с объёмной массой 3,41 т/м3. Длина транспортирования 1,2 км.

Масса руды в одном ковше экскаватора:

Определим вес руды в ковше экскаватора ЭКГ-8И:

т, где, м3 — ёмкость ковша экскаватора;

— коэффициент наполнения ковша;

— коэффициент разрыхления породы в ковше;

т/м3 — объёмная масса кварцитов.

Количество ковшей для загрузки автосамосвала:

;

Принимаем .

Масса руды в кузове после загрузки:

т.

Коэффициент загрузки автосамосвала:

.

Время рейса автосамосвала:

мин, где, мин — время погрузки;

с — время цикла экскаватора ЭКГ-8И;

мин — время движения гружёного и порожнего автомобиля;

— коэффициент, учитывающий разгон и торможение автомобиля;

мин — время разгрузки; мин — время манёвров.

Сменная производительность автосамосвала БелАЗ-7519:

т/см.

Эксплуатационная производительность:

т/см, где, — коэффициент использования сменного времени.

Необходимое количество автомобилей для обслуживания одного экскаватора:

.

Принимаем а/м.

На добыче работают 10 экскаваторов ЭКГ-8И, исходя из этого принимаем 10· 4=40 а/м в смену.

На скальной вскрыше работают 4 экскаватора ЭКГ-8И.

Определим вес скальной вскрыши в ковше экскаватора ЭКГ-8И:

т, где, м3 — ёмкость ковша экскаватора;

— коэффициент наполнения ковша;

— коэффициент разрыхления породы в ковше;

т/м3 — объёмная масса скальной вскрыши.

Количество ковшей, необходимых для погрузки в автосамосвал:

;

Принимаем .

Масса породы в кузове:

т.

Коэффициент загрузки автосамосвала:

.

Время рейса автосамосвала:

мин, где, мин — время погрузки;

с — время цикла экскаватора ЭКГ-8И;

мин — время движения гружёного и порожнего автомобиля;

— коэффициент, учитывающий разгон и торможение автомобиля;

мин — время разгрузки;

мин — время манёвров.

Сменная производительность автосамосвала БелАЗ-7519:

т/см.

Эксплуатационная производительность:

т/см, где, — коэффициент использования сменного времени.

Необходимое количество автомобилей для обслуживания одного экскаватора:

.

Принимаем а/м.

На скальной вскрыше работают 5 экскаватора ЭКГ-8И, исходя из этого принимаем 5· 4=20 а/м в смену Инвентарный парк автосамосвалов:

— На перевозке руды: а/м.

— На перевозке скальной вскрыши :

Общее количество автосамосвалов:

а/м.

Пропускная способность автодороги:

шт.,

где, км/ч — средняя скорость движения;

— число полос движения;

м — безопасная дистанция между автомобилями;

— коэффициент неравномерного движения.

Проводная способность дороги:

т/см.,

где, — коэффициент резерва провозной способности.

Автодороги в карьере принимаем второй категории покрытия, сборно-разборными плитами из железобетона, временные дороги имеют щебёночное покрытие, ширина проезжей части — 14,5 м, наибольший продолжительный уклон — 80.

Для ухода за автодорогами принимаем грейдеры, снегоочистители, поливальные и другие машины.

1.5.5 Отвалообразование Согласно принимаемой системе разработки, отвалы расположены в юго-западном направлении на расстоянии 10,8 км и 8,8 км скальной и рыхлой вскрыши соответственно. Принимаем экскаваторное отвалообразование. При использовании механической лопаты, отвальный уступ разделен на 2 подуступа. Экскаватор, установленный на кровле подуступа перелопачивает породу, поступающую из карьера в приёмный бункер шириной по фронту разгрузки 1420 м, глубиной 0,81 м. Вместимость бункера 11,5 ёмкостей порожнего состава.

По транспортным путям состав подаётся на отвал думпкарами вперед. Исходя из физико-механических характеристик пород укладываемых в отвал, применяем следующую схему организации работ экскаватора на отвале: укладка породы производится одновременно в верхнем и нижнем подступах отвала; после заполнения заходки экскаватор возвращается в первоначальное положение; длину отвального тупика принимаем 2000 м; высоту уступа на отвал принимаем: для скальной породы — 30 м, для рыхлой вскрыши — 15 м.

Количество составов, которое может быть разгружено в отвальном тупике в сутки:

где, — коэффициент неравномерности работы отвального тупика;

мин — время разгрузки состава;

где, — расстояние от забоя до отвала, км;

км/ч — средняя скорость движения состава.

мин

мин

составов

составов Приёмная способность отвального тупика в сутки:

м3,

где, и — количество мотор-вагонов и думпкаров соответственно;

м3 и м3 — объём мотор-вагона и объём думпкара.

м3.

м3.

Продолжительность работы отвального тупика между 2-мя переукладками пути:

сут.,

где, м — шаг переукладки;

м — длина тупика;

— высота уступа на отвале.

суток;

суток Количество отвальных тупиков в работе:

где, — годовой объём вскрыши, м3.

Принимаем 4 отвальных тупика на скальной вскрыше и 4 отвальных тупика на рыхлой вскрыше.

1.5.6 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: снятие и складирование плодородного слоя чернозёма; вывоз и укладка за пределы карьера в отвал вскрышных пород; доставка чернозёма со склада на отвал и разбрасывание его слоем толщиной 40ч50 мм.

Для снятия и транспортировки чернозёма на склады принимаем самоходные скреперы Д3−155 мощностью двигателя 2×265 л.с., ёмкостью ковша 20 м³. Расстояние транспортировки составит в среднем 1300 м.

Время рабочего цикла:

Tц=tn+tгр+tпор=1+3,12+0,5+1,56 мин Эксплуатационная производительность скрепера:

м3/ч, где, — коэффициент использования времени;

— коэффициент наполнения ковша скрепера;

м3 — ёмкость ковша скрепера;

— коэффициент разрыхления породы.

Сменная производительность скрепера:

м3.

Необходимая площадь под отвал:

м2/год, где, — годовой объём скальной и рыхлой вскрыши;

— коэффициент разрыхления скальной вскрыши.

— коэффициент разрыхления рыхлой вскрыши.

Общий объём плодородного слоя подлежащего снятию:

м3,

где, м — толщина снимаемого слоя чернозёма.

Необходимое количество скреперов для снятия плодородного слоя:

скреперов.

Полученные данные по горно-транспортному оборудованию сводим в таблицу 1.8

Таблица 1.5

Сводные данные по горно-транспортному оборудованию

II. ЭЛЕКТРОМЕХАНИЧЕСКАЯ ЧАСТЬ

2.1 Водоотлив

2.1.1 Осушение карьера Сложные гидрогеологические условия и большой приток подземных вод обусловили принятую в проекте комбинированную систему осушения, включающую: внешний дренажный контур; внутренний дренажный контур; подземный дренажный комплекс[8].

Внешний дренажный контур состоит из скважины с фильтровой колонной, пробуренных из штреков дренажной шахты, снизу вверх в водоносные горизонты. Внутренний дренажный контур состоит из горизонтального прибортового дренажа на нерабочем борту карьера и дренажных траншей на рабочем борту.

Для осушения кварцитного карьера использована существующая дренажная система карьера по добыче богатых руд, состоящих из 165 сквозных фильтров, вертикальных шахтных стволов глубиной от 100 до 170 м, 50 тыс. м3 околоствольных выработок и водосборников, 33 км дренажных штреков, 3,5 км прибортового дренажа с горизонтальными скважинами, 35 сбросовых и более 300 восстающих скважин для осушения руды. Водоотливная установка расположена ниже уровня воды в водосборнике.

2.1.2 Расчёт водоотливной установки Исходные данные[8]: м3/ч — максимальный приток воды; м — глубина ствола дренажной шахты; m3/ч — нормальный приток воды; кг/м3 — плотность воды; сут/год — число дней работы насосной установки в год.

Производительность работы водоотливной установки при откачке нормального притока:

м3/ч, где, 20 — число часов откачки нормального притока по ЕПБ.

Производительность водоотливной установки при максимальном притоке:

м3/ч.

Определим ориентировочный напор:

м, где, — геодезическая высота нагнетания, м.

где, — глубина ствола шахты;

м — превышение туб на сливе относительно устья ствола шахты;

м — высота подпора;

м.

Длина нагнетательного трубопровода:

м, где, — длина трубопровода от последнего насоса до трубного восстающего, м,

м — длина трубного восстающего.

м.

По подаче и напору предусматриваем насос типа 14м — 12×4.

Техническая характеристика насоса: м3/ч — подача, м — напор, мин -1 — частота вращения, м — высота всасывания, — КПД насоса.

Необходимое количество насосов при нормальном притоке:

шт.

При максимальном притоке:

шт.

По нормам проектирования водоотливных установок, работающих в условиях обводнённых рудных месторождений в насосной камере необходимо, установить 7 насосов, 4 работающих, 2 в резерве и 1 в ремонте.

2.1.3 Расчёт трубопровода Внутренний диаметр нагнетательного трубопровода в этих условиях рассчитывается на работу двух насосов по формуле:

м, где, — число насосов,

м/с — скорость движения воды в нагнетательном трубопроводе.

Внутренний диаметр всасывающего трубопровода при работе одного насоса:

м, где, м/с — скорость движения воды в всасывающем трубопроводе.

Согласно ГОСТ 8732–78 принимаем всасывающий трубопровод стальной, бесшовный с внутренним диаметром мм.

Толщина стенок трубопровода равна:

мм, где, — коэффициент условий работы материала труб при повышенных температурах;

МПа — нормальное сопротивление равное номинальному значению предела текучести при растяжении, сжатии в изгибе труб,

мм — увеличение толщины стенок с учётом коррозии,

МПа.

По ГОСТ 8732–78 принимаем стальные трубы с толщиной стенок 8 мм. Нагнетательный трубопровод принимаем с внешним диаметром 600 мм и толщиной стенки 8 мм.

Потери напора в соответствии с количеством установленной арматуры во всасывающем трубопроводе:

Длина нагнетательного трубопровода:

м, где, м — длина трубопровода от последнего насоса до трубного восстающего;

м — длина трубного восстающего.

Потери напора в нагнетательном трубопроводе:

где, — гидравлические коэффициенты потерь напора соответственно в приёмной сетке и в приёмном клапане, угловом колене, коленном переходе, закругленном колене (), задвижке,

— количество обратных клапанов, угловых колен, округленных колен, задвижек.

Расчётный манометрический напор насоса:

м.

Постоянная нагнетательного трубопровода:

.

Характеристика трубопровода:

m.

Для построения характеристики трубопровода вычисляем параметры и полученные данные сводим в таблицу 2.1

Таблица 2.1

Таблица параметров для построения характеристик трубопровода

Рис. 2.1. Характеристика насоса и трубопровода.

1. Характеристика насоса. 2. Характеристика двух насосов, работающих на один трубопровод. 3. Характеристика трубопровода. 4. КПД насоса.

Параметры рабочей точки: м, м3/ч,.

Проверяем принятый насос на устойчивость режима работы:

режим работы устойчивый.

2.1.4 Выбор электродвигателя Определяем мощность эл. двигателя насоса:

кВт, где, — коэффициент резерва;

— удельная плотность воды, кг/м3;

— подача, м3/ч.

Выбираем эл. двигатель АТД-1000, кВт, мин -1,, cos=0,89.

Среднегодовой расход электроэнергии на водоотлив:

где, — коэффициент, учитывающий дополнительный расход электроэнергии;

— КПД сети; - число насосов при откачке нормального притока;

— число насосов работающих на откачке максимального притока;

— число рабочих суток в году при откачке нормального притока;

— число рабочих суток в году при откачке максимального притока,

ч — число работы часов в сутки, ч — число часов работы при максимальной откачке.

Относительный расход эл. энергии на один м3 воды:

кВт· ч.

Водосборник расположен по одну сторону дренажной выработки. Он служит для приёма воды из дренажных штреков и обеспечивает резервную ёмкость необходимую в случае каких-либо перебоев в работе насосной станции. Большая вместимость водосборника рассчитана на нормальный приток воды и составляет 12 000 м³.

Для удобства чистки водосборник разделен на 2 части. Очистка водосборника производится с помощью насосов главного водоотлива при предварительной очистке от крупных фракций.

Для автоматизации водоотливной установки принимаем аппаратуру УАВ (унифицированная аппаратура водоотлива). Аппаратура позволяет управлять водоотливными установками до 16 насосных агрегатов.

УАВ обеспечивает: автоматическое включение насосных агрегатов в зависимости от уровня воды в водосборнике; автоматический или ручной режим любого насосного агрегата при сохранении автоматического режима остальных установок; возможность пуска и остановки насосных агрегатов с пульта диспетчера, независимо от уровня воды в водосборнике; при повышении и аварийном уровне воды в водосборнике, дополнительное включение (в зависимости от напора) одного или нескольких насосов; включение резервного агрегата при выходе из строя рабочего; работу насосов с управляемыми задвижками и без них.

УАВ обеспечивает защиту от перегрева подшипников, гидравлическую защиту, по расходу воды и давлению; защиту от исчезновения напряжения в цепях управления; обеспечивает сигнализацию: о работе насосов, о неисправности насосных агрегатов, об аварийном уровне воды в водосборнике.

2.2 Схема электроснабжения Разработка месторождения железистых кварцитов принята после предварительной выемки богатых руд, для добычи которых были построены все необходимые технические сооружения: железнодорожные пути, воздушные и кабельные линии электропередач, контактные сети, освещение автодорог. Настоящим проектом предусмотрены центральные распределительные подстанции, которые устанавливаются на нерабочем борту карьера +45 горизонт, на севере карьера, на юго-востоке карьера ОтГПП принимаем продольную систему электроснабжения, которая обеспечивает бесперебойность электроснабжения отдельных механизмов, нормальное эксплуатационное напряжение, возможность временного отключения отдельных участков в период БВР.

От продольной трассировки передвижных ЛЭП-6кВ на горизонтах с помощью гибкого кабеля подключены экскаваторы, передвижные ПКТП, потребители-0,4 кВ. Слабым звеном в системе электроснабжения карьера являются кабели 6 кВ, питающие экскаваторы, буровые станки. Все распределительные сети для повышения безопасности выполнены с изолированной нейтралью и защитным отключением при однофазном замыкании на землю.

Для электроснабжения карьера СГОКа проектом принимаем питание от районной подстанции «Губкин-330», которая находится в десяти километрах от карьера. Проектируемый карьер является потребителем категории, поэтому предусматриваем питание электроэнергией двумя обособленными вводами 110 кВ. Проектом предусматриваем одну главную понизительную подстанцию ГПП-110/6 кВ, состоящуюиз ОРУ-110 и ЗРУ-6 кВ расположенную на восточном нерабочем борту карьера в наиболее удобном месте с экономической точки зрения. Схему электроснабжения принимаем бортокольцевую, с четырьмя распределительными пунктами и радиальными лучами ЛЭП и потребителями электроэнергии от КРП. Нарис. 2.2. показана структурная схема питания подстанций ОАО ЛГОКа от энергосистемы.

Рис. 2.2. Структурная схема питания подстанций ОАО ЛГОКа

2.2.1 Выбор рода тока и величин напряжения Род тока определяется электроприводом горно-транспортных машин и механизмов, в данном проекте принимаем переменный трехфазный ток. Постоянный ток необходим для ЗКСК приборов, вырабатывается с помощью системы Г-Д, а для привода вращения бурового станка, получают путем преобразования переменного тока в постоянный с помощью тиристорного преобразования.

В качестве основного рабочего напряжения в карьере принимаем 6 кВ переменного тока. Для питания сети электрифицированного железнодорожного транспорта принимаем напряжение 6 кВ переменного тока. Нап. /ст. № 3, № 6, № 7, ГПП-8 установлены понижающие трансформаторы напряжения районной сети до напряжения, при котором, электроэнергия распределяется в пределах карьера. В схеме внутреннего электроснабжения подстанции применяются величины в пределах 6000−220 В. Переменного тока и 220−110 В. Постоянного тока. На подстанции с целью обеспечения бесперебойного электроснабжения потребителей предусматриваем устройство АВР.

2.2.2 Конструкция контактной сети Тип контактной подвески — простая, полукомпенсированная на железо-бетонных и металлических опорах. Консоли не изолированы. Контактный провод МФ-100 (М-медный, Ф-фасонный, 100-площадь сечения, мм2). Провод применяется одинарный, за исключением грузовых путей выездных траншей (двойной). Усиливающих линий нет. Питающие линии от тяговых подстанций выполнены двойным проводом А-185(А-алюминиевый, 185-сечение в мм2). Отсасывающие линии выполнены проводом А-185, количество проводов одного фидера 4 или 6. Провода подвешиваются на железобетонных или металлических опорах.

Схема питания и секционирование контактной сети позволяет локализовать место повреждения, а именно отходящие фидеры от тяговых подстанций отдельно питают станции, перегоны, пути перегонов, забойные и отвальные тупики.

2.2.3 Расчёт общего освещения района горных работ На открытых горных работах устанавливаем следующие нормы освещения:

— Место разгрузки железнодорожного состава, автомобилей на отвалах,

— приемнопогрузочных пунктах-3Лк;

— лестницы спуска с уступа на уступ-3Лк;

— автодороги в пределах карьера-0,5Лк;

— место работы экскаваторов-5Лк;

— постоянные пути движения трудящихся в карьере-1Лк.

Для обеспечения проектной мощности карьера принято трехсменное ведение горных работ, что в свою очередь требует в ночное время освещенность, равномерную по всей площади карьера.

Для стационарного освещения карьера проектом предусматривается аппарат пускорегулирующий универсальный типа ТМБК-20 000.

Лампы СКНС-20 000. Питание каждого светильника осуществляется от индивидуального трансформатора типа ТМ-25−6-6/0,4кВ.

Площадь проектируемого карьера составляет 4 275 000 м². Суммарный световой поток определяем по формуле:

?Ф=Emin · Sосв · kз · kп=4 275 000· 3·1,2·1,5=23 085 000 Лк где Emin=3Лк-норма освещенности;

Sосв=4 275 000 м2- освещаемая площадь;

kз=1,2-коэффициент запаса;

kп=1,5-коэффициент, учитывающий потери света в зависимости от конфигурации освещаемой площади.

Для освещения карьера принимаем лампы ДКсТ-20 000, основные характеристики которыхпредставленывтаблице2.2.

Таблица 2.2.

Основные характеристики лампы типа ДКсТ 20 000

Исходя из норм освещенности карьера произведем расчет и выбор необходимого осветительного оборудования.

С помощью методики расчёта больших площадей ксеноновыми лампами произведем расчёт и выбор необходимого осветительного оборудования:

1.Принимаем высоту установки светового прибора h=20 м и угол наклона светового потока к горизонтали .

2. Задаваясь отношением, определяемдля данного углапо формуле:

где — коэффициент отражения:

3.Определяем величину относительной освещённости:

клк, (2.33)

где-коэффициент запаса;

=0,5 Лк-норма освещённости

4. Зная значенияипо кривым относительной освещённости определяем .

5.Зная, и h определяем координатуY по формуле

Y=з?с· h

6. Координаты X и Y, определяют точку с заданной горизонтальной освещённостью. Задаваясь рядом значений X и=const, получаем кривую равных значений освещённости.

Расчеты величины характеристик светильника ДКсТ-20 000 свожу в таблицу2.5.

Пользуясь формулами и графиками кривых относительной освещённости, построю изолюксу горизонтальной освещённости (рис. 2.5.)

Таблица 2.3.

Расчетные величины характеристик светильника

Рис. 2.3. Изолюкса светильника ДКсТ-20 000

Исходя из того что длинна карьера 1800 м, ширина 1500 м, а максимальное Расстояние освещения 376 м с заданной минимальной освещённостью=0,5лк определяем необходимое количество светильников:

ламп, ламп, ламп.

Общая мощность расходуемая на освещение:

Р=Рпnл=2012=240 кВт Освещение отвала предусматриваем светильниками с лампами ДКсТ-20 000.

Мощность, необходимая для освещения отвалов:

Р=20 000/3000= 60 кВт Для освещения автодорог принимаем светильники СГО-300, Рсв=0,3кВт.

Протяженность дорог составляет 7 км, расстояние между светильниками 25 м.

Необходимое количество светильников:

Nсв=шт.

Общая потребляемая мощность светильников:

Р=0,3280=84кВт.

Высота подвески светильников от земли не ниже 6 метров.

Освещение зданий рассчитываем методом удельной мощности:

Р=, кВт СхемаэлектроснабженияЛебединскогокарьерапредставленанарис.2.6

Таблица 2.4

данные по расчету освещения

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

Выполним расчет по определению потребленной электроэнергии и заявленной мощности на основании данных выбора оборудования в горно — технологической части.

Установленная мощность для единиц оборудования, кВт

кВт где Мн — номинальная мощность сетевого двигателя, кВт;

здв — номинальный КПД двигателя при средней его загрузке равен 0,85;

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;

t — продолжительность смены, t =8 часов;

Кt — коэффициент использования двигателя во времени Расчет затрат на электроэнергию сводим в таблицу 2.5.

Таблица 2.5.

Расчет затрат на электроэнергию

Выполним расчет по определению нагрузок отдельных потребителей и всей системы электроснабжения карьера.

Расчётная мощность группы однотипных экскаваторов определяется:

Расчётная мощность нескольких групп однотипных экскаваторов:

где номинальная мощность приводных двигателей главных преобразовательных агрегатов, кВт;

коэффициент спроса, принимается по таблице 22 [Л 24].

соответствует коэффициенту мощности приводных двигателей главных преобразовательных агрегатов для асинхронных двигателей для синхронных (опережающий);

тангенс угла нескольких групп однотипных экскаваторов;

активная мощность приводов вспомогательных механизмов номинальная мощность трансформатора;

коэффициент мощности двигателей вспомогательных механизмов).

Расчётная мощность группы однородных приёмников где, коэффициент спроса, принимается, по таблице 21 [Л 24];

активная номинальная мощность приводных двигателей однородных приёмников;

коэффициент перегрузки трансформаторов;

к.п.д. сети (для гибких кабелей,

для воздушных линий.

где соответствует коэффициенту мощности однородных групп приёмников.

Расчётная мощность нескольких однородных групп приёмников где коэффициент совмещения максимума нагрузок приёмников;

Данные расчетов электрических нагрузок заносим в таблицу 2.8.

По данным расчета активной и реактивной энергии принимаемыми из таблицы 2.5. определяем средневзвешенный tgц по формуле:

tg = = 0,017,

tg =0,017,что соответствует cosцр = 0,9998. Устройств компенсирующих реактивную мощность не требуется, так как синхронные двигатели экскаваторов ЭКГ-8И являются генератором реактивной мощности. cosцр полностью удовлетворяет нормам.

Таблица 2.6.

Расчет электрических нагрузок

2.3.1 Выбор силовых трансформаторов Определяем расчётную полную мощность для выбора трансформаторов на ГПП:

Ввиду наличия электроприемников первой и второй категории по надёжности электроснабжения. Поэтому на ГПП должно быть установлено минимум два трансформатора. Для перспективного развития на ГПП спланируем фундамент для установки третьего трансформатора. Выбор мощности трансформатора производим таким образом, чтобы при выходе из работы одного трансформатора, другой трансформатор обеспечил бы питание не менее 75−80% нагрузки подстанции. В нашем случае:

0,75· Sрасч=0,75·35 282,41 = 26 461,81 кВА Пользуясь таблицей 2.108.Л к установке на ГПП принимаем 2 трансформатора ТДН-16 000/110/6. Характеристика трансформатора приведена в таблице 2.7.

Таблица 2.7.

Характеристика трансформатора типа ТДН -16 000/110/6

Коэффициент загрузки трансформаторов в нормальном режиме:

На основании проведенных расчетов выбираем схему электроснабжения рис. 2.4

Рис. 2.6. Схема электроснабжения карьера

III. СПЕЦИАЛЬНАЯ ЧАСТЬ Проведя анализ работы приводов ленточного конвейера я пришел к выводу, что конструкцию возможно модернизировать путем установки гидромуфты, тем самым увеличив максимальный срок службы.

3.1 Общие сведения о гидромуфтах, классификация, принцип действия Гидродинамические муфты (гидромуфты) нашли широкое применение в качестве составной части привода различных машин. Трудно назвать какую-либо отрасль промышленности и техники, в которых не использовались бы гидромуфты. В первую очередь это относится к горнорудной, химической, металлургической, нефтедобывающей и лесотехнической промышленности. Гидромуфты используются также в приводах широкого класса машин строительной, строительно-дорожной и транспортной техники.

Гидромуфты составляют неотъемлемую часть таких машин как ленточные, цепные скребковые и пластинчатые конвейеры, элеваторы, осевые вентиляторы и дымососы, питательные насосы и газовые турбины, дробилки и мельницы различных типов, роторные экскаваторы, дорожные катки, бетоносмесители, барабанные сушилки и центрифуги. Нельзя не упомянуть автомобили, трактора и железнодорожные локомотивы, в которых гидромуфты входят в состав гидромеханических коробок.

Рис. 3.1. Схематичное изображение гидромуфты На рис. 3.1 схематично в меридиональном сечении показана гидромуфта, имеющая ведущее лопастное насосное колесо центробежного типа 1(насос) и ведомое лопастное колесо, выполняющее функцию реактивной турбины 2(турбина). Оба колеса имеют, как правило, плоские радиальные лопатки 3 и 4. К насосу 1 присоединен вращающийся при работе корпус 5. Диски 6 и 7 насоса и турбины выполнены в виде чаш с криволинейными образующими. В совокупности с межлопастными каналами торообразная часть полости гидромуфты, заключенная между чашами насоса и турбины, является рабочей полостью. Между торцами колес имеется небольшой осевой зазор, благодаря чему возможно вращение одного колеса относительно другого. Замкнутая полость гидромуфты заполняется рабочей жидкостью (РЖ), в качестве которой используются чаще всего минеральные маловязкие масла. В пожароопасных условиях применяются вода и водные эмульсии, а также трудновоспламеняемые синтетические масла.

В приводном блоке насос соединяется валом 8 с двигателем, а турбина валом 9 с механической передачей. При включении двигателя насос своей лопастной системой увлекает во вращение РЖ и, отбрасывая к периферии рабочей полости, направляет ее на лопатки турбины. В турбине кинетическая энергия РЖ, запасенная в насосе, преобразуется в механическую энергию вращения, необходимую для преодоления сил сопротивления движению и инерции маховых масс машины. РЖ, протекая в направлении оси вращения вдоль лопаток, воздействует на них и, отдав энергию, всасывается насосом на его наименьшем радиусе. И вновь РЖ «заряжается» в насосе новой порцией энергии. Процесс передачи и преобразования энергии от насоса к турбине происходит при работе гидромуфты непрерывно, и замкнутая циркуляция РЖ постоянно обеспечивает при этом силовую связь между колесами.

3.1.1 Виды гидромуфт Гидромуфты подразделяются на регулируемые и замкнутые.

Регулируемые гидромуфты предназначены, как правило, для относительно неглубокого (до 30−40%) регулирования частоты вращения ведомого вала привода. Наиболее экономичным такое регулирование является лишь для машин, у которых мощность нагрузки в процессе работы изменяется пропорционально кубу частоты вращения турбины, т. е. N2=(i3) Nн (Nнноминальная мощность при полной скорости и n1=const.). К таким машинам относятся мощные (до15тыс.квт) центробежные насосы, турбогенераторы, вентиляторы. Менее экономичным регулирование с помощью гидромуфт является в случае, когда мощность изменяется пропорционально квадрату частоты вращения, т. е. N2=(i2) Nн. Максимальные потери мощности Nпот, в первом случае составляют Nпот. = 0,148 Nн при i=0,666, а во втором случае 0,25 Nнпри i=0,5. Для многих лопастных машин регулирование гидромуфтой имеет ряд преимуществ по сравнению с другими способами регулирования скорости.

Наибольшее распространение в мировой практике получили более простые по конструкции и обслуживанию нерегулируемые замкнутые гидромуфты.

Рис. 3.2. Предохранительная гидромуфта ГМШ500 исполнения «гидромуфта-шкив» .

Рис. 3.3. Пускопредохранительная гидромуфта ГПП530 с тормозным шкивом.

Рис. 3.4. Предохранительная гидромуфта ГП 740.

3.1.2 Основные функциональные особенности гидромуфт При использовании гидромуфт привод машин приобретает целый ряд положительных свойств, из которых наиболее важными являются:

— страгивание с места с нулевыми значениями начального момента и ускорения, а также плавный разгон машин до рабочей скорости,

— предохранение приводного двигателя и механической трансмиссии от недопустимых перегрузок при резком торможении и пуске,

— возможность замены сложных электродвигателей с фазным ротором на простые и более надежные короткозамкнутые двигатели с обеспечением благоприятных условий их пуска под нагрузкой, в том числе и при большом моменте инерции машины,

— суммирование мощности нескольких двигателей, работающих на общий исполнительный орган при равномерном распределении нагрузки на эти двигатели, и возможность их поочередного запуска,

— стабильность и автоматичность срабатывания при заданном значении предельного момента и самовосстанавливаемость рабочего режима при устранении перегрузки,

— возможность гидродинамического и генераторного торможения машины, а также ее торможения противовращением при реверсировании двигателя,

— демпфирование и гашение крутильных колебаний крутящего момента и скорости вращения широкого спектра частот, имеющих место при работе многих машин.

К этому целесообразно добавить также такие особенности как высокий К.П.Д. гидромуфты (0,96−0,98), простота конструкции и настройки, отсутствие силовых пар трения, передающих крутящий момент. Изменение наполнения РЖ и введение в полость гидромуфты простого дросселирующего диска позволяют расширить диапазон передаваемой мощности.

3.2 Гидромуфта ГПВ-400У Гидромуфта предохранительная водоэмульсионная унифицированная ГПВ-400У предназначена:

* для передачи крутящего момента от электродвигателя к редуктору в приводах разборных и передвижных скребковых конвейеров;

* для обеспечения ограничения передаваемого крутящего момента;

* для улучшения пусковых и тяговых характеристик привода;

* для защиты двигателя от перегрузки;

* для снижения динамических усилий в приводе и тяговом органе при его резком стопорении.

Рис. 3.4. Гидромуфта ГПВ-400У общий вид ГПВ-400У — Г — гидромуфта; П — пусковая; В — водоэмульсионная; 400 — активный диаметр; У — унифицированная.

3.2.1 Технические характеристики Таблица 3.1.

3.2.2 Область применения

* в подземных выработках угольных и сланцевых шахт всех категорий, опасных по газу (метану) и угольной пыли (ленточные, цепные скребковые и пластинчатые конвейеры);

* общепромышленное (элеваторы, осевые вентиляторы и дымососы, питательные насосы, газовые турбины, дробилки и мельницы различных типов, роторные экскаваторы, дорожные катки, бетоносмесители, барабанные сушилки, центрифуги, автомобили, трактора и железнодорожные локомотивы.

3.2.3 Конструкция Гидромуфты состоят из корпуса турбины, насосного колеса и турбинного колеса. Соединение гидромуфты с валом электродвигателя осуществляется полумуфтой и кулаками насосного колеса через резиновый вкладыш. Турбинное колесо жестко соединено со шлицевой ступицей и центрируется относительно насосной части с помощью радиальных шарикоподшипников. Соединение с валом редуктора производится через ступицу. Уплотнение подшипников от рабочей и окружающей среды осуществляется манжетами. Уплотнение неподвижных соединений осуществляется специальными резиновыми кольцами. Для ограничения крутящего момента при перегрузках в гидромуфтах имеются местные сопротивления, выполненные в виде порога. В гидромуфтах применена трехступенчатая тепловая защита. Первая и вторая ступени выполнены в виде защитных пробок с плавкими вставками. Третья ступень защиты (аварийная) в гидромуфте ГПВ-400 выполнена в виде местного ослабления, предусмотренного в корпусе турбины и предназначенного для безопасной разгерметизации гидромуфт при отказе или загрублении первых двух ступеней защиты. В гидромуфте ГПП-400У аварийная защита по давлению выполнена в виде разрывной мембраны, установленной на втулке. Место соединения втулки и мембраны уплотнено кольцом. Аварийная защита служит для предотвращения от механического разрушения корпусных деталей гидромуфты при образовании в полости высокого давления.

3.2.4 Функции

* передача крутящего момента от электродвигателя к редуктору в приводах разборных и передвижных скребковых конвейеров, струговых установок и погрузочных машин;

* обеспечение защиты редуктора, тяговой цепи, приводного электродвигателя от перегрузок;

* плавный запуск и согласование работы электродвигателей многоприводных систем;

* снижение динамических усилий в приводе и тяговом органе при его резком стопорении.

3.3 Технический расчет Усилие от электродвигателя на привод ленточного конвейера передаётся с помощью гидромуфты, следовательно необходимо рассчитать прочность шпоночного соединения вала с гидромуфтой, а так же общий коэффициент запаса прочности вала.

Исходные данные:

· Диаметр вала — 400 мм;

· Передаваемый крутящий момент — 3500 Н•м

· Частота вращения вала — 1480 об/мин.

· Размер шпонки — 90×45×400

· Изгибающий момент на валу — 200 Н•м

· Допускаемые напряжения смятия для шпонки — [у]= 100−150 Н/мм2

усм<< чем [у], следовательно прочность шпоночного соединения обеспечена.

Определение коэффициента запаса прочности

мм3

мм3

Амплитуда нормальных напряжений изгиба:

Н/мм3

Амплитуда и среднее напряжение цикла касательных напряжений:

Н/мм3

Коэффициенты запаса прочности: Kу=1,6; еу=0,79; Kф=1,5; еф=0,68; шф=0,1;

Общий коэффициент запаса прочности:

[n]=1,5 … 2,5

Прочность вала обеспечена.

3.4 Экономический эффект Применение данного технического решения приводит к более плавному пуску конвейерной ленты, что позволяет увеличить срок службы редуктора в процессе эксплуатации Следовательно применение данного изобретения приводит к увеличению межремонтного периода путём снижения износа привода ленточного конвейера.

Экономическую эффективность данного технического решения можно проследить в затратах на обслуживания персоналом конвейерных установок в частности затрат на заработную плату рабочих.

Норма на технический осмотр и текущие ремонты привода конвейерной ленты 320 человекочасов. Без применения гидромуфты ремонт проводится 4 раза в год.

Таблица 3.2.

Затраты по заработной плате на техническое обслуживание и текущие ремонты без использования гидромуфты

Норма на технический осмотр и текущие ремонты привода конвейерной ленты 320 человекочасов. С применением гидромуфты ремонт проводится 2 раза в год.

Таблица 3.3.

Затраты по заработной плате на техническое обслуживание и текущие ремонты с использованием гидромуфты

Условный экономический эффект составит:

ЭУЭ=(384 353−192 177)=192 176 руб.

IV. ОРГАНИЗАЦИОННО — ЭКОНОМИЧЕСКАЯ ЧАСТЬ

4.1 Основные показатели технологических частей проекта Таблица 4.1

Основные показатели проекта

4.2 Составление сметы капитальных затрат

4.2.1 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 него.

Если срок службы предприятия составляет более 25 лет, то норма амортизационных отчислений принимается 4% от стоимости основных фондов, менее 25 лет, норма амортизационных отчислений рассчитывается по потонной ставке.

Срок службы предприятия составляет 60 лет, применяю норму амортизации4%.

Таблица 4.2

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

4.2.2 Расчет капитальных затрат на строительство промышленных зданий и сооружений 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 две группы:

I Группа

— Здания надшахтных и подъемных машин, вентиляторов, обогатительных фабрик, тяговых подстанций, раскомандировок, карьерных железнодорожных станций;

— Сооружения-копры, бункеры, эстакады, галереи, пешеходные мосты, железнодорожные пути, автомобильные дороги на промплощадках, в карьерах и на отвалах, путепроводы, отстойники, хвастохранилища, контактные сети, сети водопровода, канализации, электрификации, газопровода и т. д.

II Группа

— Здания — котельных, электростанций, административно-бытовые комбинаты, механические мастерские, депо локомотивов и вагонов, складов;

— Сооружения — внешние сети водоснабжения и канализации, шоссейные дороги, внешние линии электропередач, теплоснажения и связи.

Таблица 4.3

Расчет капитальных затрат на строительство промышленных зданий и сооружений и величины амортизационных отчислений

4.2.3 Расчет капитальных затрат на электромеханическое оборудование и монтаж Приведем расчет затрат на примере экскаваторов ЭКГ-8И, работающих на участке вскрыши.

1. Количество экскаваторов — 8 шт

2. Стоимость одного экскаватора — 115 000 тыс. руб:

а) оптовая цена — 100 000 тыс. руб;

б) стоимость доставки:

100 000*5%=5 000 тыс. руб в) стоимость монтажа:

100 000*7%=7 000 тыс. руб г) стоимость складирования:

100 000*3%=3 000 тыс. руб

3. Общая стоимость всех экскаваторов Собщ=8*(100 000+5000+7000+3000)=920 000 тыс. руб

4. Норма амортизационных отчислений составляет 8,2%.

5. Сумма амортизационных отчислений:

Сао=920 000*8,2%=75 440 тыс. руб Расчет для других видов оборудования производится аналогично. Результаты расчётов представлены в таблице 4.4.

Таблица 4.4

Капитальные затраты на электромеханическое оборудование и монтаж

Примечание:

При расчете неучтенного оборудования учитывается 15% от учтенного; при расчете амортизации неучтенного оборудования — 10% от амортизации учтенного оборудования.

На основании таблицы 4.4 с учетом пассивной части основных фондов по карьеру составляем сводную таблицу стоимости основных фондов предприятия и величины амортизационных отчислений.

Таблица 4.5

Сводная таблица стоимости основных фондов предприятия и величины амортизационных отчислений

4.3 Расчет текущих затрат на вскрышные и добычные работы

4.3.1 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 стоимостному выражению наибольший удельный вес имеют следующие материалы: взрывчатые материалы и средства взрывания, буровой инструмент, зубья ковшей экскаваторов, рельсы, шпалы, дизтопливо и др.

Расход материалов определяется исходя из количества машин, механизмов, транспортных коммуникаций, удельных норм расхода и объема работ. В железорудной промышленности затраты на вспомогательные материалы учитываются по статье «Вспомогательные материалы».

Определим стоимость годового расхода зубьев ковша экскаватора при норме расхода 0,15 шт/тыс. м3 и цене за один зуб

Определим стоимость годового расхода:

Аналогично рассчитываются и другие вспомогательные материалы для вскрышных, добычных и отвальных работ. Расчет стоимости вспомогательных материалов для базового года представлен в таблице 4.6.

Таблица 4.6

Затраты на вспомогательные материалы

4.3.2 Расчет затрат по статье «Энергия»

Расчет затрат на электроэнергию производится по двухставочному тарифу. При расчете следует определять размер платы, взимаемой независимо от количества потребляемой электроэнергии за установленную мощность трансформаторов и электродвигателей высокого напряжения, а также установить размеры платы за фактически потребляемые кВт-часы активной электроэнергии Выполним расчет по определению потребленной электроэнергии и заявленной мощности на основании данных выбора оборудования в горно — технологической части.

Установленная мощность для единиц оборудования, кВт

где МН — номинальная мощность сетевого двигателя, кВт;

— номинальный КПД двигателя при средней его загрузке равен 0,85;

где КП — коэффициент, учитывающий потери электроэнергии в сети, КП = 1,1;

Кр — коэффициент использования двигателя по мощности Кр = 0,6;

Ktкоэффициент использования двигателя во времени, Kt = 0,8.

Расчет затрат на электроэнергию сводим в таблицу 4.7

Nсм экс = 780 см/год — на вскрыше, на отвале;

Nсм экс = 780 см/год — на добыче;

Nсм бур. ст. = 327 · 3 = 981 см/год ;

Nсм локом.= 780 см/год — на вскрыше, на отвале;

Nсм локом.= 780 см/год — на добыче;

— продолжительность смен (8);

— коэффициент использования двигателя во времени (0,8).

Номинальная мощность сетевых двигателей:

Карьерное оборудование:

ЭКГ-8И — 520 кВт;

ЭКГ-8Ус — 1100 кВт;

СБШ-250 — 322 кВт;

ОПЭ-2 — 6000 кВт.

Тариф за 1 кВт максимальной нагрузки или за 1 КВ-А установленной мощности принимается 620 руб., а тариф за 1 кВт/ч потребляемой электроэнергии 3,14 руб.

Расчёт затрат на электроэнергию для ЭКГ-8 на вскрыше:

1) Номинальная мощность — 520 кВт

2) Для экскаватора ЭКГ-8И номинальная мощность — 520 кВт.

3) Установленная мощность для одного ЭКГ-8И (заявленная):

4) Установленная мощность для 8 экскаваторов ЭКГ-8:

Nmax=612•8=4896 кВт

5) Фактически потреблённая энергия всеми экскаваторами за год:

W=4896•1,1•0,6•782•8•0,8=16 130 949

6) Затраты по электроэнергии на производство вскрыши для экскаваторов ЭКГ-8:

Зэл.вск=(620*4896*12+3,14*16 130 949)/1000=87 077,4 тыс. руб.

Расчет затрат на электроэнергию для других видов оборудования приведён в таблице 4.7.

Таблица 4.7

4.3.3 Расчет затрат по статье «Заработная плата»

Для расчета величины затрат по статье «Заработная плата» предварительно определяем явочную и списочную численность рабочих. Явочная численность определяется как произведение количества оборудования в работе и количества смен в сутках, а списочная — как произведение явочной численности и коэффициента списочного состава. Чтобы определить коэффициент списочного состава, рассчитаем режимы работы предприятия и рабочего.

Режим работы предприятия

Принимаем непрерывный режим работы предприятия т.к. процесс производства на горных предприятиях непрерывен во времени согласно принятой технологии. Принимаем 3х-сменный режим работы предприятия при продолжительности смены — 8 часов.

Режим работы рабочего

Режим работы трудящегося определяет количество выходов одного рабочего на работу в течение года и находится по формуле:

Траб = (365 — 12 — 104 — 37) * 0,96 = 204 дней/году.

Где 365 — число дней в году;

12 — количество праздничных дней в году;

104 — количество выходных дней в году;

37 — количество отпускных дней;

0,96- коэффициент, учитывающий невыходы на работу по уважительным причинам.

Тогда коэффициент списочного состава:

Для вспомогательных рабочих коэффициент списочного состава принимаем 1,47.

Расчет фонда заработной платы рабочих Численность работников основного и вспомогательного производства определяется делением установленного в проекте объёма работ на среднюю производительность труда рабочего.

Средняя производительность труда на ЛГОКе, принимаем 29 344. т/чел.

Qдоб.= 38 000 тыс. т Коэффициент списочного состава: Ксс=1,54

человек Следовательно списочная численность рабочих должна составлять 2390 человека, которых необходимо распределить по участкам: вскрышному, отвальному, добычному.

Для целей дипломного проектирования численность вспомогательных рабочих определяется в процентах от численности основных рабочих карьера или шахты:

машинист автогрейдера, бульдозерист — 20%;

ремонтный персонал (электросварщик, слесарь дежурный и по ремонту оборудования, электрослесарь и др.) — 50%;

горнорабочий — 15%;

монтер пути (путевой рабочий) — 15%;

Расчет фонда заработной платы рабочих производится исходя из их численности, тарифной ставки, премиальных выплат и дополнительной заработной платы:

где Чспчисленность рабочих данной профессии, чел.;

Траб — количество рабочих смен одного рабочего в год, см.;

Тст — дневная тарифная ставка рабочего данной профессии, руб./чел.;

Кпр — коэффициент учитывающий премии и доплаты;

Зпд — дополнительная заработная плата, руб.

Расчет годового фонда заработной платы по каждой профессии рабочих заносится в таблицу 4.8.

Таблица 4.8

Расчет фонда заработной платы рабочих

Расчет заработной платы РСС Оплата труда руководителей, специалистов и служащих производится по разновидности повременно-премиальной системы. Она носит название системы должностных месячных окладов. Численность РСС составляет 7% от численности основных и вспомогательных рабочих — 154 чел.

Расчет фонда заработной платы руководителей, специалистов и служащих заносится в таблицу 4.9.

горный месторождение механизация экскаватор Таблица 4.9

Расчет фонда оплаты труда руководителей, специалистов и служащих

По результатам расчетов численности рабочих, руководителей и специалистов и фонда их заработной платы составляется сводная смета затрат (табл. 4.10).

Таблица 4.10

Сводная смета затрат по труду и заработной плате

Заработная плата ремонтных рабочих относится на статью «Текущий и капитальный ремонт и содержание основных средств», для этого разделим рабочих на ремонтных и рабочих, занятых на других вспомогательных горных работах.

К ремонтным рабочим относятся: электросварщики, монтеры пути (путевые рабочие), слесари-ремонтники, ремонтные рабочие и электрослесари-ремонтники и подсобные рабочие.

1. На вскрышных работах (включая отвал):

ремонтные рабочие 335 чел.;

рабочие на горных работах 1037 чел.;

фонд заработной платы ремонтных рабочих 112 148,2 тыс. руб.;

фонд заработной платы рабочих на горных работах 415 645,3 тыс. руб.

2. На добычных работах:

ремонтные рабочие 407 чел.;

рабочие на горных работах 950 чел.;

фонд заработной платы ремонтных рабочих 139 025,9 тыс. руб.;

фонд заработной платы рабочих на горных работах 370 872,0 тыс. руб.

4.3.4 Определение затрат по статье «Ремонт и содержание основных средств»

Затраты по данной статье складываются из заработной платы ремонтных рабочих и затрат ресурсов, связанных с поддержанием основных фондов в исправном состоянии (запасных частей, материалов, энергетических затрат, транспортных расходов и др.).

Затраты на материальные и другие ресурсы по данной статье на горных предприятиях составляют значительные суммы. Для целей их расчета можно воспользоваться укрупненным способом расчета этих затрат (исходя из практики работы горных предприятий) приняв их 40% от величины начисленной амортизации (кроме заработной платы).

На данную статью с целью упрощения расчетов относится заработная плата с начислениями всех вспомогательные рабочих.

Таблица 4.11

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

4.3.5 Расчет налога на добычу полезных ископаемых (НДПИ) Расчет налога производится по расчетной стоимости добытого полезного ископаемого. По данным предприятий расчетная стоимость сырой руды составляет 190 руб/т. Ставка НДПИ для железных руд составляет 4,8%

НДПИ определяем по формуле:

тыс.руб.

Где Qдоб.- годовой объем добычи сырой руды, тыс. т;

СDрасчетная стоимость добычи сырой руды, руб./т;

СТН — ставка налога, %.

4.4 Себестоимость Таблица 4.12

Калькуляция себестоимости 1 м³ вскрыши

Таблица 4.13

Калькуляция себестоимости добычи 1 т сырой руды

4.5 Сводная смета капитальных затрат на строительство горного предприятия Таблица 4.14

Сводная смета затрат на строительство предприятия

4.6 Основные технико-экономические показатели Продукция карьера непосредственно не продается потребителям, и реальной цены она не имеет, однако можно рассчитать хозрасчетную цену:

Определяем расчетную цену следующим образом:

где, Сдоб — себестоимость добычи 1 т. сырой руды = 347,12 руб.;

Rс — рентабельность продукции (от 30% до 40%).

Ц = 347,12•(1+40/100) = 485,97 руб.

1. Годовая прибыль от товарной продукции:

П=(Ц-С)•Qгод, где, Ц — цена продукции =485,97 руб.

С — себестоимость =347,12 руб.;

Qгод — годовой объем добычи сырой руды = 52 млн.т.

П = (485,97 -347,12) • 52 000 = 7 220 100 тыс. руб.

2. Рентабельность по предприятию в целом:

R=П/(Фосн.+Фоб)Ч100%,

где, Пприбыль предприятия = 7 220 100 тыс. руб.

Фосн, Фоб — соответственно стоимость основных и оборотных фондов предприятия, тыс. руб.

Фосн= 36 055 037,30 тыс. руб.

Фоб = 3 311 856,2 тыс. руб.

R =7 220 100/ (36 055 037,30+3 311 856,2)*100 =18

3. Фондоотдача:

Фотд=Qгод/Фосн, где, Qгод — годовой объем добычи сырой руды = 52 000 тыс. т.;

Фосн — стоимость основных фондов =36 055 037,30 тыс. руб.;

Фотд=52 000 000 /36 055 037,30=1,44 т/тыс. р.

4. Годовая производственная мощность:

по производству добычных работ =52 000 000 т.;

по производству вскрышных работ (ГПР) =19 млн. мі .

5. Срок службы карьера — 58 года.

1. Списочное количество трудящихся всего = 2901 чел, в т. ч.:

— рабочих: = 2729;

— РСС: = 172.

2. Себестоимость 1 м вскрыши (ГПР) = 386,43 руб./м.

8. Себестоимость 1 т. Руды = 347,12 руб./т.

9. Объем капитальных вложений = 36 055 037,3 тыс. руб.

10. Расчетная цена 1 т. Руды = 485,97 руб./т.

11. Годовая прибыль от товарной продукции

=7 220 100 тыс. руб.

12. Рентабельность продукции (в данном случае руды), %.

Rпр. =7 220 100 / 18 050 240 Ч100% = 40%

13. Производительность труда (по сырой руде) т./чел.

рабочего т/чел работающего т/чел Таблица 4.15

Основные технико-экономические показатели проекта

V. БЕЗОПАСНОСТЬ И ЭКОЛОГИЧНОСТЬ ПРОЕКТНЫХ РЕШЕНИЙ

5.1 Анализ опасных и вредных факторов открытого горного производства

5.1.1 Опасные и вредные факторы открытого горного производства, воздействующие на персонал проектируемого предприятия Опасным называется производственный фактор, воздействие которого на работающих в определенных условиях приводит к травме и другим, вызывающим резкое ухудшение здоровья, последствиям. 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 на 4 группы (ГОСТ 12.003−84): физические, химические, биологические, психофизические.

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

Таблица 5.1

Опасные и вредные факторы горного производства