Расчёт параметров технологического процесса работы карьера по выемке горных пород
Содержание
Введение
. Горно-геологическая характеристика горных пород
и выбор основного оборудования
. Специальная часть проекта. Выбор
выемочно-погрузочного оборудования
. Общий режим работ и производительность карьера
. Подготовка пород к выемке
. Выемочно-погрузочные работы
. Транспортирование горной массы
. Отвалообразование
. Расчёт технологического графика работ на уступе
. Экономическая часть
Заключение
Введение
При заданных условиях залегания горных пород: небольшая
глубина залегания полезного ископаемого, простая форма залежи, равнинная
поверхность карьерного поля, близость населённого пункта, близость транспортных
коммуникаций и расположение неподалеку источника электроэнергии, наиболее
рационально будет выбрать открытую разработку месторождения.
Открытые горные работы обеспечивают высокую
производительность рабочего оборудования при относительно низких капитальных
вложениях, небольшой срок строительства и ввода в эксплуатацию предприятия,
также данный способ разработки безопаснее других видов разработки месторождений
(подземная разработка).
В процессы открытых горных работ входит подготовка пород к
выемке, выемка пород, её транспортировка и отсыпка в отвал. Транспортирование
породы в отвал осуществляется при помощи автомобильного транспорта. Данный вид
транспорта выбран потому, что при заданной производительности карьера по горной
массе (12,5 млн. тонн/год) и заданном расстоянии транспортирования (6,5 км) он
наиболее эффективен, обеспечивает незначительные транспортные расходы, а его
применение обеспечивает наиболее эффективное использование горного
оборудования.
1. Горно-геологическая характеристика горных
пород и выбор основного оборудования
Общий показатель трудности разрушения горных пород:
Пр=0,005Ктр(sсж+sр+sсдв)+0,5g , (1.1)
где Ктр- коэффициент трещиноватости;
sсж- предел прочности на одноосное сжатие, кгс/см2;
sр- предел прочности на растяжение, кгс/см2;
sсдв- предел прочности на сдвиг, кгс/см2;
g- плотность пород, кг/м3.
Пр=0,005*0,7*(900+50+210)+0,5*2,5=5,31
По трудности разрушения породы относятся ко II классу (легко
разрушаемые скальные породы).
Показатель трудности бурения:
Пб=0,007(sсж+sсдв)+0,7g, (1.2)
Пр=0,007*(900+210)+0,7*2,5=9,5
По трудности бурения породы относятся к II классу (средней
трудности бурения).
Удельный эталонный расход эталонного ВВ.
qэ=0,02(sсж+sр+sсдв)+2g, (1.3)
qэ=0,02*(900+50+210)+2*2,5=28,2
По удельному эталонному расходу эталонного ВВ породы
относятся к III классу (трудно взрываемые).
Производительность карьера по горной массе.
Агм=Ар+Авg; (1.4)
где Ар-производительность карьера по руде, млн.т;
Ав- производительность карьера по вскрыше, млн.м3;
Агм=2,5+4*2,5=12,5 млн.т/год
По таблице 2.1 [2] выбираем экскаватор с
вместимостью ковша 8 м3 и автомобильный транспорт грузоподъёмностью
от 40 до 65 тонн. По вместимости ковша выбираем экскаватор ЭКГ-8И и
соответствующий ему буровой станок, по таблице 2.3 [2], марки СБШ-250-3.
2. Специальная часть проекта. Выбор
выемочно-погрузочного оборудования
В специальной части проекта рассмотрим выбор
выемочно-погрузочного оборудования.
Произведем анализ двух вариантов моделей экскаваторов. По
каждому из них выполним необходимые вычисления и дадим технико-экономическую
оценку по величине приведенных затрат.
По годовой производительности карьера подбираем экскаваторы: ЭКГ-8И
и ЭКГ-5.
Годовая производительность экскаваторов:
, (2.1)
где -сменная производительность экскаватора,
- число рабочих смен экскаватора в течение года, ед
Инвентарный парк экскаваторов:
, (2.2)
где Ав- годовая производительность карьера по вскрыше, тыс.
Величина единовременных вложений на приобретение,
доставку, монтаж, включая затраты на кабель и комплекс запасных частей:
, (2.3)
где Бс- балансовая стоимость экскаваторов, тыс.руб
К=3×3936,5=11806,5(тыс.руб)
К=4×2127,5=8510(тыс.руб)
Выручка от реализации, тыс. руб.:
(2.4)
где Цо- оптовая цена 1т полезного ископаемого,
Ар- годовая
производительность карьера по добыче, тыс.т
Р=2500×48=120000(тыс.руб)
Эксплуатационные расходы на добычу полезного ископаемого, тыс.
руб.:
(2.5)
где Сд- себестоимость 1т полезного ископаемого.
Зд=20×2500=50000(тыс.руб)
Эксплуатационные расходы на производство вскрышных работ, тыс.
руб.:
(2.6)
где Смэ- стоимость машиносмены вскрышного экскаватора
Амортизационные отчисления на реновацию вскрышного оборудования
(тыс. руб.)
Зрв=К*nрен/100,
где nрен - норма
реновации,%
Зрв=9,6*11806,5/100=1133,4(тыс. руб.)
Зрв=7,4*8510/100=629,7(тыс. руб.)
Таблица 2.1 Расчет чистой прибыли, тыс. руб.
Наименование
позиции
|
ЭКГ-5
|
ЭКГ-8И
|
1Выручка от
реализации п.и.
|
120000
|
120000
|
2
Эксплуатационные затраты на добычу п.и.
|
50000
|
50000
|
3 То же на
производство вскрышных работ
|
46670
|
23480
|
4 Прочие
эксплуатационные расходы
|
19334
|
14696
|
5 Маржинальная
прибыль
|
3996
|
31824
|
6 Накладные
расходы и плановые накопления
|
799,2
|
6364,8
|
7 Прибыль от
операций
|
3196,8
|
25459,2
|
8
Амортизационные отчисления на реновацию оборудования
|
1133,4
|
629,7
|
9 Балансовая
прибыль
|
4330,2
|
26088,9
|
10 Налог на
прибыль
|
1082,6
|
6522,2
|
11 Чистая
прибыль
|
3247,6
|
19566,7
|
Приведенные затраты:
Зпр=С+Ен×К, (2.7)
где С- годовые эксплуатационные расходы,руб.
Ен- нормативный коэффициент экономической эффективности
инвестиций (0,10)
Зпр=119019,2+0,10*11806,5=120199,9(руб)
Зпр=101692,7+0,10*8510=102543,7(руб)
Полученные данные сводим в таблицу и выбираем наиболее
рациональный.
Таблица 2.2:Технико-экономические показатели по сравниваемым
вариантам
Наименование
|
ЭКГ-5
|
ЭКГ-8И
|
Капитальные
затраты, руб.
|
11806,5
|
8510
|
Годовые
эксплуатационные расходы, руб.
|
119019,2
|
101692,7
|
Приведенные
затраты, руб.
|
120199,9
|
102543,7
|
Приведенные
затраты, %
|
10 12019990
|
10254370
|
Проведя оценку двух экскаваторов, можно сделать вывод, что
применение ЭКГ-8И наиболее рационально и требует меньших затрат, в
соответствии с этим выбираем буровой станок - СБШ-250-3 с диаметром
стандартного долота 269,9мм. Вид автотранспорта - БелАЗ с грузоподъемностью
40т.
3. Общий режим работ и производительность карьера
Режим работы карьера круглогодичный. Руководствуясь
положениями института «Гипроруда» принимаем шестидневную рабочую неделю с двумя
сменами в сутки. Число рабочих дней в карьере принимаем в зависимости от
климатических условий (Средний климатический район). Для заданных условий- 300
дней в году (таблица 2.4 [2]).
Вычисляем месячную, суточную, сменную производительность
карьера по добыче и вскрыше:
Месячная производительность карьера по добыче
Пдмес=Апи/n, т/мес (3.1)
где Апи- годовая производительность карьера по
горной массе, т/год;
n- число месяцев в году.
Пдмес=12500000/12=1041666,7 т/год;
Месячная производительность карьера по вскрыше
Пвскмес=Авск/n, м3/мес (3.2)
где Авск- годовая производительность карьера по
вскрыше, м3/год;
Пвскмес=4000000/12=333333,3 м3/год
Пвскмес=10000000/12=833333,3 т/год
Суточная производительность карьера по добыче
Пдсут=Пдмес/2Тсм, т/сут (3.3)
где 2-количество смен в сутки;
Тсм- число рабочих часов в смену, час;
Пдсут=1041666,7/2*8= 65104,2 т/сут
Суточная производительность карьера по вскрыше
Пвсксут=Пвскмес/2Тсм, м3/сут (3.4)
Пвсксут=333333,3/2*8=20833,3 м3/сут
Пвсксут=833333,3/2*8=52083,3 т/сут
Сменная производительность карьера по добыче
Пдсм=Пдсут/2,
т/см (3.5)
Пдсм=65104,2/2=32552,1 т/см
Сменная производительность карьера по вскрыше
Пвсксм=Пвсксут/2, м3/cм (3.6)
Пвсксм=20833,3/2=10416,7 м3/см
Пвсксм=52083,3/2=26041,7 т/см
4. Подготовка пород к выемке
Оптимальный размер куска взорванной горной массы
dср.о=(0,15-0,2), м (4.1)
где Е- вместимость ковша, м3
dср.о=0,2*=0,4 м
Принимаем угол откоса рабочего уступа 850, угол откоса
уступа при погашении борта- 750 (по таблице 1.40 [3]).
Используя рекомендации академика В.В.Ржевского и особенности
устройства бурового станка СБШ-250 принимаем угол наклона скважины к горизонту
равным 900.
Диаметр скважины.
dс=Крсdд, мм (4.2)
где Крс- коэффициент расширения скважины при
бурении, Крс=1,05 ( занятие 3 [5]);
dд- диаметр долота, мм
dс=1,05*269,9=283,4мм
Длина скважины
Длина перебура рассчитывается по формуле:
lп=3dсlстр , м, (4.3)
где lстр- средний размер структурного блока в массиве, м;
lп=3*0,283*1,2= 1м
Длина скважины
Lскв=+lп, м (4.4)
где sina- угол наклона скважины к
горизонту=900;
Lскв=+1= 11м
Длина забойки для сплошного колонкового заряда
lз=(20-35) d скв, м (4.5)
lз= 20*0,283=5,5м
Расчётная длина заряда
lвв.р=Lскв-lзр, м (4.7)
lвв.р=11-5,5=5,5 м
В соответствии со свойствами пород и присутствием
обводнённости выбираем взрывчатое вещество.
Выбираем взрывчатое вещество - Акватол Т-20
Переводной коэффициент ВВ (Квв) равный 1,28
(таблица 5.1 [5]).
Плотность ВВ (D) =1,27 г/см3
(таблица 5.1 [5]
Рассчитываем проектный удельный расход ВВ
qп=qэКввКдКт
КvКзКоп, гр/м3 (4.8)
где qэ- удельный эталонный расход эталонного ВВ, кг/м3;
Кд- коэффициент, учитывающий трещиноватость пород;
Кv- коэффициент, учитывающий влияние объёма
взрываемой породы;
Кз- коэффициент, учитывающий степень
сосредоточения заряда;
Коп- коэффициент, учитывающий местоположения
заряда и число открытых поверхностей взрываемой части массива;
Значение Кд устанавливается по формуле:
Кд=0,5/dср.о (4.9)
где dср.о- оптимальный размер куска взорванной горной
массы, м
Кд=0,5/0,4=1,25
Коэффициент Кт устанавливается для конкретных
условий
Кт=1,2lстр+0,2 (4.10)
где lстр- средний размер структурного блока в массиве, lстр=1,2м ( таблица 5.2 [5])
Кт=1,2*1,2+0,2=1,64
Величина Кv находится по формуле:
Кv= (4.11)
где Н- высота уступа, м
Кv==1,14
Коэффициент Кз=1,25 (занятие 5 [5])
Коэффициент Коп=7 (занятие 5 )
qп=0,0282*1,28*1,25*1,14*1,25*7=0,450
кг/м3
Рассчитываем проектный удельный расход ВВ, используя методику
«Гипроруды».
qп1=qэКввКдкКсз, (4.12)
где qэ- удельный расход эталонного ВВ, qэ=0,75
кг/м3 (таблица 5.2 )
Кдк- поправочный коэффициент, учитывающий средний
оптимальный размер кондиционного куска породы, Кдк=1,43 (таблица 5.3
);
Ксз- поправочный коэффициент, учитывающий расчётный
диаметр скважины, Ксз=1,20 (таблица 5.4 );
qп1=0.75*1.28*1.43*1.20=1,65 кг/м3
Для дальнейших расчетов принимаем наибольшее значение qп =1,65 кг/м3.
Выбираем сплошной колонковый заряд (см. рис.1).
Линия сопротивления по подошве.
Wр=53Квdскв, м (4.13)
где b- угол наклона скважины к горизонту, град;
Кв- коэффициент, учитывающий взрываемость пород и
равный1 для трудно взрываемых пород;
dс- диаметр скважины, м;
m- коэффициент сближения зарядов, для трудно взрываемых пород-
0,9;
Wр=*53*1*0,283*=9 м
Линия сопротивления по подошве с учётом требования
безопасности ведения буровых работ у бровки уступа
Wб=bп+Ну(ctga-ctgb), м (4.14)
где bп- ширина призмы возможного обрушения, м;
a- угол откоса рабочего уступа, град;
Ширина призмы возможного разрушения
bп=Ну(ctgaу-ctga), м (4.15)
где aу- угол устойчивого откоса уступа (угол при
погашении бортов), град;
bп=10*(ctg75-ctg85)=2 м
Wб=2+10*(ctg85-ctg90)=3 м
Для дальнейших расчётов принимаем Wр=9 м.
Параметры сетки скважин
Расстояние между скважинами в ряду
а=mW, м (4.16)
где m- коэффициент сближения зарядов
а=0,9*9=8,1»8 м
Расстояние между рядами скважин при шахматной сетке скважин
b=0.85a, м (4.17)
b=0,85*8=6,8»7 м
Смотри рис.1
Ширину буровой заходки
Аб=W+b(nр-1), м (4.18)
где nр- число рядов скважин.
Аб=9+7*(4-1)=30 м
Вместимость ВВ в скважине
p=7,85dскв2D, кг/м (4.19)
где dскв- диаметр скважины, дм;
p=7,85*2,832*0,9=56,6 кг/м
Проверка расчётной массы заряда на вместимость
Масса заряда в первом ряду
Q,з=qпWaHу, кг (4.20)
Qз=1,65*9*8*10=1188 кг
Масса заряда в последующих рядах
Q,,з=qпabHу, кг (4.21)
Q,,з=1,65*8*7*10=924кг
Масса заряда по условиям вместимости заряда в скважину
Qвв=plвв, кг (4.22)
где lвв- длина заряда в скважине, м;
Qвв=56,6*5,5=311,3 кг
Условие Q,з(Q,,з)£Qвв не выполняется, значит
расчётная масса заряда ВВ не удовлетворяет массе заряда по вместимости.
Изменяем сетку скважин с 8*7 на 4*3,5.
Масса заряда в первом ряду
Qз=1,65*4,5*4*10=297 кг
Масса заряда в последующих рядах
Q,,з=1,65*4*3,5*10=231кг
Теперь условие выполняется.
Объём взрываемого блока по условиям обеспечения экскаватора
взорванной горной массой
Vбл=Qсм.эnсмnд, м3 (4.23)
где Qсм.э- сменная производительность экскаватора (таблица
7.1 [5]), м3/см;
nсм- число рабочих смен экскаватора в течении суток,
ед;
nд- обеспеченность экскаватора взорванной горной
массой, для средних районов 15-20 суток;
Vсм.э=1750*2*17=59500 м3
Длина взрывного блока
Lбв=, м (4.24)
Lбл==396,7 м
Число скважин в одном ряду
n,скв=+1, шт. (4.25)
n,скв=+1=100 шт.
Скорректированная длина блока
Lб скор=nсквa-1, м (4.26)
Lб скор=100*4-1=399
м
Скорректированный объём блока
Vбл=Lб скор[W+b(nр-1)], м3 (4.27)
Vбл=399[4,5+3,5*(4-1)]h=59850 м3
Расход ВВ на блок
Q,вб=qпVбл, кг (4.28)
Q,вв=1,65*59850=987525 кг
Расход ВВ на блок исходя из расчётной массы скважинного
заряда по условиям вместимости
Q,,вб=n,сквnрQвв, кг (4.29)
Q,,вб=100*4*311,3= 124520кг
Сопоставив Q,вб и Q,,вб для дальнейших расчётов принимаем наибольший
расход ВВ на блок равный 987525 кг.
Оптимальный интервал замедления
t=KW, мс (4.30)
где К- коэффициент, зависящий от взрываемости породы, для
трудновзрываемых пород К=1,5-2,5.
t=1,6*4,5=7,2+25%=9 мс
Принимаем пиротехническое реле РП-8 с замедлением 10 мс.
Выход горной массы с одного метра скважины
f=, м3/м (4.31)
f==13,6м3/м
По рекомендации М.Ф. Друкованного
(таблица 8.2 [5]) принимаем диагональную схему с клиновым врубом (см. рисунок 3).
По схеме коммутации (рисунок 3) определяем величину угла между
линией верхней бровки уступа и линией расположения одновременно взрываемых
рядов скважин (Y)
00 < Y < 900.
Средняя скорость полёта кусков породы
Vс=4370-1050lср, м/с (4.32)
где lср- средний размер структурного блока в массиве, м;
Vс=4370-1050*1,
2=3110м/с
Начальная скорость полёта кусков породы
Vо=2Vс () 0,5n1, м/c (4.33)
где q1- удельный расход ВВ по первому ряду кг/м3;
q1=hоqп, кг/м3 (4.34)
где hо- коэффициент, учитывающий фактическое состояние
откоса уступа, hо=0,75 (занятие 8 [5]);
q1=0, 75*1, 65=1, 23кг/м3
Значение показателя степени n1 определяется по формуле:
n1=1, 35-0,06lср (4.35)
n1=1, 35-0, 06*1, 2=1, 28
Vо=2*3110*() 0, 5*1, 28=43,9м/с
Высота откольной зоны над подошвой уступа
hо=0,5(lвв-lпер), м (4.36)
hо=0,5*(5,5-1)=2,25м
По таблице 8.3 для горизонтальных скважин максимальная
дальность взрывного перемещения породы при взрывании на подобранный откос
уступа составляет DВо=25 м.
Дальность взрывного перемещения при принятой схеме коммутации
DВY=DВо(0,73+0,27cos2y), м (3.37)
DВy=25*(0,73+0,27cos2*45)=18,25 м
Общая ширина развала горной массы
Вр=Аб+DВy-hоctga, м (3.38)
Вр=30+25-2,25*ctg85=54,8м
Параметры развала отображены на рисунке 4.
Ширина нормальной экскаваторной заходки
Аэ=(1,5-1,7)Rчу, м (3.39)
где Rчу- радиус черпания экскаватора на горизонте
установки;
Для ЭКГ-8И Rчу=12,2 м
Аэ=1,5*12,2=18,3 м
Число заходок, за которое отрабатывается развал:
t=, шт. (3.40)
где Аэ- ширина заходки экскаватора, м
Вр- ширина развала взорванной горной массы, м
t==3 заходки
Высота развала в первой точке, м:
, (3.41)
где t- число заходок, за которое отрабатывается развал;
n - отношение буровой заходки к профилю развала;
n===0, 55 (3.42)
h1 = 0.5*0.55*10(3-0.55)= 8,1 м
Высота развала в каждой последующей точке, м:
(3.43)
, ,
, ,
, ,
, ,
, ,
Смотри рис.3
Средний коэффициент разрыхления в профиле развала
Кр=0,5(3-n3) (3.44)
Кр=0,5*(3-0,553)=1,4
Расход ДШ на скважину
Lдi=Lс+L1+L2, м (3.45)
где Lс- длина скважины, м;
L1-
количество ДШ, необходимое для присоединения промежуточного детонатора, 1-1,5
м;
L2-
количество ДШ, необходимое для соединения концевиков ДШ с магистралью, 1-1,5 м;
Lдi=11+1,5+1,5=14
м
Общее число скважин в блоке
Nс=n,сквnр, шт. (3.46)
Nс=100*4=400 шт.
Расход ДШ на блок
Lдш=+2Lш, м (3.47)
где Lш- длина магистральной линии ДШ, для принятой схемы инициирования с
учётом дублирования магистральной сети (рисунок 3)
Lш=6500 м.
Lдш=400*14+2*6500=18600
м
Количество ЭД для инициирования ДШ в блоке равно 2 ед.
Расход промежуточных шашек-детонаторов на блок
Nш=Ncnш, шт. (3.48)
где nш- расход шашек-детонаторов на скважину, nш=1 шт.
Nш=400*1=400
шт.
Годовой расход ВВ и средств инициирования
Годовой расход ВВ:
Ргвв=qпQг, кг/год (3.49)
где qп- проектный удельный расход ВВ, qп=1,65
кг/м3;
Qг- годовая
производительность карьера по горной массе в метрах кубических;
Ргвв=1,65*5000000=8250000 кг/год
Годовой расход ДШ:
Ргдш=Qг,
м/год (3.50)
где Vбл- скорректированный объём блока, м3;
Ргдш=*5000000=1553884,7 м/год
Годовой расход пиротехнических реле РП-8:
Ргрп-8=Qг, шт./год (3.51)
Ргрп-8=*5000000=16708 шт./год
Годовой расход шашек-детонаторов:
Ргш-д=Qг,
шт./год (3.52)
Ргш-д=*5000000=33417 шт./год
Годовой расход ЭД:
Ргэд=Qг,
шт./год (3.53)
Ргэд=*5000000=167 шт./год
По величине годового расхода ВВ выбираем зарядную машину марки
МЗ-4А грузоподъёмностью 25 тонн, производительностью 500 кг/мин, подача ВВ к
скважине осуществляется шнеком, обслуживается одним человеком.
Сменная производительность зарядного агрегата
Qза=, т/см (3.54)
где Тпр- время производственной работы за смену, Тпр=7,2
часа;
Gб-
грузоподъёмность зарядного агрегата, Gб=25 тонн;
V- скорость движения машины, V=20 км/час;
tгр- время
загрузки агрегата, tгр=0,5 часа;
k- коэффициент, учитывающий время переездов машины между скважинами
и подготовки к заряжанию, k=1,5;
Qзс-
средняя масса заряда, кг;
Qзс=, кг (3.55)
где Qвб- расход ВВ на блок, кг
Qзс==2468,8 кг
tз- время
заряжания одной скважины, ч
tз=, ч (3.56)
где Qп- производительность подающего механизма зарядного агрегата,
кг/мин;
Qзс-
средняя масса заряда, тонн;
tз==0,08 часа
Qза=99,2
По таблице 9.3 в соответствии с выбранной зарядной машиной
выбираем забоечную машину с условием, чтобы их грузоподъёмности примерно
совпадали. Выбираем ЗС-2М грузоподъёмностью 11 тонн, производительностью 1700
кг/мин, с двумя бункерами и вместимостью каждого бункера 4,4 м3,
заполняет за 8 часов 140 скважин.
Инвентарный парк зарядных и забоечных машин при односменной работе.
Количество зарядных машин:
Nзар.м=, шт. (3.57)
где Дрк- число рабочих дней карьера в течении года, Дрк=300
дней;
Nзар.м=»1 машина
Количество забоечных машин
Nзаб.м=, шт (3.58)
где Агм- производительность карьера по горной массе, м3;
Nзаб.м=»1 машина
Сменная производительность бурового станка
Qб=, м/см (3.59)
где Тсм- продолжительность смены, Тсм=8
часов;
Тпер - длительность ежесменных перерывов в работе
0,9-1,3 ч.
tв-
длительность вспомогательных операций, tв=0,03-0,07
часа;
Vб-
техническая скорость бурения, м/час;
Vб», м/час (3.60)
где Pо- усилие подачи, кН;
nо- частота
вращения бурового става, с-1;
dд- диаметр
долота, м;
Vб»=24,4 м/ч
Qб==75, 8 м
Теоретическая производительность СБШ-250-36 составляет 105 м за
смену, что отличается от расчётной более, чем 10% , поэтому для дальнейших
расчётов принимаем производительность, равную 105 метров за смену.
Годовая производительность бурового станка
Qгб=QбNр.см, м/год (3.61)
где Nр.см- число рабочих смен бурового станка, Nр.см=425;
Qгб=105*425=44625 м/год
Инвентарный парк буровых станков
Nб.ст.и=, шт. (3.62)
где f- выход горной массы с одного метра
скважины, м3/м;
Nб.ст.и==9 станков
Средний размер кондиционного куска в соответствии с вместимостью
ковша экскаватора
d¢к=0,525, м (3.63)
где Е- вместимость ковша экскаватора, м3;
d¢к=0,525=1, 05 м
По среднему линейному размеру кондиционного куска и категории
пород по трещиноватости принимаем выход негабарита 13% (таблица 9.7 [5]).
Для разрушения негабарита применяем механический способ с помощью
гидроударника «Раммер» С22 производительностью 60 м3/cм, т. к. в данных условиях возможно их применение и они
являются более безопасными нежели взрывные способы разрушения.
Общий выход негабарита
Ан=, м3
(3.64)
где Pн- выход негабарита, %;
Aн==6500 м3
Парк установок для разрушения негабарита
Nур=, шт. (3.65)
где Qур- сменная производительность установки, м3/см;
Nсм- число
рабочих смен установки в течении года, Nсм=480;
Nур==0,3»1 машины
Радиусы опасных зон при проведении массовых взрывов:
По разлёту кусков породы
rразл=1250hз, м (3.66)
где hз- коэффициент заполнения скважины ВВ:
hз=, (3.67)
hз==0,5
hзаб-
коэффициент заполнения скважин забойкой, hзаб=1,0;
f- выход горной породы с одного метра скважины, м3/м;
d- диаметр скважины, м;
а- расстояние между скважинами в ряду, м;
rразл=1250*0,5*=433,5 м
По сейсмическому воздействию
rс=, м (3.68)
где Кг- коэффициент, зависящий от свойств грунта в
основании охраняемого здания, Кг=12 [6];
Кс- коэффициент, зависящий от типа здания и характера
застройки, Кс=1 [6];
a- коэффициент, от условий взрывания, a=0,8- для рассредоточенного взрывания [2];
N- количество скважин, ед;
Q- масса ВВ на блок, кг;
rс==213,8 м
По действию ударной волны на застекление
rс=65, м (3.69)
где Qэ - эквивалентная масса заряда, кг.
, кг (3.70)
Qэ=12*56,7*0.283*0.004*3=2,31 кг
rс=65*=98,8 м
Основные мероприятия, обеспечивающие безопасность взрывных работ:
1. Перед началом заряжания на границах опасных зон должны
быть выставлены посты, обеспечивающие её охрану;
2. Люди, не занятые на заряжании блока, должны быть
выведены из опасной зоны лицом технического надзора или помощником мастера;
. Должны подаваться звуковые сигналы:
предупредительный, боевой, отбой;
. Пропуск людей к месту взрыва может разрешаться лицом
технического надзора;
. При производстве взрывов в тёмное время суток
дополнительно к звуковым подаются световые сигналы - ракетами;
. При обнаружении отказавшего заряда выставляют
отличительный знак. Сведения о наличии отказов записываются в специальный
журнал. Ликвидацию отказов ведут по указаниям лиц технического надзора;
. Запрещается производить взрывные работы в тёмное
время суток при недостаточном освещении;
. Запрещается производить взрывные работы во время
грозы.
5. Выемочно-погрузочные работы
Расчет производим для выбранного ранее экскаватора ЭКГ-8
Относительный показатель трудности экскавации
Пэр=0,022[gdср+0,1sсдв+], (5.1)
где g-плотность
пород, т/м3;
dср-
средний размер кусков в развале, см;
Кр- коэффициент разрыхления в развале;
Пэр=0,022*[2,5*40+0,1*210+]=3,95
Фактический показатель трудности экскавации
Пэм=ПэрКвКтп, (5.2)
где Кв- коэффициент, учитывающий вид ВПМ, Кв=1,0
(таблица 6.2 [1]);
Ктп- коэффициент влияния типоразмеров мех.лапаты,
Ктп=0,97 (таблица 8.1 [1]);
Пэм=3,95*1,0*0,97=5,3
Класс пород по экскавируемости-II.
Паспортная производительность экскаватора
Qп=, м3/час
(5.3)
где Е- вместимость ковша экскаватора, м3;
tцп-
паспортная продолжительность рабочего цикла, tцп=26 сек;
Qп==960 м3/час
Продолжительность черпания мехлопат, сек.
t=194*+,сек. (5.4)
t=194*+=9,3сек.
Для среднего угла поворота под разгрузку (β=120) продолжительность поворотов, сек.
t= t*,сек. (5.5)
где b- фактический угол поворота экскаватора, bф=120 град;
bп- паспортный угол поворота экскаватора, bп=90 град;
t- паспортное время поворота экскаватора, t= 19 сек
t= 19 *= 25, 3 сек.
Минимальная продолжительность рабочего цикла принятого
экскаватора, сек.
Т= t+ t+ t, (5.6)
где t- продолжительность разгрузки ковша
мехлопаты в транспортные сосуды, сек.
Т=9,3+25,3+2,7=37,3сек.
Техническая производительность экскаватора
Qтех=, м3/час (5.7)
где Ктв- коэффициент учитывающий технологию выемки, при
использовании настилов (Ктв=0,8);
Т- фактическая продолжительность цикла,
сек;
Qтех==388,5 м3/час
Для значения К=1,5 относительный показатель трудности экскавации
Пэр=0,022*[2,5*40+0,1*210+]=2,73
Действительный показатель трудности экскавации
Пэм=2,73*1,0*0,97=2,6
Величина коэффициента, учитывающего несоответствие между
фактической трудностью экскавации пород в сложном забое и принятым расчетным
показателем П
J = = 2, 04
Эффективная производительность экскаватора
Qэф=QтехКпотКу, м3/час (5.8)
где Кпот- коэффициент, учитывающий потери за счёт
просыпания из ковша, Кпот»0,9;
Ку- коэффициент, учитывающий степень автоматизации
процесса управления экскаватором, Ку=0,85;
Qэф=388,
5*0, 9*0, 85=297, 2 м3/час
Сменная эксплуатационная производительность экскаватора, м3/см.
Qэкс =Qэф *Т*К*К (5.9)
где К-коэффициент использования выемочной
машины на основной работе(К=0,7)
Qэкс =297,
2*8* 0, 95 *0, 7=1581, 1 м3/см.
Годовая эксплуатационная производительность экскаватора
Qгэкс= Qэкс *Nр.см, м3/год (5.10)
где Nр.см - число рабочих смен экскаватора в год, Nр.см =800
tсм- продолжительность смены, час;
Qгэс= 1581, 1*800=1264880 м3/год
Инвентарный парк экскаваторов
Nэ=, штук (5.11)
Nэ= =3, 9»4 экскаватора
Основные мероприятия по безопасной работе
экскаватора в соответствии с требованиями «Единых правил безопасности при
разработке месторождений полезных ископаемых открытым способом»
1. Исправность машины должна проверятся ежесменно машинистом
экскаватора, еженедельно механиком участка и ежемесячно механиком карьера. Все
результаты проверки должны заноситься в журнал технического осмотра
экскаватора.
. Находящееся в работе оборудование должно быть в исправном
состоянии и снабжено действующими сигнальными устройствами.
. Запрещается производить смазку машин и механизмов вручную
при работе экскаватора.
. Запрещается использование открытого огня для разогрева
масел и воды.
. Все горные работы должны производиться в соответствии с
паспортом утверждённым главным инженером предприятия.
. Смазочные и обтирочные материалы должны храниться в
специальных ящиках.
. Хранение на горных машинах бензина и других
легковоспламеняющихся жидкостей запрещено.
. Экскаватор должен быть оборудован средствами пожаротушения.
6. Транспортирование горной массы
Определяем относительный показатель трудности транспортирования
породы.
,(6.1)
где W - влажность породы;
n - содержание глинистых частиц в породе;
В - коэффициент, учитывающий продолжительность
транспортирования породы;
С - коэффициент влияния низких температур.
0,6*2,5+5*0,40*(1+0,01*210)+20*0,3*0,1*1,3*1,45=8,8
(6.2)
С=1-0,025* t =
1-0.025*(-18) = 1,45 (6.3)
Классифицируем породы по трудности транспортирования
Пт=8,8, такие породы относятся к весьма трудно
транспортируемым.
Выбираем модель автосамосвала БелАЗ-548А с грузоподъемностью
40т.
Определяем количество ковшей породы, загружаемой в кузов
каждого транспортного средства.
(6.4)
(6.5)
где nк.г и nк.о - количество ковшей породы, загружаемой в
транспортный сосуд;
q - грузоподъемность транспортного средства, т;
V - вместительность его кузова, м3.
шт.
Находим фактические грузоподъемность и вместимость кузова
транспортного средства.
(6.6)
(6.7)
Устанавливаем коэффициенты использования грузоподъемности (Кq) и вместимости (Кv).
(6.8)
(6.9)
Расчетная скорость движения принятой модели автосамосвала Vдв=25 км/ч.
Определяем интервал следования автомобилей.
(6.10)
где а - допустимое расстояние между машинами при их остановке, м
(а=2м);
la - длина машины, м;
tд - время
реакции водителя, ч;
Lт - длина
тормозного пути, м.
Вычисляем пропускную способность автодорог при однополосном
движении груженых машин (машин/час)
, (6.11)
где n - число полос движения;
Кн - коэффициент неравномерности движения.
Устанавливаем расчетную пропускную способность автодороги при
дополнительном коэффициенте резерва Крез=0,85.
(6.12)
Находим провозную способность капитальной траншеи (т).
(6.13)
Рассчитываем необходимый сменный грузооборот карьера.
(6.14)
Wа>Mн , следовательно, расчетные значения подходят.
Вычисляем отношение паспортной грузоподъемности (q, т) автосамосвала к
вместимости (V,
м3) его кузова.
(6.15)
Т.к., , то эксплуатационные ведем по фактической
грузоподъемности (qф) транспортного средства.
Определяем время погрузки одного автосамосвала.
(6.16)
где Кн.в - коэффициент наполнения кузова
самосвала, Кн.в=1,15;
Кр.в - коэффициент разрыхления породы в кузове, Кр.в=1,1;
Находим среднее время движения автосамосвала в грузовом и
порожняковом направлениях.
(6.17)
где l1, l2 , l3 - протяженность участка путей с одинаковыми
транспортными условиями, км;
- средние скорости движения поезда на этих участках, км/ч.
=6,1 мин
Рассчитываем время оборота автосамосвала.
(6.18)
где tр - время разгрузки автосамосвала, мин;
tз - время задержек и маневров, мин.
Определяем коэффициент, учитывающий трудность
транспортирования породы.
Вычисляем сменную эксплуатационную производительность
автосамосвала.
(6.19)
где Ки - коэффициент использования автосамосвала во
времени в течении смены;
т/см.
Находим рабочий парк автосамосвалов, принимая организацию
движения по открытому циклу.
(6.20)
=22,3»22 машины
Определяем суточный пробег автосамосвала при двухсменном
режиме его работы.
Lсут=, км(6.21)
Lсут==13,4км/сут.
Вычисляем инвентарный парк автосамосвалов.
(6.22)
где - коэффициент технической готовности
автопарка (=0,94).
Основные правила безопасности на автотранспорте:
1.
Скорость
и порядок движения автомобилей устанавливается руководством предприятия, с
учетом местных условий.
2.
Проезжую
часть дороги внутри карьера ограждают от призмы обрушения земляным валом или
защитной стенкой высотой не менее 0,1 метра.
3.
Все
места погрузки и разгрузки, а так же внутрикарьерные дороги с активным
движением освещают в темное время суток.
4.
На
линию разрешен выпуск только исправных машин.
5.
Обгон
на карьерных дорогах запрещен, за исключением тракторных средств.
6.
Разрешен
проезд в кабинах лиц технического надзора и отдельных рабочих с письменного
разрешения администрации.
7.
Движения
автомобиля к пункту разгрузки разрешается только после разрешающего сигнала
машиниста экскаватора.
8.
При
отсутствии козырька над кабиной водителя, водитель обязан выйти при погрузке, и
находится за пределами радиуса действия ковша экскаватора.
9.
При
работе в карьере запрещается движение автомобиля с поднятым кузовом. Движение
задним ходом на расстоянии более 30 метров, за исключением проходки траншеи.
10. Запрещается производить
запуск двигателя, используя движение под уклон.
11. Площадка в пункте
погрузки и разгрузки должен быть горизонтальным (допускается уклон не более
0,01) с размерами достаточными для маневрирования.
7. Отвалообразование
горный порода карьер экскаватор отвалообразование
В соответствии с выбранным видом транспорта (авто), принимаем
бульдозерный способ отвалообразования. В соответствии с заданными породами в
основании и способом отвалообразования угол откоса отвала=360, а
высота отвала 15 метров.
Определяем удельную приемную способность отвала, м3/ч.
(7.1)
где - коэффициент кратности разгрузки по
ширине кузова;
b - ширина кузова выбранного автосамосвала, м.
=6,1 м3/час
Годовая производительность по вскрыше 4 млн.м3 ,
следовательно, принимаю бульдозер марки Д-358А.
Исходя из того, что в рассматриваемом варианте породы устойчивые,
выбираем периферийное отвалообразование, т.к. оно экономичнее вследствие
меньших объемов планирования и дорожных затрат.
На отвале целесообразно выделить несколько участков и поочередно
вести их отсыпку и планировку.
Находим длину отвального участка по условиям планировки.
(7.2)
где Qб - сменная производительность бульдозера ;
Определяем количество одновременно разгружающихся автосамосвалов.
, шт(7.3)
где Ав - годовой грузооборот карьера по вскрыше, т;
tр.м -
продолжительность разгрузки и маневрирования автосамосвала на отвале, мин.
машина
Вычисляем длину отвального участка по условиям беспрепятственной
разгрузки автомашин.
(7.4)
где tрм- время разгрузки автомобиля, м
=3,1 м
Для составления паспорта отвала принимаю наибольшее значение L= 90,2 м
Рассчитываем объем бульдозерных работ на отвале
(7.5)
=0,3 -коэффициент заваленности верхней площадки ( на устойчивом
основании)
Находим инвентарный парк отвальных бульдозеров
(7.6)
где Кинв - коэффициент, учитывающий количество
бульдозеров, находящихся в ремонте.
=2,5 » 3 бульдозера
Определяем общую длину отвального фронта
( 7.7)
В соответствии с требованиями единых правил безопасности
разгрузочные площадки на отвалах должны иметь предохранительную стенку (вал)
высотой не менее 1,0 м - для автосамосвалов грузоподъемностью свыше 10 т. В
целях повышения уровня безопасности принимаем вал высотой 1,5метра.
Смотри рис.5
Основные требования правил безопасности при отвальных работах:
1.
Работа
на отвале производится согласно проекту установленному предприятием.
2.
Если
появляются признаки оползневых явлений, все работы на отвалах прекращают до
разработки и утверждения, специальных мер безопасности.
3.
Безопасную
разгрузку автомашин вблизи бровки должен обеспечивать предохранительный вал
высотой не менее 1 метр.
4.
При
отсутствии породного вала запрещается подъезд автосамосвалов к бровке ближе,
чем на 5 метров.
5.
При
планировке отвала подъезд бульдозера к бровке откоса разрешен только отвалом
вперед.
6.
На
отвалах должны вывешиваться предупредительные знаки об опасном нахождении людей
на откосах отвалов, вблизи их основания и в местах разгрузки транспортных
средств.
8.Расчет технологического графика работ на уступе
Поперечная площадь развала
Sр = Крс[W + b(nр-1)] h, (8.1)
Вариант 1: Sp = 1,3[7+5*(4-1)]*10 = 286
м2.
Графически определяем площадь поперечного сечения развала из
рисунка 4.
Sp =190+126=316 м2.
Вычислить сменное подвигание забоя по каждой заходке.
, (8.2)
где Ycм - сменной подвигание забоя , м ;
Si - поперечная площадь i - той заходки, м2;
Qэс -
сменная производительность экскаватора, м3.
Вариант 1: 1 - ая заходка м
- ая заходка м
Затраты времени на отработку первой заходки.
, (8.3)
где Коэ - доля отработанной части заходки к началу
планируемого периода.
см
Затраты времени на отработку второй заходки.
см
Время на перегон экскаватора к началу заходки
, (8.4)
где Vэ - скорость передвижения экскаватора, Vэ =450
м/ч;
Kпп -
коэффициент, учитывающий потери времени в связи с необходимостью переключения
машин к источникам электроснабжения, Kпп = 0,6 - 0,7.
см
Продолжительность бурения скважин.
, (8.5)
где f - выход горной массы, м3 ;
Пбс - сменная производительность бурового станка.
Вариант 1: см.
Затраты времени на зарядку и забойку скважин.
, (8.6)
, (8.7)
где Qвб и Qзб - расход ВВ (кг) и забоечного материала
(м3);
Пзм и Пзабм - сменная производительность
зарядной (кг) и забоечной (м3) машин.
см
см
Затраты времени на монтаж взрывной сети
, (8.8)
г
де Nвм - норма времени на монтаж сети из 100 зарядов, Nвм = 6 чел.ч. (таблица 6.2. [8]);
F - количество взрывников.
см.
Время необходимое на проверку сети.
, (8.9)
где Nсер - количество серий заряда, ед;
Nвв - норма
времени на производство взрыва, Nвв = 0,55 чел. ч
(таблица 6.2 [8]);
Nзам -
расход РП - 8 на блок;
Nвз - норма
времени на установку 100 РП - 8 , Nвз =2,0чел.ч (таблица 6.2 [8]).
см
Затраты времени на производство всего комплекса взрывных работ.
Твв = (Тз + Тзаб)К1 +
Тм + Тв + Тпр, (8.10)
где К1 - коэффициент совмещения зарядки и забойки
скважины, К1 = 0,8 - 0,9;
Тпр - время, необходимое для проветривания блока, Тпр
= 0,1 (таблица 6.1 [8]).
Вариант 1: Твв = (0,84 +0,9)*0,8 +0,17+0,87+0,1 =2,5
см.
Время необходимое для отгона экскаватора.
, (8.11)
см
Время необходимое для отгона бурового станка
, (8.12)
см.
Технологический график показан на рисунке 6.
9. Экономическая часть
Для расчета общих капиталовложений по производству, приводим
сводную таблицу 9.1 по капитальным затратам на приобретение оборудования и
строительство транспортных коммуникаций.
Расчет амортизационных отчислений на реновацию.
Оборудование
|
Парк, ед.
|
Стоимость
оборудования, тыс. руб. за ед.
|
Годовая норма
амортизации
|
Сумма тыс. руб.
|
|
|
|
|
Вар.1
|
Вар.2
|
Буровой станок
СБШ-250-32
|
9
|
5095,1
|
27
|
12381
|
12381
|
Зарядная машина
МЗ-3Б
|
1
|
3778
|
17.3
|
653,6
|
653,6
|
Забоечная
машина ЗС-2М
|
1
|
1115
|
17,7
|
197,4
|
197,4
|
Экскаватор
ЭКГ-5
|
3
|
12923,1
|
12,3
|
53110
|
|
Экскаватор
ЭКГ-8и
|
2
|
30296,2
|
10,2
|
|
60110
|
Автосамосвал
БелАЗ-549В
|
10
|
13349,9
|
26,6
|
33259,3
|
|
Автосамосвал
БелАЗ-549В
|
15
|
13349,9
|
40
|
|
67877,7
|
Автогрейдер
Д-395Б
|
1
|
2029.18
|
21,2
|
42,86
|
42,86
|
Поливомоечная
машина ПМ-130
|
1
|
298.82
|
18,3
|
54.68
|
54.68
|
Снегоочиститель
шнекороторный Д-470
|
1
|
372,82
|
19
|
70,8
|
70,8
|
Бульдозер
отвальный Д-512А
|
1
|
7922,47
|
25
|
1980,6
|
1980,6
|
Установка для
разрушения негабарита «РАММЕР» С22
|
1
|
661,03
|
34
|
224,75
|
224,75
|
Итого по статье
"Амортизация"
|
|
|
|
101974,99
|
143593,39
|
Таблица 9.1 Сводные капитальные затраты на
приобретение и строительство транспортных коммуникаций
№ п./п.
|
Наименование
|
Количество, ед.
|
Стоимость ед.,
тыс.руб.
|
Сумма, тыс.
руб.
|
|
|
|
|
Вар.1
|
Вар.2
|
1
|
Буровой станок
СБШ-250-32
|
9
|
5095,1
|
45855,9
|
45855,9
|
2
|
Зарядная машина
МЗ-3Б
|
1
|
3778
|
3778
|
3778
|
3
|
Забоечная
машина ЗС-2М
|
1
|
1115
|
1115
|
1115
|
4
|
Экскаватор
ЭКГ-5
|
3
|
12923,1
|
38769,3
|
|
5
|
Экскаватор
ЭКГ-8и
|
2
|
30296,2
|
|
60592,4
|
6
|
Автосамосвал
БелАЗ-549В
|
10
|
13349,9
|
133499,5
|
|
7
|
Автосамосвал
БелАЗ-549В
|
15
|
13349,9
|
|
200248,5
|
8
|
Затраты на
приобретение оборудования для содержания и ремонта автодорог, в т.ч.:
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
-Автогрейдер
Д-395Б
|
1
|
2029.18
|
2029.18
|
2029.18
|
|
-Поливомоечная
машина ПМ-130
|
1
|
298.82
|
298.82
|
298.82
|
|
-Снегоочиститель
шнекороторный Д-470
|
1
|
372.82
|
372.82
|
372.82
|
9
|
Бульдозер
отвальный Д-512А
|
1
|
7922,47
|
7922,47
|
7922,47
|
10
|
Установка для
разрушения негабарита «РАММЕР» С22
|
1
|
661,03
|
661,03
|
661,03
|
11
|
Затраты на
сооружение объектов гаражного и ремонтного хозяйства
|
|
|
1122,00
|
1122,00.
|
|
|
|
|
|
|
12
|
Затраты на
строительство автодорог, постоянных и временных
|
|
|
722
|
772
|
|
|
|
|
|
|
Итого по
"Капитальным затратам"
|
236146,02
|
324718,12
|
Так как эксплуатационные затраты равняются 20-30% от
капитальных затрат, получаем:
Расчёт годовых эксплуатационных затрат
Оборудование
|
Годовые
капитальные затраты
|
Годовые
эксплуатационные затраты
|
Экскаваторы
|
431788,8
|
107947,2
|
Буровые станки
|
88126,3
|
22031,6
|
Забоечные и зарядные
машины
|
4893
|
1223,3
|
Установка для
разрушения негабарита «РАММЕР» С22
|
661,03
|
165,3
|
Автосамосвалы
БелАЗ-540А БелАЗ-7540
|
125038
169692,9
|
31259,5
42423,2
|
Бульдозеры
|
7922,47
|
1980,6
|
Содержание и
ремонт автодорог
|
722
|
180,5
|
Эксплуатация
объектов ремонтного гаражного хозяйства
|
1122,00
|
280,5
|
Стоимость годового расхода ВВ
Параметры
|
наименование ВВ
и СИ
|
Годовой расход
|
Стоимость
еденици, руб
|
Сумма, тыс.руб
|
а) ВВ, т
|
4638,4
|
3230,352
|
32131,99
|
б) ДШ, км
|
206153
|
6505,576
|
4973,51
|
в) РП-8, шт
|
5154
|
6,616
|
26,44
|
г) Шашек, ед
|
5154
|
139,64
|
4376,18
|
г) ЭД, шт
|
5154
|
5,568
|
0,87
|
ИТОГО:
|
|
|
41508,99
|
Выручка от реализации полезного ископаемого, рассчитывается
по формуле:
= (9.1)
где Цо - оптовая цена 1т полезного ископаемого, руб;
Ар - годовая производительность карьера по добыче, тыс. т.
Эксплутационные расходы на добычу полезного ископаемого,
рассчитывается по формуле:
(9.2)
где Сд - себестоимость одной тонны полезного
ископаемого, руб./т.
Эксплуатационные расходы на производство вскрышных работ,
рассчитывается по формуле:
(9.3)
ЭКГ-5:
ЭКГ-8:
Таблица 9.2 Расчёт чистой прибыли, тыс. руб.
Наименование
позиции
|
Вариант 1
|
Вариант 2
|
|
ЭКГ-5
|
ЭКГ-8и
|
1. Выручка от
реализации полезного ископаемого
|
900000
|
900000
|
2.
Эксплутационные расходы на добычу полезного ископаемого
|
600000
|
600000
|
3. То же на
производство вскрышных работ
|
484,8
|
482,04
|
4. Прочие
эксплутационные расходы (20% от суммы по строке 2 и 3)
|
216,96
|
216,41
|
5. Маржинальная
прибыль (1-2-3-4)
|
299298
|
299302
|
6. Накладные
расходы и плановые накопления (20% от итога на строке 5)
|
59859
|
59860
|
7. Прибыль от
операций (5-6)
|
239439
|
239442
|
8.
Амортизационные отчисления на реновацию оборудования
|
101974,99
|
143593,39
|
9. Балансовая
прибыль (7+8)
|
383035,4
|
10. Налог на
прибыль (25%)
|
85353,5
|
95758,8
|
11. Чистая
прибыль (9-10)
|
256060,5
|
287276,6
|
Простая норма прибыли:
, (9.4)
где Пч - чистая годовая прибыль, тыс.руб
К - общий объём инвестиций, тыс.руб
ЭКГ-5:
ЭКГ-8:
Срок окупаемости инвестиций:
, (9.5)
ЭКГ-5:
ЭКГ-8:
Разница между вариантами ЭКГ-5 и ЭКГ-8и незначительна, принимаем
вариант, который более прост по технологии и технически надежен. Принимаем
ЭКГ-8и
Заключение
В данном курсовом проекте рассчитали два варианта модели
экскаватора, а также провели расчет по экономическому обоснованию этих
вариантов, по результатам которого окончательно был выбран экономически
выгодный вариант.
Принята следующая технология производственных процессов:
подготовка пород к выемке буровзрывным способом, бурение скважин осуществляем
буровым станком СБШ-250-36 в количестве девяти единиц, а также приняли
механизированное заряжание и забойку скважин по одной машине на зарядку и
забойку.
Способ разрушения негабарита с помощью накладных зарядов.
Инвентарный парк экскаваторов ЭКГ-8И составил четыре единицы,
при этом транспортирование горной массы организовали автотранспортом
БелАЗ-548А. Приняли бульдозерное отвалообразование.