Реферат Модернизация электрической схемы установки 2УРН-2А

Работа добавлена на сайт bukvasha.net: 2015-10-28

Поможем написать учебную работу

Если у вас возникли сложности с курсовой, контрольной, дипломной, рефератом, отчетом по практике, научно-исследовательской и любой другой работой - мы готовы помочь.

Предоплата всего

от 25%

Подписываем

договор

Имя

Выберите тип работы:

Принимаю Политику конфиденциальности

Скидка 25% при заказе до 23.11.2024

Гипероглавление:
1.Горнотехнологическая часть                                                    - стр.5
1.1      Краткая характеристика месторождения                                 - стр.6
2. Электромеханическая часть                                                     - стр.30
2.3      Водоотлив. Осушение карьера.                                                  - стр.44
2.4.3 Расчет общего освещения карьера                                            - стр.53
2.4.7 Выбор коммутационной аппаратуры                                        - стр.63
3.3      Назначение установки и техническая характеристика      - стр.70
3.4      Расчет основных параметров и элементов
Введение
1.1 Краткая характеристика района месторождения
Вскрытие месторождения
Система разработки и структура комплексной механизации
Ширина заходки
Ширина рабочей площадки
Выбор средств механизации. Буровые работы
Выемочно-погрузочные работы
Техническая характеристика экскаватора ЭКГ-8И
Расчет параметров и количество экскаваторов перегрузочной площадки
1.5.Отвалообразование
1.6 Рекультивация
ЭЛЕКТРО-МЕХАНИЧЕСКАЯ
Эксплутационные расчеты
автомобильного и железнодорожного транспорта.
Техническая характеристика автосамосвала БелАЗ-7519
Тяговый расчет автотранспорта
Движение в груженом состоянии
Движение в порожнем состоянии
Элемент профиля
Длина элемента l, км
Удельное сопротивление движению
Скорость движения J, км/ч
Время движения по элементу профиля
Расчет производительности и количества автосамосвалов
Эксплуатационная производительность
Рабочий парк автосамосвалов
Инвентарный парк
Расчет пропускной способности автодорог
Провозная способность дороги
2.2 Расчет железнодорожного транспорта
Основание выбора локомотива и думпкара.
Инвентарный парк
2.3 Водоотлив. Осушение карьера
Расчет водоотливной установки
Исходные данные:
Техническая характеристика насоса 14м-12х4
Расчет трубопровода
Расчетный манометрический напор насосов
Характеристика трубопровода
Модернизация электрической схемы установки 2УРН-2А3.1. Введение
3.2. Исследования электрофизических свойств
железистых кварцитов
3.3. Назначение установки и техническая характеристика
Техническая характеристика установки 2УНР2М. Общие данные
Высоковольтное оборудование
3.4. Расчет основных параметров и элементов
схемы установки
Выбор диодов
Рис.3.9. Семейство перегрузочных характеристик
Амплитудное значение тока
С учетом перенапряжений карьерной сети зададимся
3.5. Конструкция установки
3.5.3. Переносные штанги
3.6 Работа электрической схемы
3.7. Работа установки
3.8. Техника безопасности
4.1. Организация труда
4.2. Режим работы предприятия, трудящихся и оборудования
Режим работы оборудования.
Наименование оборудования
Тип оборудования
Текущий режим
Структура ремонтного.цикла
Режим работы участков, трудящихся и оборудования
Экономическое обоснование проектных решений
Стоимость производственных фондов предприятия
Сумма затрат, млн. руб.
Удельный вес, %
Объем горно-капитальных работ на начало ввода карьера в эксплуатацию
Наименование работ
Ед. измерения
Сметная стоимость 1 м3 горно-капитальных выработок принята по данным института «Центроруда»
ОХРАНА ТРУДА И ОКРУЖАЮЩЕЙ СРЕДЫ
5.1. Анализ опасных и вредных факторов
Наименование опасных и вредных факторов
Место их действия
Последствия от их воздействия
Нормативные ПДК,
5.2. Мероприятия по обеспечению безопасности труда
5.3. Мероприятия по созданию безопасных условий труда при проведении буровзрывных работ
5.4 Мероприятия по обеспечению электробезопасности
5.5 Мероприятия по борьбе с запыленностью воздуха
Снижение пылеобразования при буровзрывных работах.
Снижение пылеобразования при погрузочных работах.
Характеристика АОП-35
5.6 Мероприятия по борьбе с производственным шумом и вибрацией
Охрана атмосферного воздуха
Источники загрязнения
Мероприятия по охране атмосферного воздуха
Охрана водного бассейна
Список литературы

Содержание

Ведение                                                                                                - стр.4


1.Горнотехнологическая часть                                                    - стр.5

1.1      Краткая характеристика месторождения                                 - стр.6

1.2
Геология месторождения                                                              - стр.9

1.3
Гидрогеология месторождения                                                   - стр.12

1.4
Элементы системы разработки                                                   - стр.14

1.5
Отвалообразование                                                                         - стр.26

1.6
Рекультивация                                                                                   - стр.28

2. Электромеханическая часть                                                     - стр.30

2.1      Расчет автотранспорта                                                                  - стр.32

2.2      Расчет ж/д транспорта                                                                    - стр.38

2.3      Водоотлив. Осушение карьера.                                                  - стр.44

2.4      Электроснабжение предприятия                                                - стр.51
2.4.1 Расчет электрических нагрузок                                                    - стр.52

2.3.2 Расчет ЛЭП – 35 кВ                                                                             - стр.53

2.4.3 Расчет общего освещения карьера                                            - стр.53

2.4.4 Расчет ЛЭП – 6 кВ                                                                               - стр.57

2.4.5 Расчет кабельных линий                                                                - стр.58

2.4.6 Расчет токов К.З.                                                                                - стр.59

2.4.7 Выбор коммутационной аппаратуры                                        - стр.63
3.Специальная часть                                                                       - стр.64

3.1      Введение                                                                                              - стр.65

3.2
Исследование электрических свойств

            железистых кварцитов                                                                   - стр.66

3.3      Назначение установки и техническая характеристика      - стр.70

3.4      Расчет основных параметров и элементов

            электрической схемы установки                                                - стр.73

3.5      Конструкция установки                                                                  - стр.81

3.5.1   Трансформатор однофазный                                                      - стр.81

3.5.2   Станция управления                                                                        - стр.82

3.5.3   Переносные штанги                                                                         - стр.82

3.6      Работа электрической схемы                                                       - стр.83

3.6.1
Работа электрической схемы установки 2УРН-2А

            на разных режимах работы                                                          - стр.83

3.6.2
Работа электрической схемы установки 2УРН-2М

            на разных режимах работы                                                          - стр.85

3.7      Работа установки                                                                              - стр.86

3.8      Техника безопасности                                                                    - стр.87

3.9
Расчет условного экономичного эффекта от внедрения

            установки для разрушения негабарита в карьере ЛГОКа - стр.88
4.Экономическая часть                                                                   - стр.92

4.1      Организация труда                                                                           - стр.94

4.2      Режим работы предприятия                                                         - стр.94

4.3      Расчет численности работающих                                              - стр.97

4.4      Капитальные затраты на оборудование                                 - стр.101

4.5      Затраты на электроэнергию                                                         - стр.102

4.6      Основные финансовые показатели                                          - стр.103

5.Охрана труда и окружающей среды
(безопасность и экологичность проекта)                               - стр.105

5.1      Анализ опасных и вредных факторов                                     - стр.106

5.2      Мероприятия по обеспечению безопасности труда           - стр.108

5.3      Мероприятия по созданию безопасных условий
труда при проведении БВР                                                          - стр.109

5.4      Мероприятия по обеспечению электробезопасности       - стр.111

5.5      Мероприятия по борьбе с запыленностью воздуха           - стр.113

5.6      Мероприятия по борьбе с производственным
шумом и вибрацией                                                                         - стр.115

5.7      Санитарно-бытовое и медицинское обслуживание           - стр.115

5.8      Предотвращение и ликвидация аварий                                   - стр.116

5.9      Охрана окружающей среды                                                          - стр.116

Список литературы                                                                                     - стр.119

Введение

Дипломный проект на тему «Модернизация электрической схемы установки 2УРН-2А» проектирую по ЛГОКу. В настоящее время карьер относится к карьерам большой мощности.

Лебединское месторождение железистых кварцитов и богатых железных руд разведано до глубины 400 метров. Годовая производительность карьера на 1998 год составляет:

ü      годовая производительность – 40 млн т/г

ü      по скальной вскрыше – 6,5 млн м³

ü      по рыхлой вскрыше – 6,5 млн м³

ü      по гидровскрыше – 4 млн м³

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

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

На основных и вспомогательных работах (зачистка кровли, селективная выемка пород вскрыши) используются экскаваторы типа ЭКГ– 8И, на перегрузке - ЭКГ-12,5.

Для бурения взрывных скважин применяются станки СБШ– 250МН.

В данном проекте обоснована система разработки, выбор ВВ и оборудования, численность трудящихся и ИТР, основная зарплата, себестоимость, экологическая эффективность.

Рассмотрены вопросы по схеме энергоснабжения карьера, соблюдение правил ТБ; охраны окружающей среды.

Все вопросы обоснованы, количество оборудования подсчитано по данной производительности.

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 Старооскольскому железорудному району Курской магнитной аномалии.

Ближайшими населенными пунктами являются селения: Стретинка, поселок Лебеди, Йотовка, Лукьяновка. Районный центр г. Губкин расположен в 8 км западнее месторождения. В широтном направлении район пересекает ж.д. линия Ст. Оскол– Ржава соединяющая магистральные линии Москва– Донбасс, Москва– Харьков, проходящих в одном километре севернее месторождения.

Ближайшей железнодорожной станцией является станция Губкин ЮВЖД.

С районными центрами и ближайшими месторождениями соединено сетью асфальтированных и грунтовых дорог.

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 емкостями для вскрышных пород Лебединского карьера.

Карьер расположен в центре месторождения. В настоящее время он занимает площадь 6040000 м² поверхности. Максимальная глубина карьера около 300 м. Наивысшие и абсолютные отметки приурочены к южной части месторождения и достигают +220–225 м. К западу они постепенно понижаются и в пределах реки Осколец не превышают +137–138 м.

Климат района умеренно-континентальный с большими годовыми колебаниями температуры. Преобладают ветры западных румбов. Средняя годовая температура +5,7 ⁰С.

Среднемесячная температура имеет максимум в июле и минимум в январе.

Среднемесячная сумма осадков колеблется в пределах 500-600 мм.

Устойчивый снежный покров начинается в период с 10-20 ноября, сходит снежный покров в период с 10 по 20 апреля. Промерзаемость почвы в районе месторождения не превышает 1,2 м.

Растительность района представлена лиственными лесами и кустарниками. Крупные лесные массивы отсутствуют, а сохранившиеся небольшие лесные участки в качестве стройматериалов и топлива не используются.

Губкинский район является густозаселенным сельскохозяйственным и промышленным районом Белгородской области с развитой инфраструктурой. Наиболее крупным из ближайших к Лебединскому месторождению населенных пунктов является город Губкин. Это административный, промышленный и культурный центр района. Среди других населенных пунктов крупным является город Старый Оскол.

Среди населения преобладают русские и украинцы.

Топливно-энергетическая база снабжения промышленных предприятий и города электроэнергией осуществляется от Курской и Ново-Воронежской АЭС.

Губкинская ТЭЦ работает исключительно на привозном каменном угле. Собственной топливной базы в районе месторождения нет.
Водоснабжение
Для водоснабжения промышленных предприятий и города используется вода мергельно-мелового из водоносных горизонтов 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 «КМАруда» и частично ЛГОКа, используется шахтная вода, откачиваемая из шахты в количестве 300 м³/час.

Горнодобывающее предприятие Лебединский ГОК использует воду Оскольского водохранилища, Лебединской дренажной шахты, реки Осколец, а также оборотную воду из пруда-отстойника, ливневую и паводковую воду.

Население окружающих сел для водоснабжения использует грунтовые воды из потоков и мергельно-мелового горизонта, а на водораздельных пространствах используются воды из водоносного горизонта через глубокие буровые колодцы.
Местные строительные материалы

Используемые при строительстве горнодобывающих предприятий лесоматериалы полностью завозятся.

На базе местных кирпичных суглинков и песков в непосредственной близости от участка работ имеются кирпичные заводы, цементный завод, а также заводы железобетонных изделий по производству крупнопанельных блоков, шлакоблоков и железобетонных плит, обеспечивающие нужды строящихся промышленных объектов и жилых домов. Меловой карьер обеспечивает мелоблоками строительство временных сооружений и работу завода сухих минеральных красок.
Промышленность и сельское хозяйство
Экономика района определяется в основном горнодобывающей промышленностью. Сельское хозяйство на территории района имеет зерноводческое направление.

Лебединское месторождение разрабатывается открытым способом.

Богатые руды Лебединского месторождения уже отработаны, железистые кварциты с содержанием железа общего 34-35% подвергаются измельчению и обогащению на магнитных сепараторах обогатительных фабрик. После обогащения получается концентрат с содержанием железа общего 68,5% и суперконцентрат с содержанием железа общего 72%. Концентрат, а также металлизированные окатыши по пульпопроводу направляются на ОЭМК и на экспорт в зарубежные страны. На базе богатых железных руд и железных кварцитов работает Стойленский ГОК.

Квалифицированная рабочая сила привлекается за счет выпускников МГОУ, а также горного техникума, а рабочие могут получить знания в технических лицеях и ПТУ из местного населения.

Жилищные условия в Губкине удовлетворительные, город и промышленные объекты газифицированы. Основную роль в экономике города Губкина играют горнорудные предприятия: АО «Лебединский ГОК», АО комбинат «КМАруда» и в определенной степени АО СГОК.

Запущен в эксплуатацию завод по выпуску тонкодисперсного мела по испанской технологии.

С 1996 года начато строительство завода по выпуску металлизированных брикетов по немецкой технологии, в настоящее время монтажные работы практически закончены. В 1999 году первая очередь завода будет сдана в эксплуатацию.

1.2 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 принимают участки осадочной породы, метаморфизованные эффузивно-осадочные и изверженные образования: Оболинский, Михайловский, Курский свит, прорываемые дайками основных пород.

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

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

Докембрийские породы имеют сложноскладчатый характер и представлены метаморфической эффузивно-осадочной подстилающей толщей, толщей железистых кварцитов и известково-сланцевой толщей.

Вся толща местами прорвана магматическими породами. Продуктивная толща представлена бедными рудами железистых кварцитов.

Верхняя часть железистых кварцитов в зоне выветривания обогащена и в основном представлена залежами богатых магнетито-мартитовых и гематитовых руд. На данный момент запасы богатых руд Лебединского месторождения отработаны.

Под богатыми рудами залегает толща магнетитовых железистых кварцитов с содержанием магнитного железа 26,5%, железа общего 33,5%.

Железистые кварциты представляют собой микрокристаллические метаморфические образования первичного осадочного происхождения. Характерная для них форма залегания – многопластовая толща. Железистые кварциты залегают крутонаклонно (местами вертикально) и уходят на значительную глубину до 1-2 и даже 5 км.

Железистые кварциты Лебединского месторождения по минеральному составу и минералогическим свойствам разделяются на три класса:

1.      Окисленные железистые кварциты.

2.      Полуокисленные железистые кварциты.

3.      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 ним 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 они не отличаются от неокисленных кварцитов.
Содержание основных компонентов в кварцитах

                                                                                                               Таблица 2.1

Наименование	Содержание в %
Наименование	Окисленные железные кварциты	Полуокисленные железные кварциты	Неокисленные железные кварциты
Fe_общ. Fe_раст. Fe_силик. FeO Fe₂O₃ SiO₂ Al₂O₃ O₃ P₂O₅ MgO CaO	35,83 34,98 0,85 1,03 43,17 39,29 2,38 0,38 0,14 0,68 0,87	36,6 35,29 1,31 11,40 39,43 41,65 1,02 0,29 0,25 0,91 1,15	35,01 32,42 2,59 16,12 32,46 41,54 1,15 0,23 0,23 2,61 1,97

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).

Преобладающим рудным минералом является магнетит. Усредненное 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 кремнезем (SiO₂ около 42%), в незначительных – окись магния, кальция, глинозем и щелочи содержания флюсовых компонентов (окиси кальция и магния) – около 2¸2,5%. 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.

Объемная масса (объемный вес) окисленных железистых кварцитов равна 3,2 т/м³, полуокисленных – 3,27 т/м³, неокисленных – 3,47 т/м³.

Влажность кварцитов, выдаваемых из карьера равна 3%.

Коэффициент разрыхления кварцитов, сланцев, кварцитопесчаников - 1,5.

Коэффициент крепости по шкале профессора М.М. Протодьяконова: окисленных – 4¸8; полуокисленных – 8¸12; неокисленных – 12¸16; сланцев – 4¸12; кварцитопесчаников – 6¸16.

Средняя объемная масса осадочных пород – 1,9 т/м³, сланцев – 2,8 т/м³, кварцитопесчаников – 2,4 т/м³.

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

В результате обогащения содержание шлакообразующих и вредных примесей в концентрате резко сокращается.

Концентрат и окатыши, получаемые в результате обогащения железистых кварцитов Лебединского месторождения, являются высококачественным металлургическим сырьем для доменного производства и производства электростали после восстановительных операций.

1.3 Гидрогеология месторождения
Гидрогеологические условия Лебединского месторождения очень сложные. Широко распространены три основных водоносных горизонта: мергельно-меловой, 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 3,5-4,5 л/сек. Водообильность увеличивается от водораздела к долине реки Осколец. Средний коэффициент фильтрации мергельно-меловых пород около 2,3 м/сутки.

Водоносный горизонт имеет распространение и является наиболее водоносным горизонтом. Удельный дебит по данным откачки 1-2,5 л/сек. Средний коэффициент фильтрации 15 м/сутки. Горизонт безнапорный и приурочен к пескам, мощность 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.

Гидростатический напор 5-7 атм.

Железные руды обводнены по всей своей мощности. Характер их обводненности связан с их трещиноватостью и пористостью.

Усредненный коэффициент фильтрации принимается равным 0,8 м/сутки. Обводненность железистых кварцитов связана с общей трещиноватостью и окисленностью верхних слоев кристаллических пород докембрия, которая местами достигает мощности 50-70 м.

Коэффициент фильтрации трещиноватой зоны докембрия 0,02 м/сутки. Питание надъюрских водоностных горизонтов происходит за счет инфильтрации атмосферных осадков. Рудно-кристаллический водоносный горизонт питается в основном за счет вод вышележащих водоносных горизонтов. Все водоносные горизонты гидравлически связаны между собой, что подтверждается их близкими физическими свойствами и химическим составом.

Подземные воды Лебединского месторождения относятся к одному типу, гидрокарбонатно-кальцевому, они прозрачны, не имеют запаха и привкуса и пригодны для питьевых целей. Действующие в карьере водо-понизительные установки, гидроотвал, хвостохранилище и водозаборы нарушают естественный режим водоносных горизонтов, в результате образовалась депрессионная воронка с общим радиусом 10 км.

В результате работ водо-понизительных установок, на трех рудниках их депрессионные воронки взаимодействуют, и они слились в одну общую депрессионную поверхность.

Водоприток в действующие дренажные системы Лебединского месторождения составляет 2000 м³/час. Вода, притекающая к карьеру, перехватывается дренажным контуром (сквозные фильтры, водопонизительные скважины), внутренним дренажным контуром (открытыми дренажными траншеями, прибортовым дренажем и горизонтальными скважинами) из рудного горизонта восстающих и дренажных выработок и открытыми дренажными траншеями.

Для защиты карьера от затопления паводками по его границе со стороны реки Осколец отсыпана дамба гидрозащиты высотой 3 м, а с юга и юго-запада карьера сооружена система каналов и дамб, регулирующая поверхностный сток.

1.4 Элементы системы разработки

Граница карьера и запасы полезного ископаемого:

Длина                                                                                                    – 5,2 км

Ширина                                                                                                 – 3,8 км

Глубина                                                                                                – 280 м

Угол откоса рабочего борта по вскрыше                                    – 17°

по скальным породам                                                        – 20°

Угол откоса нерабочего борта по рыхлым породам                 – 26°

по скальным породам                                                        – 37°

Параметры карьера по дну                                                             – 900 х 300 м

Проектная глубина на конец отработки                                        – 400 м

Средняя мощность:

рыхлых осадочных пород                                      – 100 м

скальных                                                                               – 30 м

кварцитов                                                                             – 300 м

Промышленные запасы                                                                   – 2,8 млрд. т

Годовая производительность:

по добыче                                                                             – 40 млн. т/год

по скальной вскрыше                                                        – 6,5 млн. м³

по рыхлой вскрыше                                                            – 6,5 млн. м³

гидровскрыша                                                                      – 4 млн. м³
Промышленные запасы, производительность и срок

службы карьера

Запасы неокисленных железистых кварцитов исчисляются в 2800 млн. т. в границах карьера до отметки 400 м. Размеры массива кварцитов 2500х1750 м. Для разработки месторождения определены границы карьера:

длина по кровле кварцитов – 1900 м.

ширина по кровле кварцитов – 1600 м.

Годовая производительность карьера составляет 40 млн. т. железистых кварцитов в год. Срок службы карьера будет равен:

Т_к= лет.

Вскрытие месторождения

Лебединское месторождение вскрывается комбинированным способом: двумя внешними траншеями в сочетании с внутренними съездами. Горизонты +60, +75 м вскрываются внешней групповой траншеей с тремя железнодорожными путями с руководящим уклоном 40⁰/₀₀, по которым руда вывозится железнодорожным транспортом на фабрику, а вскрышные породы - на внешний отвал.

Горизонты +90, +115 м вскрываются внешней групповой траншеей с двумя железнодорожными путями с применением комбинированной трассы.

С отметки +45 м месторождения вскрывается серией автомобильных съездов со специальной трассы. К 1999 г. общее направление развития горных работ существенно не изменяется. Возможные частичные изменения будут определяться вводом в эксплуатацию некоторых участков месторождения. Поэтому в данном проекте сохраняется существующая система вскрытия.
Система разработки и структура комплексной механизации

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

В проекте Лебединского карьера мной принята углубочная однобортовая система разработки по короткой оси перемещения фронта добычных и вскрышных работ с внешними железнодорожными отвалами. При формировании структуры комплексной механизации в проекте учтены следующие факторы:

1.        Категория пустой породы и руды по школе М.М. Протодьяконова колеблется от 4 до 18.

2.        Мощность рудного тела и кварцитов колеблется от 10 до 180 м.

Структура комплексной механизации применяется комбинированная, в которую соответственно включаются буровые станки СБШ-250 МН, экскаваторы циклического типа: ЭКГ-8И, ЭКГ-12,5.

       Основными элементами системы являются: высота уступа, ширина заходки, ширина рабочей площадки.

Добычные работы выполняются экскаваторами ЭКГ-8И. Предварительное рыхление горной массы выполняется взрывным способом. Высота уступа (Н_у) применяется в соответствии с требованиями ЕПБ и должна быть не более чем в 1,5 раза больше максимальной высоты черпания экскаватора, т.е. Н_у £ 1,5Н_{г мах},а высота развала не должна превышать высоту черпания экскаватора, т.е. h_раз £ Н_{г экск. мах}.

Для экскаватора ЭКГ-8И: Н_{г экск. мах}=12,5 м, т.к. высота развала h_разв. = 0,8Н_у, то:

принимаем высоту уступа равную 15 м,
что соответствует требованиям ЕПБ.

Высота развала будет:   Н_р = 0,8 х Н_у = 0,8 × 15 = 12 м.

Ширина заходки

Для экскаватора ЭКГ-8И ширина заходки равна:   А = (1,5¸1,7)R_ч.у.,

где R_ч.у – радиус черпания на горизонтальной установке.

Согласно паспортным данным для экскаватора ЭКГ-8И радиус черпания R_ч.у = 12,2 м, тогда А_эк = 1,5 × 12,2 = 18 м.

Принимаем ширину заходки по развалу 18 м.
Ширина рабочей площадки

Ширину рабочей площадки для ЭКГ-8И при работе по развалу определим по формуле:          Ш_р.п. = В_р + l₁ + l₂ + Ш_тр + S,

где В_р – ширина развала.

В_р = К_р × К_д × Н_у = 42 м,

где К_р – коэффициент разрыхления, Кр = 1,5;

       К_д – коэффициент динамики взрыва, К_д = 1,9;

l₁ – безопасное расстояние от нижней кромки развала, l₁ = 3 м;

l₂ – расстояние для размещения ЛЭП, l₂ = 3 м;

S – ширина борта безопасности, S = 3 м;

Ш_тр = 15 м,

тогда Ш_р.п. = 42 + 3 + 3 + 15 + 3 = 66 м.
Выбор средств механизации. Буровые работы
Разработка железистых кварцитов требует предварительного их рыхления буровзрывным способом. Бурение скважин производится буровыми станками СБШ-250МН с диаметром долота 243 мм.

Дробление негабаритов по кварцитам производится накладными зарядами ВВ с перфораторами РПМ-17ПА23 (диаметр шнуров равен 40-42 мм), бутобоями на базе экскаватора К-700 и установкой 2УРН-2А.

1.        Расчетный диаметр скважин определяется по формуле:

U_скв = 0,0135Н_у × N_эн,

       где N_эн – удельная энергоемкость взрывного разрушения пород, N _эн » 1,4 кал/м³, для пород крепостью f = 10.

Принимаем диаметр скважины U_скв = 0,243 м – типовой диаметр шарошечного долота для СБШ-250М.

2.                  Размер максимального допустимого кондиционного куска горной массы

где Е – емкость ковша экскаватора, для ЭКГ-8И – Е = 8м³.

3.                  С учетом обводненности горизонтов, в среднем равным 50% высоты уступа, принимаем 50% гранулотана и 50% граммонита. Удельный расход ВВ определяем по формуле:

q = 0,6k_к × К_д × К_м,

где      0,6 – удельный расход эталонного взрывчатого вещества (согласно справочнику он равен 0,5¸0,8);

k_к = 0,948 – коэффициент, учитывающий размер кондиционного куска;

К_д = 1,0 – коэффициент, учитывающий диаметр скважины;

K_п = 1,0 – переводной коэффициент эталонного взрывчатого вещества.

q = 0,6 × 0,948 × 1,0 × 1,0 = 0,57 кг/м³

Линия сопротивления по подошве уступа равна:

,

где Р – количество ВВ в одном метре скважины, м

Р = 7,85 × d_с² × ρ,    где         d_с– диаметр скважины, м;

          r = 0,9 кг/дм³ – плотность заряжания ВВ в скважине;

Р =7,85 × 2,43 × 0,9 = 41,72 кг/м.

          m = 1,1 м – относительное расстояние между скважинами;

          g – удельный расход ВВ, кг/м³, (0,5¸0,8) для разных типов кварцитов;

          H_у – высота уступа, м;

          L_скв – длина скважины, м

L_скв = Ну + hпер,

где h_пер = (8¸10)d_скв = 10 × 0,243 = 2,43 м – величина перебура скважин, м.

Принимаем величину перебура h_пер = 2,5 м,

тогда:

L_скв = 15 + 2,5 = 17,5 м.

Линия сопротивления по подошве уступа равна:

Определим

W_мин = Н_у × ctgb + с,

где b = 75° – угол откоса добычного уступа.

W_мин = 15 × ctg75° + 3 = 5,52 м.

Так как W > W_{б мин}, то проектом принимаем бурение вертикальных скважин с диагональной схемой взрывания.

Расстояние между скважинами в ряду:

а = m × W,

где m = 1,1 – коэффициент сближения скважин.

а = 1,1 × 6 = 6,6 м.

Проектом принимаем расстояние: а = 6,6 м.

Расстояние между рядами скважин равно:

f = 0,9 × а = 0,9 × 6,6 = 5,94 м.

Принимаем 6 м.

Выход горной массы с одного метра скважины определим по формуле:

где n – число рядов скважин.

Тогда:

Масса заряда в скважине:

q_ВВ = q × W × H_y × a,

где q – удельный расход ВВ, кг/м³.

q_ВВ = 0,57 × 6 × 15 × 6,6 = 338,58 кг.

Длина заряда в скважине:

Длина забойки определяется как разность между длиной скважины и длиной заряда:                           l_зб = 17,5 – 8 = 9,5 » 10 м.

Ширина буровой заходки равна:

A_б = W + b(n – 1) = 6 + 6(3 – 1) = 18 м.

Принимаем проектом А_б = 18 м.
Определим ширину развала:

где    К_р = 1,3 – коэффициент разрыхления;

          h_р = 0,8 × Н_у = 0,8 × 15 = 12 м – высота развала;

          g₀ = 1 – электрический коэффициент, зависящий от формы развала.

Тогда:

Длину взрывного блока определим по формуле:

где h_скв. – количество скважин в блоке.

Определим количество скважин по формуле:

где    Q_см – сменная производительность экскаватора, м³/см.;

          Т – число дней отработки блока;

          n_см– число смен в сутки.

Принимаем: Т_доб = 10 дней, Т_вск. = 10 дней, n_см = 3 см., n_р = 2, Q_см = 2250 м³/см. – по добыче, Q_см = 2450 м³/см. – по вскрыше.

Тогда количество скважин в один массовый взрыв на вскрыше:

Длина взрывного блока:

Количество ВВ на один массовый взрыв:

Q_ВВ = n_скв. × q_ВВ = 72 × 338,58 = 24372,76 кг » 24,38 т.

Если в течение месяца производится 2 массовых взрыва, то потребуется 48,76 т. взрывчатого вещества.

Длина рабочего блока по добыче:

где n_скв – количество скважин в одном массовом взрыве и определяется как:

Количество ВВ на один массовый взрыв на добыче равно:

Q_ВВ = 66 × 338,58 = 22,35 т.

Для проведения 2-х массовых взрывов на добыче потребуется 44,7 т. ВВ.

Общий объем бурения в год:

где:     А_г – годовая производительность карьера, т;

g_пл = 3,4 т/м³ – плотность полезного ископаемого;

А_г _{по добыче} = 40000 тыс. т.;

А_г _{по рыхлой вскрыше} = 65000 тыс. м³;

А_г _{по скальной вскрыше} = 65000 тыс. м³;

А_г = 130000 тыс. м³;

Тогда общий объем бурения на добыче равен:

На вскрыше:

g_пл = 3,4 т/м³ –объемный вес полезного ископаемого;

g_{ск. вск.}= 2,7 т/м³ –объемный вес скальной вскрыши;
Количество бурстанков определим:

где    M_n = 500 смен (на добыче), 540 смен (на вскрыше) – общее количество смен работы одного станка;

Р_б.ст – сменная производительность бурового станка.

На добыче:

На скальной вскрыше:

Инвентарный парк буровых станков составит:

где    k_р = 1,2 – коэффициент, учитывающий наличие станков в резерве и ремонте.

Принимаем 23 буровых станка СБШ-250МН.
Выемочно-погрузочные работы
В соответствии с принятой системой разработки, типом выемочно-погрузочного оборудования, а также с учетом безопасного ведения буровзрывных работ ширина рабочих площадок составляет:

ü             с применением железнодорожного транспорта В = 50-70 м;

ü             с применением автотранспорта В = 30-60 м..

Высота уступа по типу применения оборудования составляет Н_у = 15 м на добыче и скальной вскрыше, Н_у = 12,5 м на рыхлой вскрыше. Выемка горной взрывной массы осуществляется:

1.             При железнодорожном транспорте – продольными заходками с нормальной шириной.

2.             При автотранспорте – поперечными заходками с установкой автосамосвалов таким образом, чтобы средний угол поворота экскаватора не превышал 100°.

Ширина заходки ограничивается параметрами выемочно-погрузочного оборудования и должна соответствовать паспорту ведения горных работ.

При взрывании скальной горной массы ширина развала взорванных пород определяется шириной рабочей площадки и паспортом БВР.

При автомобильном транспорте оптимальная ширина заходки меньше ,чем при железнодорожном транспорте. Для подъезда автомашин используют выработанное пространство сбоку или позади экскаватора.

Подготовка нового горизонта осуществляется траншеей с тупиковым забоем. Проходка съездов производится по горной массе либо вверх, либо вниз в сходящем порядке с погрузкой породы в транспортные средства.

1.             Общая длина фронта работ по скальной вскрыше:

2.             Скорость продвижения вскрышных работ:

3.             Необходимое количество экскаваторов для запланированного объема определим по формуле:

где:   Q_год – годовая производительность экскаватора ЭКГ-8И для транспортирования скальной вскрыши в железнодорожном транспорте.

4.             Длина фронта работ на один экскаватор:

5.             Экскавация рыхлой вскрыши производится экскаваторами ЭКГ-8И в железнодорожный транспорт, часть рыхлых пород отрабатывается средствами гидромеханизации. Экскаватором ЭКГ-8И скальные и полускальные породы (6,5 млн. м3) грузятся в железнодорожный транспорт и транспортируется в отвал.

Годовая производительность экскаватора ЭКГ-8И равна:

Q_год = 1500000 м³/год.

Необходимое число экскаваторов на рыхлой вскрыше:

=4,3.

Принимаем 5 экскаваторов.

Общая длина фронта работ экскаватора ЭКГ-8И:

=м.

6.             Выбор экскаватора на добыче.

Исходя из условий однобортовой системы разработки следует, что наиболее рациональной является схема, когда на один добычной уступ приходится один экскаватор. Поэтому годовая производительность на добыче должна быть:

Q_год = т/год,

где: n_уст = 8 – число уступов на добыче.

Необходимая сменная производительность экскаватора при трехсменной работе и непрерывной рабочей неделе должна составлять:

Q_см= т/смену,

где:   К=780- число рабочих смен экскаватора в году, принято ориентировочно для ЭКГ-8И из табл. 4.16 (2; с. 161)

Техническая характеристика экскаватора ЭКГ-8И
                                                                                                                        Таблица 4.1

Показатели	Ед. изм.	ЭКГ-8И
Емкость ковша	м³	8
Максимальный радиус черпания на горизонте установки, R_гу	м	12,2
Максимальный радиус черпания, R_ч^max	м	18,2
Максимальный радиус разгрузки, R_р^max	м	16,3
Максимальная высота черпания, Н_ч^max	м	12,5
Мощность сетевого двигателя	кВт	520
Подводимое напряжение	В	6000
Продолжительность цикла	с	26

Эксплуатационная производительность экскаватора:

м³/см.

Переведем эксплуатационную производительность экскаватора из м³/см в т/см:

т/см.

Очевидно, что эксплуатационная производительность экскаватора ЭКГ-8И на добыче выше необходимой, т.е. 8078,4 больше 6410 (т), следовательно, экскаватор ЭКГ-8И выбран верно.

Окончательно принимаем на добыче экскаватор ЭКГ-8И. Производительность всех экскаваторов ЭКГ-8И по кварцитам может составить:

Q_год=Q_смт/год.

Ограничение производительности карьера по горным возможностям составляет 50 т/год.
Расчет параметров и количество экскаваторов перегрузочной площадки
На горизонте +45 м нерабочего борта карьера размещена площадка для усреднения и перегрузки руды, доставленной на площадку от забойных экскаваторов автосамосвалами.

Параметры внутрикарьерного перегрузочного склада должны обеспечивать возможность складирования трехсуточного резервного запаса полезного ископаемого для обогатительной фабрики комбината. Переэкскавацию полезного ископаемого на перегрузочной площадке в средства железнодорожного транспорта целесообразно выполнять экскаваторами ЭКГ-12,5. В этих условиях сменная производительность экскаватора будет равна:

Q_см = 1,2 × Q_см,

где    1,2 – коэффициент, учитывающий повышение производительности экскаватора на перегрузочных пунктах.

Q_см = 1,2 × 2500 = 3000м³/см

Ширину рабочей площадки ЭКГ-12,5 определим с условием размещения основного железнодорожного пути и заездов. Ширину отсыпаемого блока с учетом двухстороннего маневра автосамосвала.

Определим параметры рабочей площадки.

Ширина рабочей площадки

Ш_р.п. = С₁ + С₂ + Ш_т._p_. + С₃ + А₃,

где    С₁ = 3 м – безопасное расстояние от кромки уступа;

          С₂ = 3 м – расстояние для размещения дополнительного оборудования;

          Ш_т.р. = 10 м – ширина транспортной полосы.

          С₃ = 3 м – безопасное расстояние от кромки отсыпанного блока.

          А₃ – ширина заходки.

А₃ = 1,7 × R_{г у} = 1,7 × 12,2 = 20,7 м.

Принимаем 21 м, тогда:

Ш_р.п. = 3 + 3 +10 + 3 + 21 = 40 м.

Ширина отсыпного блока:

L_is = 64 + 13 + 13 = 90 м.

Общая ширина перегрузочной площадки:

Ш_п.п. = 2 × (Ш_р.п. – А₃) + L_is = 2 × (40 – 21) + 90 = 128 м.

Расчет количества экскаваторов на перегрузках определяется по формуле:

Принимаем 6 экскаваторов ЭКГ-12,5.

1.5.Отвалообразование

Согласно принятой системе разработки, отвал располагается в юго-западном направлении в балке совхоза «Заповедный» с расстоянием транспортировки 14,5 км. Принимаем экскаваторное отвалообразование. При использовании мехлопаты отвальный уступ разделен на два подступа. Экскаватор, установленный на кровле нижнего подступа, перелопачивает породу, поступающую из карьера в приемный бункер шириной по фронту разгрузки 14-20 м, глубиной 0,8-1м. Вместимость бункера – 10-12 емкостей думпкара.

Дно бункера устанавливаем на 0,8-1 м ниже горизонта стоянки экскаватора, что увеличивает его вместимость и предохраняет ходовую часть экскаватора от ударов крупных кусков породы при разгрузке вагонов.

            По транспортным путям состав на отвал подается думпкарами вперед. Исходя из физико-механических свойств пород, укладываемых в отвал, принимаем следующую схему организации работ экскаватора на отвале:

-                 Укладка породы производится одновременно в верхний и нижний подступы отвала.

-                 После заполнения заходки экскаватор возвращается в первоначальное положение.

-                 Длину отвального тупика принимаем 2000 м.

-                 Высоту уступа на отвале принимаем для скальной породы Нуст=60 м.

-                 Для рыхлой вскрыши высоту уступа принимаем Нуст.вск.=30 м.

Всего в отвальном тупике размещается 16100000 м³/ год скальной породы.

Количество составов, которое может быть разгружено в сутки:

,

где: f = 0,95 - коэффициент неравномерности работы отвального тупика;

Т₀= 1440 мин – время работы отвального тупика в сутки;

          t_раз= 16 мин – время работы отвального тупика в сутки;

t₀ – время разгрузки Ж.Д. транспорта;

,

где:   L-расстояние от забоя до отвала, км =2;

V_ср – средняя скорость состава, км/час;

N_c= (составов).

Приемная способность отвального тупика в сутки:

V^Т_о.сут.=N_ст/сут.

Переведем V^Т_о.сут в м³/сутки:

n_c= - по рыхлой вскрыше:

n= суток – по скальной вскрыше:

n= суток.

Количество отвальных пунктов в работе:

n_t =.

По рыхлой породе: n_t= принимаем 3 отвальных тупика, следовательно, на рыхлой породе принимаем три экскаватора типа ЭКГ-8И.

На скальной породе: n_t= принимаем 4 отвальных тупика, следовательно, на скальной породе принимаем 4 экскаватора типа ЭКГ-8И.

1.6 Рекультивация

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

1.             Плодородный слой чернозема снимается и складируется.

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

3.             На отвал, предварительно спланированный, со склада доставляется чернозем и разбрасывается толщиной 40-50 см.

Для снятия, транспортировки чернозема в склады принимаем самоходные скреперы типа Д-392 мощностью двигателя 375 л.с., емкостью ковша 15 м³, расстояние транспортирования в среднем составляет 1200 м. Время загрузки 60 сек., время разгрузки - 30 сек., скорость движения груженого скрепера - 25 км/ч, порожнего - 50 км/ч.

Время рабочего цикла:

Т_ц = t₃ + t_r + t_p + t_n (мин),

где: t₃= 60 сек, время загрузки ковша скрепера;

          t_p = 30 сек, время разгрузки ковша скрепера;

          t_г - время грузового хода скрепера:
          t_г = 1,2 / 25 = 0,048 ч. = 2,9 мин.;

          t_п - время хода порожнего скрепера;

          t_п=1.2 / 50 = 0,024 ч.= 1,4 мин;

          Т_Ц = 1 + 2.9 + 0,5 + 1,4 = 5,8 мин;
Эксплуатационная производительность скрепера:

Q_э= ( 60 х К_в х К_н х Е ) / ( К_р х Т_Ц), м³ / час,

где: К_в - коэффициент использования во времени = 0.85;

          К_н - коэффициент наполнения ковша скрепера = 0.9 ;

          Е - емкость ковша скрепера, м³ = 15;

          К_р - коэффициент разрыхления породы = 1.6;

            Q_э=60·0,85 м³/час.

Сменная производительность скрепера:

Q_см= Q_эм³/см.

Необходимая площадь под отвал скальной вскрыши:

S_ск= м²/год.

где: V_ск.вск – годовой обьем вскрыши;

          К_р – коэффициент разрыхления =1,6;

          Н_о – высота отвала =60 м.
ЭЛЕКТРО-МЕХАНИЧЕСКАЯ

ЧАСТЬ

Эксплутационные расчеты

автомобильного и железнодорожного транспорта.
Для доставки руды и вскрыши применяется комбинированный транспорт. От забоев до перегрузочных пунктов скальная горная масса транспортируется автосамосвалами БелАЗ-7519, от перегрузочных пунктов до ККД и отвала скальной вскрыши транспортируется железнодорожным транспортом с использованием тяговых агрегатов ОПЭ-2 и думпкаров 2ВС-105. Незначительная часть рудно-скальной горной массы верхних горизонтов (15-20%) транспортируется непосредственно из забоев железнодорожным транспортом из экскаваторных забоев во внешний отвал и на пункт переработки попутного использования песка, мела, глины.
Техническая характеристика автосамосвала БелАЗ-7519

1. Грузоподъемность, т 110

2. Колесная формула 4 х 2

3. Вместимость кузова, м³ 44

– // – с шапкой, м³ 56

4. Габариты, мм

длина 11250

ширина 6100

высота 5130

5. Максимальный радиус поворота, м 12,5

6.      Максимальная скорость, км/час                                           60

Техническая характеристика думпкара 2ВС-105
1.    Грузоподъемность, т                                                                 105

2.    Вместимость кузова, м3                                                           48,5

3.    Тара, т                                                                                           48

4.    Длина по осям автосцепок, мм                                                15020

5.    Внутренняя длина кузова, мм                                                  13400
Техническая характеристика ОПЭ-2
1. Напряжение на токоприемнике, В                                              10000

2. Состав агрегата                                                                            ЭЦ+МД+МД

3. Сцепная масса агрегата, т                                                         372

4. Грузоподъемность моторного думпкара, т                              44

5. Число тяговых двигателей, шт.                                                   12

6.    Длина по осям автосцепок, мм                                               52000

7.    Мощность часового режима, кВт                                            2000

8.    Сила тяги часового режима, кг                                                662

9.    Скорость часового режима, км/час                                       29,5

10. Максимальная скорость, км/час                                             65,0
2.1 Расчет автотранспорта
Расчет грузовместимости автосамосвала:

где      k_n = 0,75 – коэффициент наполнения ковша экскаватора;

            V_э – емкость ковша;

            g = 3,3 т/м³ – объемный вес руды.

Ближайшим по типу является автосамосвал БелАЗ-7519 грузоподъемностью 110т.
Тяговый расчет автотранспорта
Среднеизвестное расстояние транспортировки от забоя до перегрузочного пункта равно 1,4 км из них 400 м забойных дорог, 700 м кап. траншеи и 300 м – дороги не перегрузках.

l_з = 400 м                                  l_тр = 700 м                                          l_п.п. = 300 м

i_з = 3 ‰                         i_тр = 80 ‰                                          i_п.п. = 3 ‰
Схема к тяговому расчету автотранспорта, касательная сила тяги автомобиля имеет ограничения по сцеплению ведущих колес автосамосвала и дорожным покрытием.

где      Р_сц = 0,65Р, т – сцепной вес автомобиля;

            j – коэффициент сцепления зависит от характера дорожного покрытия и состояния. (j = 0,7 – щелочное постоянное, j = 0,6 – забойные укатанные).

Сцепной вес порожнего автомобиля:

и соответственно груженого:

Тогда касательная сила тяги соответственно в порожнем и груженом состояниях составит:

Сила тяги равна преодолеваемому полному сопротивлению движения:

.

Тогда скорость движения равна:

где:   w₀ – основное удельное сопротивление движению определенного вида и покрытия дорог (w₀ = 250 ¸ 400 – постоянные щебеночные дороги; w₀ = 400 ¸ 600 – забоечные на скальном основании, при порожнем движении w₀ увеличивать на 20-25%);

          i – удельное сопротивление зависит от уклона в ‰;

          N – мощность двигателя, кВт;

          В_ом – коэффициент отбора мощности на собственные нужды (0,85 ¸ 0,88);

          В_т – КПД трансмиссии (0,69 ¸ 0,71 при электромеханической трансмиссии).

Результаты расчета сведены в таблицу №2.1
.
Движение в груженом состоянии
1. Забой.

Т.к. по правилам ТБ и ДД скорость движения ограничивается по забойным дорогам не более 15 км/ч, то окончательно принимаем J_заб = 15 км/ч.

2. Траншея

3. Склад

При движении на склад скорость ограничивается до 20 км/ч.

Движение в порожнем состоянии
4. Склад

Принимаем фактическую скорость движения 20 км/ч.

5. Траншея

Скорость принимаем из условий безопасного движения, исключающей столкновение с автомобилем при торможении.

                                                                                                               Таблица 2.1

№ п/п	Элемент профиля		Длина элемента l , км	Удельное сопротивление движению w ₀ , Н/т	Сила тяги F , H	Скорость движения J , км/ч		Время движения по элементу профиля t , мин
						Расчет	Прини- маем
Груженый рейс
1 2 3		Забой Траншея Склад	0,4 0,7 0,3	500 250 300	67132 131212 41772	22,5 15,9 50,2	15 12,9 20	1,6 3,3 0,9
Порожний рейс
4 5 6		Склад Траншея Забой	0,3 0,7 0,4	360 300 600	18280 F₅< 0 31553	58,7 36,4 56,4	20 36,4 15	0,9 1,2 1,6

где    L₀ – расстояние видимости на автодороге в карьере, м;

          L_т – длина самосвала, м;

t_р – время реакции водителя, с;

g – коэффициент сцепления, обусловленный операциями движущихся частей (для электромеханических частей трансмиссий g = 0,1 ¸ 0,15).

6. Забой

Т.к. скорость движения ограничена по забойным путям, то принимаем J₆ = 15 км/час.

Расчет производительности и количества автосамосвалов
Время рейсов автосамосвала:

где    t_п – время погрузки автосамосвала, мин;

          t_р – время разгрузки, мин (при Q_а > 40 т; t_р = 1,5 ¸ 2 мин);

t_м – время маневра зависит от схемы подъезда к экскаватору (при тупиковой t_м = 1 мин, при разгрузке t_м = 0,1 ¸ 1 мин);

Т_р = 16,4 мин.

где    К_д – коэффициент использования грузоподъемности;

          Т_см – время смены, час.
Эксплуатационная производительность

где    k_{и о} – коэффициент использования время смены.

Годовая эксплуатационная производительность:

Рабочий парк автосамосвалов

где    W – суточный грузооборот карьера по горной массе, т;

          К_п – коэффициент неравномерности работы карьера;

          n – число рабочих смен, сутки.
Инвентарный парк

где    s_т– коэффициент технической готовности автосамосвалов (s_т = 0,7 ¸ 0,9)

Расчет пропускной способности автодорог

Расчет ведем по капитальной траншее. Число полос движения примем равным двум:

где    J – скорость движения в траншее, км/час;

          n – число полос движения;

          L_b – расстояние видимости на дороге, м;

          К_н – коэффициент неравномерности движения (К_н = 0,5 ¸ 0,8).
Провозная способность дороги

Провозная способность дороги полностью обеспечивает пропуск грузопотока карьера (; т.е. ; (34100 ³ 5536).

С учетом движения обслуживающего и вспомогательного транспорта, оборудования для поддержания автодороги в рабочем состоянии.
2.2 Расчет железнодорожного транспорта
Основание выбора локомотива и думпкара.

Выбор локомотива обусловлен ограничивающими периодами капитальной траншеи с руководящим уклоном 40^о/_оо. Так как все магистрали электрифицированы, в том числе и забойные тупики, то принимаем тяговой агрегат ОПЭ-2.

Думпкары выбираем по грузоподъемности.

Рациональное соотношение между грузоподъемностью думпкара (Q_д) и массой груза в ковше экскаватора (Q_э) равно 4-6

Принимаем широко используемый и надежно зарекомендовавший себя думпкар 2ВС-105, грузоподъемностью 105 т.
Тяговые расчеты
Основное удельное сопротивление для груженых вагонов:

где J – скорость движения состава, км/час.

Для порожних вагонов:

При передвижении по передвижным путям:

Для тяговых агрегатов основное удельное сопротивление:

Прицепная масса поезда Q_пр, по условию движения на руководящем уклоне i_p, определяется в соответствии:

где    Р_сц– сцепной вес тягового агрегата, т

j –  коэффициент сцепления количества вагонов локомотива с радиусами (j = 0,27 ¸ 0,29) при движении; j = 0,34 ¸ 0,36 при трогании с места.

            К_в – коэффициент общей массы вагона;

К_в= 1 + К_т = 1 + 0,46 = 1,46;

где      К_т – коэффициент отношения горной массы к массе вагона;

где      g_т – масса порожнего вагона;

            g – грузоподъемность вагона.

Расчетную массу поезда проверим по условию трогания с места на руководящем уклоне:

где    W_тр – диагональное удельное сопротивление при трогании с места             (W_тр = 26 Н/т – для подшипников скольжения);

          а = 0,03 ¸ 0,05 м/с² – ускорение при трогании с места.

Весовую норму поезда принимаем 1277 т по условию движения поезда на руководящем уклоне.

Число вагонов в составе:

Принимаем 10 вагонов-думпкаров и 2 мотор-вагона. Коэффициент использования полезной тяги состава:

при этом предусмотрено 11% резерва тяги;

где    g_м – грузоподъемность мотор-вагона, т;

          Н_м – их число.

Обоснование режимов движения

Средневзвешенное расстояние транспортирования L = 12 км; из них забойный путь – 1,5 км; главная траншея – 3,5 км; стационарные пути на поверхности – 7,0 км.
Профиль трассы
l_з = 1500 м                                l_тр = 3500 м                                        l_пов = 7000 м

i_з = 0 ‰                                     i_тр = 40 ‰                                          i_пов. = 3 ‰
Время рейса локомотива

Груженый рейс
1.             Забойные пути.

По тяговой характеристике исходит J₁ равное 39,5 км/ч, принимаем 15 км/ч, исходя из правил ТБ.

2.             Траншея.

3.             Постоянные пути на поверхности.

Порожний рейс

4.                  Поверхность.

J₄ = 55 км/час.

По правилам ТБ и ТЭ принимаем J₄ = 40 км/час.

5.                  Траншея.

При движении по траншее F < 0, скорость при движении по траншеям определяется из условий безопасности при торможении:

где      i_торм » 300 м – тормозной путь состава.

где    j_к –  коэффициент трения тормозных колодок о колесо (g_к = 0,183 ¸ 0,122 при J = 10 ¸ 35 км/ч для чугунных колодок)

М – тормозной коэффициент поезда:

,

где    n – число думпкаров;

          SК_р – суммарная сила нажатия на ось локомотива, Н;

          SК_о – суммарная сила нажатия на оси вагонов, Н.

А_i = 1000 × 0,15 × 3,79 + 51,2 – 9,81 × 40 = 227,3

В соответствии с ПТБ и ПТЭ скорость при спуске не должна превышать 30 км/час.

6.                  Забой.

J₃ » 50 км/час.
Принимаем J₁ = 15 км/час в соответствии с ПТБ и ПТЭ

                                                                                                                      Таблица 2.2

Элементы профиля

Удельное сопротивление движению, Н/т

Сила трения
F
, Н

Скорость

движения

Время движения по элементу, мин

Расчетная

Применяемая

Груженый

Забой

Траншея

Поверхность

64

51,2
11,2

47,6

47,6
47,6

111902

972859
171421

39,5

27,0
40,0

15,0

27,0
40,0

6,0

7,8
10,5

Порожний

Поверхность

Траншея

Забой

51,2
51,2
64,0

54,7
54,7
54,7

22654
F < 0
55315

55
35,4
50,0

40
30
15

10,5
7,0
6,0

Расчет производительности и количества локосоставов
Время оборота локосостава:

где    t_дв – время движения в грузовом порожнем направлении (см. табл.)

t_дв =

t_раз – время разгрузки локомотива при очередной разгрузке каждого вагона:

          t_р.в. – время разгрузки одного вагона, мин;

t_доп – дополнительное время для маневра и ожидания; t_доп = 10 ¸ 15 мин.

Т_об = 40,7 + 47,8 + 20 + 15 = 123,5 мин » 2 часа

Суточная производительность локомотивного состава:

где    Т_сут – время работы железнодорожного транспорта в сутки.

Число локомотивных составов необходимых для вывоза основного грузопотока:

где    Q_сут – суточная производительность карьера по горной массе, т;

f – коэффициент неравномерности суточного грузооборота;

По практическим данным:

N_{л рем} = 0,15 × N_{л раб} = 1,95 » 2 шт.

N_{л рез} = (0,05 ¸ 1,0) N_{л раб} = 0,65 ¸ 1,3 » 1 шт.

N_{л хоз} = (2 ¸3) = 2 шт.

N_{л инв} = 13 + 2 + 1 + 2 = 18 шт.

N_{в раб} = n × N_{л раб} = 12 × 13 = 156 вагонов.
Инвентарный парк

N_{в инв} = к_в × N_{в раб} = 1,25 × 156 = 195 вагонов,

где    к_в –  коэффициент, учитывающий вагоны находящиеся в ремонте, в

резерве и т.д.

2.3 Водоотлив. Осушение карьера

Сложные гидрогеологические условия и большие притоки подземных вод обусловили в проекте комбинированную систему осушения, включающую:

1)            внешний дренажный контур;

2)            внутренний дренажный контур;

3)            подземный дренажный комплекс.

            Внешний дренажный контур состоит из скважины с фильтровой колонкой, пробуренных штреков из дренажной шахты снизу вверх в водоносные горизонты.

Внутренний дренажный контур сооружен в нижней части песчаной толщи в виде горизонтального прибортового дренажа на нерабочем борту.

Для осушения кварцитного карьера использована существующая дренажная система карьера по добыче богатых руд, состоящая из 165 сквозных фильтров; трех вертикальных шахтных фильтров 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 сбросов и более 300 восстающих скважин для осушения руды. Водоотливная установка расположена ниже уровня воды в водосборнике. Глубина дренажной шахты равна 250 м.
Расчет водоотливной установки
Исходные данные:

Q_max = 3500 м³/ч – максимальный приток воды;

Н = 250 м – глубина ствола дренажной шахты;

                            Q_н = 3000 м³/ч – нормальный приток воды;

                               r = 1000 кг/м³ – плотность воды.

Производительность работы водоотливной установки при откачке нормального притока:

где    20 – число часов откачки.

Нормального притока по ЕПБ:

Производительность водоотливной установки при максимальном притоке:

Определим ориентировочный напор:

где    Н_г – геодезическая высота нагнетания, м:

где  Н_ств – глубина ствола шахты;

          h_сл = 5 м – превышение труб на сливе относительно устья ствола шахты;

          h_под = 2 м – высота подпора.

Длина нагнетательного трубопровода:

где l₁ – длина трубопровода от последнего насоса до трубного восстающего, м;

       l₂ – длина трубного восстающего, м.

По подаче Q и напору Н предусматриваем установку типа 14м–12х4.

Техническая характеристика насоса 14м-12х4

Подача Q = 1000 м³/ч.

Напор     Н = 294 м.

                 n = 1450 мин^-1.

                 Н_вс= 2 м.

                 j = 0,78.

Необходимое количество насосов при нормальном притоке:

При максимальном притоке:

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

Расчет трубопровода
Внутренний диаметр нагнетательного трубопровода в этих условиях рассчитываем на работу двух насосов по формуле:

где    n – число насосов;

J_н = 2,2 м/с – скорость движения воды в нагнетательном трубопроводе;

Внутренний диаметр всасывающего трубопровода при работе одного насоса:

где    J_в = 1,5 м/с – скорость движения воды во всасывающем трубопроводе.

Согласно ГОСТ 8732-78 принимаем всасывающий трубопровод стальной бесшовный с внутренним диаметром Æ = 500 мм.

Толщина стенок трубопровода равна:

где    = 1 – коэффициент условий работы материала труб при повышенных температурах;

R_н = 160 МПа – нормальное сопротивление равное номинальному значению предела текучести при растяжении стали в изгибе труб.

а = 1¸2 мм – увеличение толщины стенок с учетом коррозии.

тогда:

По ГОСТ 8732-78 принимаем стальные трубы с толщиной стенки 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:

где    l₁ – длина трубопровода от последнего насоса до трубного восстающего, м;

          l₂ – длина трубного восстающего, м.

Потери напора в нагнетательном трубопроводе:

где    Е_с, Е_к, Е_кг и т.д. – гидравлические коэффициенты потерь напора соответственно в приемной сетке и приемном клапане, полном переходе, обратном клапане, угловом колене, закругленном колене (a = 90°), задвижке;

          П_ок, П_ук, П_зк, П_з – количество обратных клапанов, угловых колен, закругленных колен, задвижек.
Расчетный манометрический напор насосов

Постоянная нагнетательная трубопровода:

Характеристика трубопровода

Для построения характеристики трубопровода вычислим параметры при различных подачах и полученные данные сведем в таблицу 2.3.


                                                                                                                           Таблица 2.3

Q
_зад

0

Q

Q
, м³/ч

0

500

1000

1500

2000

2500

R
_т
Q
²
, м

0

0,48

1,9

4,28

7,6

11,67

Н_м, м

253

253,48

254,9

257,28

260,6

264,87

По данным таблицы строим на одном графике характеристики насоса и трубопровода.
Параметры работы точки
Н_м = 255 м.

Q = 1080 м³/ч.

j = 0,76.

Проверим принятый насос на устойчивость режима работы:

Режим работы устойчивый.
Выбор электродвигателя насоса
Определим мощность электродвигателя насоса:

где    – коэффициент резерва;

          r – удельная плотность воды, кг/м³;

          Q – подача, м³/ч.

Выбираем электродвигатель АТД-1000.

N = 1000 кВт;                         n = 1475 мин^-1

j = 0,94;                                  cosj = 0,89.

Среднегодовой расход электрической энергии на водоотлив:

где    k – коэффициент, учитывающий дополнительный расход электроэнергии;

          h_с – КПД сети;

          n_н – число насосов при откачке нормального притока;

          n_max – число насосов при откачке максимального притока;

          h_дв – КПД движения;

          h_дв – КПД насоса;

          Т_н – число работы часов в сутки при нормальной откачке;

Т_max– число часов работы в сутки при максимальной откачке;

m_н – число рабочих суток в году при нормальном притоке;

m_max – число рабочих суток в году при максимальном притоке;

Расход электроэнергии относительный на один м³ воды:

Водосборник расположен по одну сторону дренажной выработки. Он служит для приема воды из дренажных штреков и обеспечивает резервную емкость, необходимую в случае каких-либо перебоев в работе насосной станции. Большая вместимость водосборника рассчитана на нормальный приток воды и составляет 12000 м³.

Автоматизация
Для автоматизации водоотливной установки принимаем аппаратуру УАВ.

УАВ обеспечивает:

1.             Автоматическое включение насосных агрегатов в зависимости от уровня воды в водосборнике.

2.             Автоматический или ручной режим любого насосного агрегата при сохранении автоматического режима остальных установок.

3.             Возможность пуска или остановки насосных агрегатов с пульта диспетчера независимо от уровня воды в водосборнике.

4.             При повышенном и аварийном уровне воды в водосборнике дополнительное включение (в зависимости от напора одного или нескольких насосов).

5.             Включение резервного агрегата при выходе из строя рабочего.

2.4 Электроснабжение карьера

Для электрического снабжения карьера ЛГОКа, подсобных цехов проектом принимаем питание от районной подстанции «Губкин-330», которая находится в трех километрах от карьера. Проектируемый карьер имеет потребителей I-II категории.

Поэтому питание карьера электрической энергией предусматриваем двумя обособленными вводами 35 кВ.

Проектом предусматриваем одну главную понизительную подстанцию ГПП 35/6 кВ, состоящую из ОРУ-35 кВ и ЗРУ-6 кВ, расположенную на восточном, нерабочем борту карьера – наиболее удобном месте с экономической точки зрения. Схему электроснабжения принимаем продольную, так как при такой схеме продольное расположение линий электропередач не создаст помех при перемещении экскаватора вдоль уступа и при работе, а также упрощает подключение других приемников на рабочих площадках. ГПП монтируется из открытого и закрытого распредустройств. На открытой части монтируем ОРУ-35кВ с линейными разъединителями, отделителями, короткозамыкателями, разрядниками и трансформаторами.

Закрытая часть состоит из ЗРУ-6кВ, щитового помещения, двух трансформаторных камер, аккумуляторной.

Распределение электроэнергии в карьере осуществляется следующим образом: напряжение ячеек ЗРУ-6кВ ГПП по кабелю подводится на изоляторы высоковольтных опор, откуда, посредствам передвижных ЛЭП подводится к распределительному пункту (КРП), а от КРП, посредством передвижных ЛЭП-6кВ, напряжение подводится к приключательным пунктам и передвижным комплектным трансформаторным подстанциям, от которых по гибким резиновым кабелям запитываются, соответственно, экскаваторы и бурстанки.

2.4.1 Расчет электрических нагрузок. Выбор мощности и количества трансформаторов ГПП.

Согласно нормам технологического проектирования горных предприятий, в том числе и карьеров, расчет электрических нагрузок ведем методом коэффициента спроса. Он является обобщающим показателем, учитывающим степень загрузки потребителей, их КПД и КПД сети, а также режим работы потребителей и несовпадение максимума нагрузки отдельных потребителей во времени. По данным расхода электроэнергии определим величину средневзвешенного сos через тангенс по формуле:

tg=

cos= arctg -0,0095 = 0,999.

Расчетная мощность трансформаторов ГПП:

S_{расчет.}= кВА,

Мощность трансформаторов ГПП по расчетной нагрузке определим по формуле:

S_т=кВА,

где: = 0,96 – КПД сети с использованием воздушных линий и гибких кабелей;

          = 1,3 – допустимый коэффициент перегрузки трансформаторов.

Принимаем трансформатор ТРДНС-25000/35. Ввиду наличия в карьере потребителей первой категории (дренажная шахта), для обеспечения бесперебойного электроснабжения на ГПП устанавливаем два трансформатора ТРДНС-25000/35.

Коэффициент загрузки трансформаторов в нормальном режиме:

К_{з 2}=

При отключении одного из трансформаторов, второй должен обеспечить 75-85% максимальной нагрузки карьера.

, что удовлетворяет условию.

2.4.2 Расчет ЛЭП-35кВ

Расчет производим с учетом того, что каждая ЛЭП-35кВ в аварийном режиме должна выдержать 100% мощности нагрузки потребителей.

Величина тока нагрузки:

Принимаем провод АС-95/16 сечением 95мм² и допустимым длительным током нагрузки 330 А.

Определим величину потери напряжения:

= 1,996 » 2% < 5%

где:   l=4 км- расстояние от районной понизительной подстанции до ГПП:

=0,306 Ом/км-активное сопротивление;
=0,434 Ом/км-реактивное сопротивление провода. Окончательно принимаем провод АС-95.

2.4.3 Расчет общего освещения карьера

Расчет общего освещения ведется методом светового потока.

Общий световой поток равен:

где:     Е = 3 лк – норма освещения по ПТЭ;

   S = 88623600 – площадь карьера;

   k_з = 1,3 – коэффициент учитывающий потери света от загрязненности;

   k_к = 1,15 – коэффициент учитывающий потери света от конфигурации;

Необходимое количество светильников:

где    h_л – КПД св. ДКСТ-50000;

          F_л – световой поток лампы;

Принимаем 57 светильников ДКСТ-50000.

Напряжение питания – 380 В.

Световой поток – 1800000 лм.

Мощность расходования на общее освещение:

Лампы устанавливаются по периметру карьера, что обеспечивает равномерное освещение.

Для освещения дорог принимаем светильники СЛ-300. Общая протяженность автодорог 7 км:

Мощность потребляемая светильниками с лампой 300 Вт.

Высота установленных светильников от земли не менее 6 метров.

Освещение производственных зданий считаем методом удельной мощности:

где    Р_у = 9 Вт/м² – удельная мощность;

          S – площадь производственных помещений, м²;

Управление освещением в карьере принимаем автоматическое с использованием фотоэлементов. Общая мощность, потребляемая освещением:

Выбор трансформатора.

Принимаем 2 трансформатора типа ТММ1600/6-0,4.
Расход электроэнергии на освещение
В сутки освещение работает 10 часов.

Годовое количество часов работы освещения:

Годовой расход электроэнергии на освещение:

Выбор трансформатора для потребителей до 1000 В
Низковольтные потребители карьера питаются от комплектных передвижных трансформаторных подстанций ПКТП, которые подключаются к внутренней сети 6 кВ. Мощность трансформатора для отдельного потребителя определяем по формуле:

где    k_с – коэффициент спроса;

          – установленная суммарная мощность потребителя.

Для бурового станка СБШ-250МН:

Принимаем ПКТП-400 с трансформатором ТМУ400-6/0,4.

Расчет электрических нагрузок                                           Таблица 2.4

Наименование

потребителей

Количество

Рн, кВт

К_с

cos

j

tg

j

Р_{а, кВТ}

Р_{р, кВАР}

t_p

Расход электроэнергии в год

Q_a
_{,тыс. кВат.}

Q_p
_{, тыс. кВАР ч}

Экскаваторы ЭКГ-8И

Экскаваторы ЭКГ-12,.5

Буровые станки

СБШ-250

Водоотлив

Освещение

Электровозы ОЭП

18
6
23
4

-

13

630
1250
322
1000

64,16

5325

0,6
0,75
0,6
0,8

0,9

0,6

-0,9
-0,8
0,7
0,89

0,9

-0,8

-0,75
-0,75
0,071
0,5

0,75

0,75

8505
5625
2318
3200

3024

20755

-6378
-4218
2367
1632

74

21566

21
21
14
20

10

21

107163
76781
19477
40320

11037,6

45289,4

-80372
-57586
1988
20563

4330

23966

21596

-1131

186357

-17596

2.4.4 Расчет воздушных ЛЭП-6кВ
На карьере Лебединского ГОКа ввод по ЛЭП-110кВ от районной подстанции идет прямо в карьер к ГПП поэтому производим расчет ЛЭП-6кВ.

Выбор сечения проводов ЛЭП-6кВ проводим по длительной токовой нагрузке допустимой потери напряжения. В связи с тем, что ЛЭП в карьере временные, т.е. срок службы не более 5 лет, проверку по экономической плотности тока не производим. Выбор сечения проводов по нагреву сводится к сравнению расчетного тока I_расч с максимально допустимыми токами нагрузки проводимых для стандартных сечений проводов с дополнительно выполняемым условием I_расч£ I_доп.

1) ГПП – 1 - дренажная шахта.

   Исходные данные: l= 150 Ом. Р_р=3200 кВт.

т.к. дренажная шахта относится к потребителям 1-й категории, то питание предусматриваем осуществлять по двум линиям 6 кВ.

I_р=

S_р=кВА

I_р=А, где

h_с=0,95 – КПД сети (воздушная ЛЭП)

   Р_р, Q_р – активная, реактивная мощности.

   Принимаем провод АС – 150 с допустимым током нагрузки 450 А.

Проверяем сечение провода по допустимой потере напряжения:

DU_%=

=

Окончательно принимаем провод АС – 150.

Данные расчетов ЛЭП – 6 кВ занесем в таблицу №2.5

                                                                                                               Таблица 2.5

ЛЭП

tg
j

S_p
,

к
BA

I
_ращ
,

А

Р_р,

кВт

Q_p
,

квар

марка провод.

I
_доп
,

А

ГПП-др.шахта

0,6

3392,1

409,3

3200

1632

АС-150

450

ГПП-КРП-1

-0,58

7448,9

830,5

6439,8

-3743,6

АС-150/12

двойной

2х450

ГПП-КРП-2

0,099

6328,6

645

6297,8

-624,4

АС-95/16

двойной

2х330

ГПП-КРП-3

-0,06

6535,3

695,3

6523,2

-398,2

АС-95/16

двойной

2х330

ЭКГ-8И и два

СБШ-250 МН

-0,75

1270

142

837

-526

АС-35

175

Два ЭКГ-12,5

-0,88

2740

280

2023

-1838

АС-95/16

330

            Опоры для ЛЭП - 6кВ принимаем в передвижном варианте. В верхней части диаметр опоры должен быть не менее 16 см. Для переноса ЛЭП применяются специальные тракторы на базе «К – 750».

2.4.5 Расчет кабельных линий

   Расчет кабельных линий производим по проверки на нагрев, допустимой потере напряжения и проверке на устойчивость воздействия токов КЗ.

   а) Расчет кабельных линий от ПП до экскаваторов ЭКГ – 8И.

   Расчетный ток нагрузки:     I_p=А,

Учитывая нагревочный коэффициент:     К_т= 0,96 при t=30⁰С

I^¢_р=А

   Принимаем кабель КШВГ – 3х25+1х10 с допустимым током нагрузки 120 А.

Потери напряжения:

DU_%=% < 5%

r₀= 0,74 Ом/км – активное сопротивление кабеля.

            б) Расчет кабельных линий от ПП до экскаваторов ЭКГ-12,5.

Расчетный ток нагрузки:     I_p=А,

Учитывая нагревочный коэффициент:

К_т= 0,96 при t=30⁰С

I^¢_р=А

Принимаем кабель КГЭ – 3х50+1х16 с I_дл.доп=185А.

Потери напряжения:

DU_%=% < 5%

в) Расчет кабельных линий от ПКТП до буровых станков СБШ – 250МН.

Расчетный ток нагрузки:

I_p=А,

Принимаем кабель КГ – 3х95+1х50 с I_дл.доп=700А.

   Данные расчетов сведем в таблицу.

                                                                                                                           Таблица 2.6

Кабельная линия

Р_р,кВт

I_p
,А

Тип кабеля

I
_доп

D
U
,%
£
5%

ПП - ЭКГ-8И

630

95

КШВГ-3х25+1х10

120

3,3

ПП –ЭКГ-12,5

1250

173,4

КГЭ-3х50+1х16

185

3

ПКТП - СБШ-250МН

322

690

КГЭ-3х95+1х50

700

3,5

2.4.6
Расчет токов короткого замыкания для выбора коммутационной аппаратуры

Выбор и проверка коммутационной аппаратуры по токам короткого замыкания сводится к проверке механической и термической устойчивости к этим токам. В связи с этим необходимо определить :
1)     ударный ток трехфазного КЗ, при котором наблюдаются наибольшие механические нагрузки на шины, изоляторы и провода.
2)     Установившийся ток КЗ для расчета токоведущих частей оборудования по условию термической стойкости.
3)     Начальное значение периодического тока I_t=0.
4)     Наибольшее действующее значение тока КЗ I_д для выбора аппаратуры.

5)     Действующее значение полного тока КЗ при t=0, t=0,2, t=1, t=5 и t=10с.

Для вычисления токов КЗ составим схему, соответствующую нормальному режиму работы системы электроснабжения

                        Р 1                                                        Р 2

                        ОД 1                                      ОД 2

                                     КЗ 1                                                КЗ 2



       К 1

                                 Т 1                                                        Т 2

                               К 2

                                                         К 3
Рис. 2.1 Схема электроснабжения.

   По расчетной схеме составляем схему замещения, в которой указываем сопротивления испытания, потребителей и намечаем точки для расчета КЗ.


        S_c                                      К 1          К 2           К 3          Н



                    Х_с            Х_л1         Х_тр           Х_л2         Х_к1,л3
Рис.2.2 Схема замещения.

   Выбираем базисные величины:

а) Базисная мощность   S_б= 600 МВА;

б) Базисное напряжение U_б1=37 кВ – на шинах 35 кВ;

в) Базисное напряжение U_б2=6,3 кВ – на шинах 6 кВ.

   Определим величины базисных токов:

I_б1= кА,

I_б1= кА.

   Приводим относительное сопротивление отдельных элементов к базисным условиям:

а) Сопротивление системы:

т.к система, от которой питается карьер, является мощным энергетическим объединением и задана мощность КЗ, то можно считать, что система является источником неограниченной мощности, удаленным от шин потребителя на сопротивление связи X_c.

Х_*бс=;

б) Сопротивление линии 35 кВ.            Х_*бл1=Х₀_;

в) Сопротивление трансформатора     Х_*бтр=

г) Сопротивление линии 6 кВ от ГПП до КРП – 3

Х_*бл2=Х₀_;

         д) Сопротивление линии 6 кВ от КРП – 3 до ПП.

                                       Х_*бл3=Х₀_;

                                       Х_*бл=Х₀_;

Х_*бл1,л3=2,77+0,24=3,01

   Находим эквивалентные сопротивления от источника питания до точек К.З.:

т. К1                  å Х_*б1= Х_*бс+ Х_*бл1=1+0,62=1,62;

т. К2                  å Х_*б2= åХ_*б1+ Х_{*б. тр}=1,62+2,28=3,9;

т. К3                  å Х_*б3= åХ_*б2+ Х_*бл2+ Х_{*б. тр} =3,9+3,85+3=10,75.

   После этого находим действующее значение периодической составляющей трехфазного К.З. в начальный период после возникновения тока КЗ.

т. К1                  I₁_t₌₀= кА,

т. К2                  I₂_t₌₀= кА,

т. К3                  I₃_t₌₀= кА.

Так как потребители питаются от источника бесконечно большой мощности, то периодическая составляющая неизменна во все времена КЗ:

I_t=0= I_t=0,1= I_t=_¥.

Максимальное мгновенное значение ударного тока: i_у=2,55х I_t₌₀

т. К1      i_у1=2,55х5,78=14,74 кА,

т. К2      i_у2=2,55х14,1=35,96 кА,

т. К3      i_у3=2,55х5,1=13 кА.

   Действующее значение тока КЗ за первый период от начала процесса:

I_у=1,52 х I_t₌₀

т. К1      I_у1=1,52 х 5,78=8,8 кА

т. К2      I_у2 =1,52 х 14,1 кА

т. К3      I_у3=1,52 х 3,1 кА

Мощность трехфазного КЗ S

т. К1: S МВА

т. К2 S МВА

т. К3 S МВА .
2.4.7
Выбор коммутационной аппаратуры

   На основании расчетных данных выбираем следующие коммутационные аппараты на ГПП для ОРУ – 35 кВ.

   а) разьединители РНД 3.2-35/1000У1;

   б) секционные разьединители РНД 3.1-35/1000У1;

   в) отделители ОД – 35/630У1;

   г) короткозамыкатели КРН – 35У1;

   д) разрядники РВС – 35У1.

   На основании расчетных данных для ЗРУ – 6 кВ на ГПП принимаем на вводах масляные выключатели ВМПЭ – 10К и на отходящих ВК – 10.

   Для электроснабжения буровых станков предусматриваем применение передвижных комплектных трансформаторных подстанций.

   Рассчитаем мощность трансформатора для электроснабжения одного бурового станка СБШ – 250МН.

S_рас.= кВА.

               S_тр= кВА, где К_пер=1,2-коэффициент перегрузки трансформатора, -КПД сети.

   Для электроснабжения одного бурового станка СБШ-250МН принимаем ПКТП-400/6.Для подключения экскаваторов принимаем приключательные пункты типа КРН-6Р.

СПЕЦИАЛЬНАЯ

ЧАСТЬ

Модернизация электрической схемы установки 2УРН-2А
3.1. Введение

          Увеличение объемов добычи и переработки руд черных металлов с применением горного и транспортного оборудования большой единичной мощности, а также постоянное усложнение и ухудшение горно-технических и горно-геологических условий разработки месторождений ископаемых, с ростом глубины карьеров требует внедрения нового электрооборудования и электросетевых устройств с улучшенными свойствами и энергетическими характеристиками.

          На горных предприятиях, использующих буровзрывные работы, серьезную проблему создают куски негабаритов, оставшихся после взрыва. По данным практики на ЛГОКе процент негабаритов составляет 4% от годовой добычи руды. Дробление их осуществляется различными способами, но наиболее эффективным я считаю разрушение с помощью электрического тока. В отличие от дробления при помощи взрыва, электротермический способ наиболее безопасен и не требует продолжительной подготовки, то есть эвакуации людей и рядом стоящей техники и оборудования на безопасное расстояние, разрушения карьерных ЛЭП, попавших в зону взрыва, порчи стационарного оборудования, которое невозможно эвакуировать.

            Поэтому на данном этапе на большинстве горных предприятий внедряются электрические установки УРН. Одним из последних усовершенствованных образцов установки, предложенным нашей промышленностью, является 2УРН-2А. Установка хорошо зарекомендовала себя на нашем предприятии, но, как и любая техника, имеет свои недостатки, которые устранены в проектируемой установке 2УРН-2М. Эта установка является модернизированной на базе установки 2УРН-2А. Модернизация в кратком изложении заключается в следующем: изменен рабочий род тока с переменного на постоянный, упрощена схема коммутации и управления, отказ от пневмоконтакторов и компрессора, уменьшено количество реле и коммутационной аппаратуры, а следовательно, и контактных соединений, повышена безопасность обслуживающего персонала путем применения в схеме 0,4 кВ нового полупроводникового реле утечки РУП-380. Улучшены показатели производительности и экономики.

3.2. Исследования электрофизических свойств

железистых кварцитов

          Данные исследования необходимы для горного предприятия, чтобы выяснить, применяем ли метод электрического разрушения негабаритов на данном карьере.

          По минеральному составу неокисленные железистые кварциты делятся на четыре группы: слаборудные (безрудные), магнититосиликатные, силикатно-магнетитовые, железнослюдно-магнетитовые кварциты. Электрические свойства горных пород характеризуются: диэлектрической проницаемостью (E), удельным сопротивлением (r), диэлектрическими потерями (tgd) и магнитной проницаемостью (m).

          Тангенс угла диэлектрических потерь неокисленных кварцитов ЛГОКа колеблется от 0.05 до 1.7, а коэффициент r находится в пределах от 0,1 до 0,9.

                   Исследование E (диэлектрической проницаемости) и tg d неокисленных железистых кварцитов провело НИИ КМА на кумметре 9-4. Свойства пород ЛГОКа приведены на графиках, предоставленных НИИ КМА имени Шевякова.

tgd                                                                                            1

1,25
1,00
0,75

                                                                                                 2

0,5

                                                                                                  3

0,25                                                                                            4

                                                                                                            Т^°С

     0
                     25      50      75      100     125    150    175    200    225    25
Рис. 3.1.    Температурная зависимость тангенса угла диэлектрических потерь tgd неокисленных железистых кварцитов.

   Е
120

                                                                                   1

100
80
60

                                                                                               2

40

                                                                                               3

20                                                                                           4
0

               25      50      75    100    125    150    175    200    225     Т^°С
Рис. 3.2. Температурная зависимость диэлектрической проницаемости (Е) неокисленных железистых кварцитов.

lgr,

(Ом.м.)

         8

                                                                                    2

        7
        6
        5

                                                                                            3

        4

                                                                                            1

        3

        2

                                                                                         4

        1



       0

                       15       20       25       30       35       40       50

Рис.3.3. Температурная зависимость удельного сопротивления неокисленных железистых кварцитов.

            lgr (Ом×м)

9

8

7

6
                                 2

5

4                                                               4
                      1           3

     0          100      200      300      400      500      Е, (В/см)

Рис.3.4. Зависимость удельного сопротивления от напряженности электрического поля.

Цифрами на графиках обозначены:

1) магнетитовые кварциты;

2) силикато-магнетитовые кварциты;

3) магнетито-силикатовые маложелезистые кварциты;

4) железнослюдновые-магнетитовые кварциты.

          Из графиков и по заключению НИИ КМА использование электрического метода дробления на картере ЛГОКа благоприятно. Изменения электрических параметров в процессе дробления негабарита изображены на рисунке.

I,А         R,Ом            U,В.

120         330               4000         1                                                      3     2

100         300               3600

90           270              3200

80           240              2800

70           210              2400

60           180              2000

50           150              1600

40           120              1200

30           90                800                                                                                          4

20           60                400

10

0

                            0             0        30        60        90       120       150       180 Т,сек

                   Рис.3.5.                                                   Время разрушения негабарита.

Изменение электрических параметров:

1) полное сопротивление;

2) напряжение (при постоянном сопротивлении нагрузки);

3) ток;

4) напряжение;

          Зависимость времени разрушения от расстояния между электродами показано на графике:

I, см.

280

240

200

160

120

80

40

   0

                   20        40        60        80       100       140 t, сек.

                   Рис.3.6.

Где l-расстояние между электродами;

          t-время разрушения.


3.3. Назначение установки и техническая характеристика

          Установка 2УРН-2М предназначена для разрушения негабаритных кусков железной руды на открытых разработках рудных месторождений с помощью постоянного электрического тока. Основными узлами установки для разрушения негабаритов являются: силовой однофазный трансформатор мощностью 400 кВА с отпайками на вторичной обмотке, выпрямительный мост, силовые конденсаторы. Особенностью установки является автоматическое понижение напряжения при достижении током, проходящим через негабарит, заданного значения. Схемой предусмотрено отключение установки в том случае, когда потребляемый из сети ток превысит установленную величину. Установка смонтирована на салазках, и транспортировка ее должна производиться с помощью тягача на трейлере или на самоходном шасси. Корпус установки представляет собой жесткую сварную конструкцию, состоящую из каркаса, выполненного из швеллера и обшитого листом. В корпусе имеются двери, ведущие в кабину управления и высоковольтный отсек, а также объемные листы, закрывающие однофазный трансформатор.

Техническая характеристика установки 2УНР2М. Общие данные

ТИП

2УРН2М

Габаритные размеры, мм

-         длина

-         ширина

-         высота

-         наименьший дорожный просвет, мм

-         масса установки, кг

5900

2450

3200

320

7950

Высоковольтное оборудование

Однофазный силовой трансформатор

ТИП

ТО2А

Номинальная мощность, кВА

400

Номинальное первичное напряжение, В.

6000

Номинальное вторичное напряжение по

ступеням, В.

882

1122

1416

1812

2376

2940

3498

4001

Потери х/х при номинальном напряжении, Вт

22000

Потери К.З. при номинальной нагрузке, Вт

12000

К.П.Д. при номинальной нагрузке, %

99

Напряжение К.З., % от номинального напряжения

6,7

Ток х/х от номинального тока, %

2,48

Трансформатор собственных нужд

ТИП

Любой силовой масляный трехфазный серии ТМ, или ТМФ, или ТАМ

Мощность, кВА

25

Номинальное первичное напряжение, В.

6000

Номинальное вторичное напряжение, В.

400

Схема соединения

Потери К.З. при номинальной нагрузке, Вт.

600

Потери х/х при номинальном напряжении, Вт.

125

Напряжение К.З. от номинального, %

4,5

Ток х/х от номинального, %

3,2

Разъединитель

ТИП

РВ-6/400

Номинальное напряжение, В

6000

Предохранители

ТИП

ПК-6/30

ПК-6/100

Номинальное напряжение, В

6000

6000

Наибольший номинальный ток патрона, А

30

100

Номинальный ток предохранителя, А

30

100

Трансформатор тока

ТИП

ТПЛ-10-05Р

Номинальный первичный ток, А

200

Номинальный вторичный ток, А

5

Номинальное напряжение, В

6000

Конденсатор

ТИП

КС-2-6,3-75 2УЗ

МБГО2-6000

Емкость, мкФ.

6

20

Номинальное напряжение, В

6000

600

Амперметр

ТИП

98003

Класс точности

1,5

Пределы измерения

0-200

Контактор

ТИП

КТ-6053

Номинальный ток, А

400

Номинальное напряжение, В (3 контакта включены последовательно)

6000

Напряжение пробоя изоляции между катушкой и контактом, кВ

>15 кВ

Диоды силового моста

ТИП

Д-133-320-20

Номинальный выпрямительный ток при естественном охлаждении, А.

120

Напряжение класса, В.

1800

Реле максимального тока

ТИП

РТ40/2-У4

РТ40/6УХЛ4

Ток срабатывания предельный, А

2

6

Примечание:       комплектующие изделия могут быть других видов (типов), но с такими же (не худшими) параметрами.
Выключатель высокого напряжения

ТИП

ВВТЭ-10-10/630У2

Номинальное напряжение, В.

10000

Номинальный ток, А.

630

Ток отключения, кА.

10

Ток динамической устойчивости, кА

25

Механический резерв циклов

2х10⁴

Время отключения, с

0,003/0,05

Время включения, с

0,1

Производительность установки, м³/час

19

Расход электроэнергии на разрушение 1м³ негабарита, кВт/м³

6

Диаметр электрода, мм

75

Максимальный размер разрушаемого негабарита, м

5х5х5

Метод подвода напряжения к негабариту

переносные штанги

3.4. Расчет основных параметров и элементов

схемы установки

          Первичная схема 6 кВ модернизированной установки основана на базе промышленной установки 2УРН2А, и оборудование 6 кВ осталась без изменения, за исключением добавления в схему вакуумного выключателя ВВТЭ-10-10/630 У2. Данный выключатель предназначен для отключения установки при протекании предельного рабочего тока 120 А в течении 10 с и не предназначен для отключения токов короткого замыкания. Для отключения токов К3 в схеме предусмотрены предохранители.

          Выбор выключателя ВВТЭ-10-10/630У2 в схеме установки основан на том, что данные выключатели установлены на всех карьерных экскаваторах, что унифицирует данную установку на горном предприятии.

          Параметры высоковольтного оборудования приведены в разделе «Техническая характеристика установки 2УРН2М».

          Расчет элементов модернизированной схемы установки сводится к выбору диодов диодного моста, конденсаторов, шунтирующих резисторов. За основу для расчета примем оптимальную характеристику зависимости напряжения и тока (рис. 3.7), данную Московским горным институтом для установок разрушения негабаритов.

V,В

4000
1000

     0

                                      38                                       350    I,А.

Рис.3.7. Вольтамперная характеристика установки 2УРН-2А
Характеристика модернизированной схемы (рис. 3.8) наиболее эффективна и исключает погашение дуги между электродами при падении напряжения, за счет автоматического включения цепи «дожига» (точки 1 и 3).
V,В

4001
1122


      0                                38                                          720                    I,А

Рис.3.8. Вольтамперная характеристика модернизированной схемы установки 2УНР-2А.

Выбор диодов

          Важным вопросом является определение допустимой токовой нагрузки силовых полупроводниковых приборов при циклическом режиме работы. При такой нагрузке происходят периодические нагревы и охлаждения приборов, что обусловливает наличие тепловых и механических воздействий и приводит к необратимым изменениям в конструкции приборов.

          В работе предложенной схемы 2УРН2М выделим два основных режима и определим токи, протекающие через диоды.
Режим 1.

Сработал контактор К₁, первичный ток по обмотке трансформатора до 90 А.

I₁=90 А

I₂=,

где U₁ - напряжение на первичной обмотке,

          U₂ - напряжение на отводах (К₂) ¸ (К₁ – Н₈) вторичной обмотки;

          I₁- ток первичной обмотки трансформатора.

I₂=А;

I_диода= А,

т.к. среднее значение тока вентиля равно половине среднего значения выпрямленного тока.
Режим 2.

Контактор К₁ отключен, ток, протекаемый по отпайкам К₈, К₃Н₄, т.е. через диоды в точке № 1 (смотри схему) равен 38 А, в точке № 3 – 720 А (в течение 10 секунд), в точке № 2 – 682 А.

I₁=38A; I₃=720A; I₂=720-38=682A

Диоды 1,4 выбираем по режиму 1, диоды 2,3,5,6,7,8,9 по режиму 2, однако в целях унификации расчет всех диодов берем по току I₃ (ток установки МТ3) как наибольшему.

          Предварительно из информационных материалов выберем диоды Д 133-320, т.к. эти приборы таблеточного типа, в конструкции которых отсутствуют мягкие припои, вследствие чего в процессе цикличности и перепаде температур, равном 85^оС (при верхнем значении 125⁰С), выдерживают 10⁵ циклов.

Расчет перегрузочных характеристик

          Критерием для расчета является максимально допустимая температура структуры приборов данного типа, которая не должна превышаться в процессе рабочих перегрузок.

Определяем из информационных материалов для Д133-320 значения величин, входящих в формулы табл. 3.1.

U₀=1,3B; R_g=0,00078 Oм; U₀^*=1,2 В; R_g^*=0,00094 Ом,

R_т=0,19^°С/Вт; r_t=0,0075^°С/Вт; r_T=0,014^°С/Вт;

r=0,015^°С/Вт; r₀_,1с=0,026С/Вт; r_1с=0,045^° С/Вт;

r_10с=0,075^° С/Вт; r_100с=0,15^° С/Вт; r_300с=0,18^° С/Вт;


                                                                                                                        Таблица 3.1

Длительность

перегрузки

Допустимая амплитуда перегрузки

10мс

0,1с

1с

10с

100с

300с

Примечание. Значения U₀^* и в данной таблице берутся при максимально допустимой температуре, где

r_t – переходное тепловое сопротивление, соответствующее длительности эквивалентного прямоугольного импульса мощности (t»6мс);

r_Т – переходное тепловое сопротивление за время 20 мс;

r_t - переходное тепловое сопротивление за время Т+t;

k_c – коэффициент скважности импульсов мощности (k_c= 3,5);

r_0,1С; r_1С,…., r_300С - значение переходное тепловое сопротивление за время соответственно 0,1; 1; 10; 100; 300 с;

[Q_pn] - максимально допустимая температура структуры;

DР_п – одно из значений мощности потерь;

Q_n   - одно из значений температуры структуры, найденных по соответствующим значениям DР_п.

1)            Вначале определяются значения токов предварительной нагрузки по отношению к максимально допустимому току в данных условиях работы и соответствующие им значения мощности потерь с учетом значения коэффициента формы k_ф=1,57:

I₀=0; DP₀=0;

I_0,2=0,2 I; DP_0,2=U₀I_0,2+k_ф²×R_gх I²_0,2;

I_0,4=0,4 I; DP_0,4=U₀I_0,4+k_ф²×R_gх I²_0,4;

I_0,6=0,6 I; DP_0,6=U₀I_0,6+k_ф²×R_gх I²_0,6;

I_0,8=0,8 I; DP_0,8=U₀I_0,8+k_ф²×R_gх I²_0,8;

где U₀ и R_g – параметры прямой ветви вольт-амперной характеристики.

По формулам находим значения мощности потерь для токов предварительной нагрузки, равных 20,40,60 и 80 % предельного тока при заданной температуре корпуса:

I₀=0; DP₀=0;

I_0,2=64 А; DP_0,2= 1,3х64+1,57² х 0,00078 х 64²= 91 Вт;

I_0,4=128 А; DP_0,4= 1,3х128+1,57² х 0,00078 х 128²= 200 Вт;

I_0,6=192 А; DP_0,6= 1,3х192+1,57² х 0,00078 х 192²= 320 Вт;

I_0,8=250 А; DP_0,8= 1,3х250+1,57² х 0,00078 х 250²= 450 Вт.

2)            Расчитываем значения температуры структуры, соответствeющие длительному протеканию тока предварительной нагрузки:

Q_{рп 0}=Q_c;

Q_{рп 0}_,2=Q_c+R_TDP_0,2;

Q_{рп 0}_,4=Q_c+R_TDP_0,4;

Q_{рп 0}_,6=Q_c+R_TDP_0,6;

Q_{рп 0}_,8=Q_c+R_TDP_0,8.

где Q_c,R_T – соответственно температура охлаждающего агента и общее установившееся тепловое сопротивление для данного вида и интенсивности охлаждения.

Q_{рп 0,0}=Q_c=10^°С;

Q_{рп 0}_,2=10+0,19×91=27^°С;

Q_{рп 0}_,4=10+0,19×200=48^°С;

Q_{рп 0}_,6=10+0,19×320=71^°С;

Q_{рп 0}_,8=10+0,19×450=96^°С.

3)            Находим значение допустимой амплитуды тока перегрузки, воспользовались соответствующими формулами из таблицы.

Длительность 10 мс.

                   I А;

                   I А;

                   I А;



                   I А;



                   I А;
                   Для длительности перегрузки 0,1с имеем:

                   I А;

                   IА;и т.д.

          Аналогично рассчитываются допустимые значения амплитуды тока рабочей перегрузки для остальных значений длительности.

          Результаты расчета сведем в таблицу №3.2.

                                                                                                                                                                                                                                                                                                Таблица 3.2

Длительность перегрузки, с

Допустимая амплитуда тока перегрузки, А при предварительной нагрузке в % к предельному току
I
_пк

0 %

20 %

40 %

60 %

80 %

0
,01

3260

3000

2680

2290

1700

0,1

2470

2280

2120

1800

1430

1,0

1960

1900

1670

1490

1220

10,0

1520

1500

1400

1230

1120

I_{р. пер.},А               5

    3000

                       4

                      3

                         2

    2000



                       1
    1000
         0

                              0,01         0,1          1,0          10          100            t,С

Рис.3.9. Семейство перегрузочных характеристик

где:     1 - I=0,8I_пк

            2 – I=0,6I_пк,

            3 – I=0,4I_пк,

4 – I=0,2I_пк

5 – I=0
          Семейство перегрузочных характеристик должно сходиться в точке, соответствующей значению максимального допустимого тока при данных условиях охлаждения. Значения этого тока рассчитываются по формуле:
I_п=;

Вт;

I_п= А;

Амплитудное значение тока

I_max=315×3,14=1000А;

где: U₀; R_g – берутся из информационных материалов;

          k_ф – из (табл. 35 Справочник «Силовые полупроводниковые приборы» «Энергия» Москва 1975.)

          [DР] - допустимая мощность потерь.

Данный вентиль Д133-320, как видно из семейства перегрузочных характеристик, полностью удовлетворяет нашим требованиям.
4)            Выбор класса прибора (расчет по напряжению).

Максимальное обратное напряжение:

U_обр=В;

Согласно схеме мы выбираем ветви, собранные из четырех диодов последовательно, поэтому максимальное напряжение на вентиле:

U_{обр. диода}=;

где k – коэффициент неравномерности распределения напряжений (k=1,05).

U_{обр диод}=В, что соответствует 15 классу.

С учетом перенапряжений карьерной сети зададимся

U_перен.=1,3×U_ном.

U_кл=1,3×15=19,5

Окончательно выбираем диоды 20 класса Д 133-320-20.
5)            Выбор шунтирующих резисторов.

          Согласно “Электротехнического справочника”. Том 2. “Энергоатомиздат” М. 1998 г.

R_ш= 150 кОм.

Расчет резисторов R_ш по мощности:

Р = ;

U_рез = В;

Р = Вт, выбираем резистор МЛТ 1-150 К.

3.5. Конструкция установки

          Установка для разрушения негабаритов состоит из корпуса с салазками. Внутри корпус разделен перегородками на кабину управления и высоковольтный отсек.

          В кабине управления установлены: станция управления, плафон для освещения, розетки. Станция управления отделена от кабины. Кроме того, в кабину выходит рукоятка привода разъединителя, рукоятки автоматов (вводного и цепей управления) и амперметр для наблюдения за процессом разрушения. Пол кабины покрыт диэлектрическими ковриками.

          В высоковольтном отсеке установлены: трансформатор силовой однофазный, трансформатор собственных нужд, разъединитель, силовой выпрямительный блок, вакуумный выключатель. Сзади установки находятся отсеки, в которых смонтированы силовые конденсаторы.

3.5.1. Трансформатор однофазный

          Трансформатор изготовлен на базе трансформатора ТМ-630/10-64; при этом бак и расширитель применены без изменения, а крышка бака переделана под увеличенное количество изоляторов.

          Мощность трансформатора 40 кВА. Магнитопровод набран из железа трансформатора ТМ-630/10-64, но сделан двухстержневым. Обмотка высокого напряжения – двухкатушечная, многослойная, из прямоугольного провода марки ПББО; намотана на бумажно-бакелитовый цилиндр.

          Вторичная обмотка трансформатора состоит из двух секционных катушек, выводы обмоток подключены к изоляторам, находящимся на крышке трансформатора.

          Вторичная обмотка выполнена медным прямоугольным проводом, катушечная, многослойная, между слоями имеются каналы для прохождения масла, что гарантирует лучшие условия охлаждения обмоток.

          Трансформатор выполнен с естественным масляным охлаждением. В нижней части бака предусмотрена пробка для спуска масла и для взятия пробы масла.

          Обслуживание трансформатора заключается в ежедневном осмотре изоляторов, проверки крепления проводов к изоляторам и уровня масла в трансформаторе.
3.5.2. Станция управления

          Станция управления предназначена для автоматического управления процессом разрушения, для защиты цепей электрической схемы от перегрузки и замыкания, а также для наладки электрической схемы на заданные режимы.

3.5.3. Переносные штанги

          Переносные штанги служат для подвода напряжения к негабаритным кускам руды.

          Конструкция штанг одинакова, они отличаются друг от друга только длиной. Штанга состоит из держателя, стержня и электрода.

          Держатель деревянный, изготовлен из березы и пропитан в парафине. На один конец держателя надставляется хвостовик для лучшего упора штанги, а на другой – металлический стержень.

3.6 Работа электрической схемы

          Для более полного представления эффекта от модернизации установки 2УРН-2А прилагаю принцип работы схем установок: 2УРН-2А и 2УРН-2М.
3.6.1 Работа электрической схемы установки 2УРН-2А
на различных режимах

          На принципиальной схеме контакты изображены в положении, соответствующем выключенному положению автоматов и нулевому положению переключателя напряжения.

          Подготовка схемы к работе.

          а) Включить разъединитель Р, автоматы 1А1, 1А2, 1А3, 2А, 3А, включаются двигатель компрессора 1Д контактами реле БК. После того как давление в воздухосборнике компрессора достигнет 6 кг/см², реле давления РД разомкнет контакт в цепи катушки реле БК, и двигатель компрессора остановится.

          Работа схемы: включить кнопку П и выключить 3В. При этом включаются линейные контакторы 1КЛ, 2КЛ (кнопка П, выключатель 3В, катушки контакторов 1КЛ, 2КЛ, размыкающий контакт реле 6БК), загораются красные лампы светофоров (по цепи: замыкающие контакторов 1КЛ, 2КЛ, лампы светофоров 1ЛК, 2ЛК), замыкается замыкающий контакт линейного контактора 1КЛ в цепи автоматики, и включаются силовые контакты контакторов 1КЛ, 2КЛ в цепях штанг.

          Контакты барабана переключателя КК1 и КК2 в исходном положении замкнуты, катушки пневмоконтакторов 1К, 2К получат питание по цепи: автомат 3А, замыкающий контакт линейного контактора 1КЛ, размножающее реле РР, размыкающие контакты реле 1КВ, 1КН, размыкающие контакты контакторов 5К, 7К, 9К, 3К, катушка контактора 1К, контакт переключателя КК1 и автомат 3А, контакт 1КЛ, контакты 1КВ, 1КН, замыкающие контакты контакторов 6К, 8К, 4К, катушка 2К, контакт переключателя КК2.

          Контакторы 1К и 2К замкнут свои силовые контакты в цепи штанг и к электродам штанг будет подведено напряжение первой ступени. Одновременно (при включении контакта 1КЛ) и цепи автоматики получат питание, катушка реле 5БК (по цепи: катушка реле 5БК, размыкающий контакт реле времени РВ с выдержкой времени на размыкание, контакт переключателя КК10). Замыкающий контакт реле 5БК шунтирует контакт реле времени РВ, второй замыкающий контакт реле 5БК включается в цепи 1КВ (катушка реле 1КВ получит питание по цепи: контакт переключателя КК8, замыкающий контакт реле 5БК, размыкающие контакты реле 3БК и 1КН, катушки реле 1КВ и РП). Реле 1КВ срабатывает, при этом замыкаются его контакты в цепи двигателя переключателя 2Д, контакт реле РП в цепи электромагнита переключателя ЭМ и контакт 1КВ и цепи катушки реле РВ. Реле РВ разомкнет свой замыкающий контакт в цепи реле 5БК, и реле не потеряет питание до тех пор, пока будет замкнут контакт переключателя КК10.

          При замыкании контактов 1КВ в цепи двигателя 2Д, двигатель начнет вращаться, контакт КК10 разомкнется (реле 5БК обесточится, разомкнет свой контакт в цепи 1КВ, но 1КВ будет получать питание через замыкающий контакт реле 2БК и будет получать его до тех пор, пока при вращении барабана переключателя разомкнется контакт КК11 в цепи катушки реле 2БК), разомкнется контакт КК1 и замкнется контакт КК3.

          Реле 1КВ потеряет питание, при этом разомкнет свой контакт в цепи реле времени РВ, замкнет размыкающий контакт в цепи питания катушек контакторов и разомкнет замыкающие контакты в цепи двигателя 2Д. Реле РП, катушка которого подключена параллельно катушке 1КВ, разомкнет контакт в цепи электромагнита переключателя. Переключатель остановится. На электроды штанг будет подано напряжение второй ступени. После того, как реле РВ с выдержкой времени замкнет свой контакт в цепи реле 5БК, цикл повторится и будет повторяться до тех пор, пока напряжение, подводимое к негабариту, достигнет максимально возможной величины, либо ток, проходящий через негабарит, достигнет величины установки тока реле РТМ.

          При замыкании контакта реле РТМ получает питание катушка реле 3БК, при этом реле 3БК замыкает свои контакты, подготовка включения реле 1КН, и шунтирует контакт РТМ в цепи катушки 3БК, размыкающим контактам реле 3БК разрывается цепь питания катушки 1КВ.

          Ток, проходящий через негабарит, возрастает и, когда он становится равный току установки реле 1РН, замыкается контакт в цепи реле 4БК. Реле 4БК замыкающим контактом шунтирует контакт 1РМ и включает питание катушки реле 1КН и 1РП, при этом реле 1КН замыкает контакты в цепи двигателя переключателя 2Д и размыкает в цепи управления пневматическими контакторами. Как только цепь пневмоконтактов обесточится, через негабарит прекратится протекание тока; и токовые реле РТМ и 1РМ разомкнут свои контакты.

          При размыкании контакта переключателя КК10 обеспечивается реле 4БК и разомкнет свои контакты в цепи катушки 1КН, но 1КН будет получать питание до тех пор, пока замкнет контакт реле 2БК, последний будет замкнут до тех пор, пока кулачок переключателя не разомкнет контакт КК1.

          Вращение барабана переключателя прекратится, контакт реле 1КН замкнет цепь пневмоконтакторов, и к негабариту будет подведено напряжение более низкой ступени.

          Снижение напряжения, подводимого к негабариту, будет происходить до тех пор, пока напряжение не достигнет низшей ступени.

          Реле 6БК (аварийное) срабатывает в том случае, если ток, проходящей через негабарит, превысит величину тока срабатывания реле 2РМ (срабатывает реле 2РМ). При этом отключаются пневмоконтакторы (к негабариту не подводится напряжение), и подается звуковой сигнал.
3.6.2. Работы электрической схемы установки 2УРН-2М
на различных режимах

          На принципиальной схеме контакты изображены в положении, соответствующем выключенному положению переключателя напряжения.

          Приложить электроды к рудному негабариту, предварительно убедившись в том, что разъединитель 1Р установлен в положение «установка отключена». Выключить разъединитель 1Р, 2Р, автомат 1А, после чего загораются белые лампы светофора (Л1, Л2) и индикаторная лампа Л3 (напряжение на УРН подано).

          Включить вакуумный выключатель 1В кнопкой КН2, после чего загораются красные лампы светофора Л5, Л6 (напряжение на электроды подано). Электромагнит включения выключателя 1В получит питание по цепи: автомат А1, кнопка КН2, диодный мост Д34 - Д37 и обратно автомат 1А. При этом получит питание обмотка трансформатора ТР и реле Р3, подключенное к обмотке К₁Н₂и К₃Н₄ (380 В), реле Р3 замкнет свой контакт в цепи ламп Л5 и Л6, сигнализирующих, что напряжение на силовой трансформатор подано.

          Если через 4 – 5 секунд ток, контролируемый по амперметру (А), будет меньше 3А, и отсутствует искрение на электродах, нажать кнопку КН4 (контактор К1 включит отпайку К₈). Катушка контактора К1 получит питание по следующей схеме: автомат 1А, кнопка КН4, кнопка КН3, нормально закрытый контакт реле 1РМ, диодный мост Д39 – Д42, реле Р2, диодный мост Д39 – Д42 и автомат 1А, реле Р2 станет на самоподхват при помощи своего нормально открытого контакта; Реле Р2 замкнет свой контакт в цепи катушки К1. При этом загорится лампочка Л4 (включение отпайки трансформатора).

          После включения контактора К₁ начинается процесс прожига, при достижении тока 70А реле 1РМ отключает контактор К₁, своим нормально замкнутым контактом в цепи реле Р2, реле Р2, в свою очередь, обеспечивает своим контактом катушку контактора К1.

          Теперь отпайка К8 остается подключенной к выпрямительному мосту через конденсаторный блок С₁ который на начальном этапе позволяет работать на нагрузку в режиме стабилизатора тока (реальный ток 38А). Ток течет по цепи отпайки К8, точка 1 диодного моста, разъединитель 2Р, негабарит, точка 3, отпайка К₄Н₈ , а обратная полуволна через точки 3 и 1. При снижении сопротивления нагрузки (уменьшения сечения токопроводящего канала) напряжение в точках 1 и 3 начинает снижаться, и при снижении до 1000 В вводится в работу ветвь дожига (К₃Н₄ и К₇Н₈). Ток, протекающий через конденсаторный блок С₁ и точки 1 и 3, остается стабильным - 38А, а ток дожига течет по цепи отпайки К₃Н₄, точки диодного моста 2, разъединитель 2Р, негабарит, точка диодного моста 3 и отпайка К₇Н₈, обратная полуволна через точки 3 и 2.

          Происходит увеличение тока, при этом увеличивается ток первичной обмотки, и при достижении тока 90А реле 2РМ отключает установку.

          По окончании разрушения негабарита или для перестыковки электродов нужно кнопкой КН1 отключить вакуумный выключатель 1В (красный светофор погаснет), после этого следует отключить разъединитель 1Р (погаснет белый светофор) и разъединитель 2Р.

          В схеме также применено полупроводниковое реле утечки РУП-380, которое отключает установку при попадании фазы трансформатора 380В на землю или нарушении изоляции схемы управления.



3.7. Работа установки

          Включением высоковольтного разъединителя установка подготавливается к подаче напряжения на электроды переносных штанг.

          Максимальное значение напряжения на электродах штанг может достигать 4500 В. Поэтому при работе ручными штангами или с кабелями, подходящими к ним, надо воспользоваться диэлектрическими перчатками независимо от того, подано напряжение на электроды или нет.

          Перед касанием к штангам или перед установкой их на негабарит необходимо убедиться, не горят ли светофоры – белые и красные лампы. Включение ламп красного цвета при не нажатой кнопке пульта означает, что на электродах уже имеется напряжение.

          Установив переносные штанги на негабарит, подлежащий разрушению, и убедившись, что ближе 8 м от негабарита нет людей, разрешается подать напряжение на электроды штанг.

          Подача напряжения осуществляется путем нажатия кнопки КН2. При этом включается вакуумный выключатель 1В и загораются в светофорах красные лампы.

          Через определенный промежуток времени (5 – 10 сек) негабарит должен начать разрушаться с незначительным искрообразованием возле электродов штанг. Если по истечении этого времени искрение возле электродов не наблюдается, следует нажатием кнопки КН4 поднять напряжение. Если также по истечении 5 – 10 секунд искрения не наблюдается, необходимо подать кратковременно на негабарит дополнительное напряжение кнопкой КН3 на 3 – 5 секунд.

          При отсутствии последующего искрения необходимо отключить выключатель 1В кнопкой КН1 (погаснут красные лампы светофоров) и разъединители 1Р и 2Р (погаснут белые лампы светофоров) и не менее чем через 5 секунд с начала отключения переставить электроды в другое место негабарита.

          Процесс разрушения негабарита определять визуально по наличию достаточных трещин.

          После окончания работ нужно отключить выключатель 1В, разъединители 1Р и 2Р, автомат цепей управления и лишь тогда разрешается убрать с места разрушения негабарита переносные штанги, пульт управления, кабели.

3.8. Техника безопасности

          Допуск рабочих к обслуживанию установки разрешается только после прохождения специальных курсов по эксплуатации и технической безопасности с последующей проверкой знаний квалифицированной комиссией и выдачей соответствующего удостоверения.

          Обслуживание электроустановки 2УРН-2М должно производиться двумя лицами с четвертой квалификационной группой и третьей квалификационной группой по электробезопасности.

          Помимо обучения на специальных курсах рабочие должны проходить инструктаж по безопасным методам работ с установкой 2УРН-2М с вручением им инструкции под роспись.

          Все работники должны пройти обязательную стажировку на рабочем месте сроком не менее 1 – 2 дней под руководством и наблюдением опытного работника для приобретения практических навыков.

          При обслуживании установки 2УРН-2М помимо настоящей инструкции необходимо соблюдать также «Правила техники безопасности при эксплуатации электроустановок потребителей».

          Лица, не имеющие соответствующей квалификации по электробезопасности и не прошедшие инструктаж по технике безопасности, к работе с установкой 2УРН-2М не допускаются.

          Перемещение установки на уклонах должно производиться либо в жесткой сцепке, либо двумя тягачами.

          Находиться в радиусе ближе 8 метров от разрушаемого негабарита во время подачи напряжения на негабарит не допускается.

          Во время разрушения негабаритов необходимо пользоваться специальными очками.

          Включение и отключение разъединителя, переноску штанг нужно производить в диэлектрических перчатках.

          При поданном напряжении категорически запрещается прикасаться к штангам.

          При ремонтных работах конденсаторы следует разрядить, пользуясь специальной штангой и диэлектрическими перчатками.
3.9. Расчет условного экономического эффекта от
внедрения установки для разрушения негабарита
в карьере Лебединского ГОКа
1.             При производительности карьера ЛГОКа 40 млн. т сырой руды в год и 4% выхода негабарита годовой объем дробления негабарита составит 441,2 тыс/м³.

2.             Производительность установки 2УРН-2А по данным НК ГОКа принята 85 м³/ см, а средней удельный расход электроэнергии 4,5 кВт/ч/м³.

          Производительность установки 2УРН-2М при дроблении негабарита в условиях Лебединского карьера по данным полупромышленных испытаний составил 150 м³/см, а средний удельный расход электроэнергии 6,0 кВт.час/м³.

3.             Стоимость 1 кВт/ч по данным проекта ЛГОКа равна 0,27 руб. Следовательно, годовые затраты по электроэнергии установки 2УРН-2А составляют:

0,27003×4,5×441,2=536,12 тыс. руб.

а при применении установки 2УРН-2М0,

27003×6,0×441,2=714,82 тыс. руб.
4.             Для разделения годового объема негабарита необходимо 10 установок 2УРН-2А. Учитывая по две резервные установки, общее количество установок 2УРН-2А и 2УРН-2М, используемых для дробления негабаритов, соответственно, 12 и 6.

5.             Установки 2УРН-2А и 2УРН-2М обслуживают рабочие одинаковой квалификации: машинист установки по 5 разряду и помощник машиниста по 4 разряду. Поэтому годовые затраты по основной и дополнительной зарплате одной бригады, обслуживающей установки, равны и составляют: (см. табл.3.3)

                                                                                         Таблица 3.3

Профессия

число смен

явочная

численность

коэффициент списочной численности

списочная численность

количество человеко- смен в году

разряд

тарифная ставка руб.

по тарифу, тыс. руб.

поощрительная часть, тыс. руб.

всего

Машинист установки

1

1,2

5

65,40

Помощник машиниста

1

1,2

4

29,60

Годовые затраты по заработной плате составляет:

Для 2УРН-2А 287.23+130,02=417,25 тыс.руб.

Для 2УРН-2М 143,61+64,9=208,6 тыс.руб.

6.             Процесс амортизации принимается в общих случаях 18% в год по нормам амортизационных отчислений.

                   Стоимость 6 установок 2УРН-2М – 51600 руб.

                   Стоимость 12 установок 2УРН-2А – 74691 руб.

                   Следовательно амортизационные отчисления в год составят:

51600×0,18=9288 руб. (2УРН-2М)

74691×0,18=13444,4 руб. (2УРН-2А)

7.             Затраты на текущий ремонт и содержание основных средств приняты равными 50% от амортизационных отчислений: 4644 руб. при дроблении негабаритов установкой 2УРН-2М;

6722,2 руб. при дроблении негабаритов установкой 2УРН-2А.

Составим таблицу себестоимости.

                                                                                               Таблица 3.4

Статьи затрат

Затраты на год тыс. руб.

Затраты на 1 м³. руб.

1.      Заработная плата

2.      Амортизация

3.      Ремонт оборудования

4.      Стоимость электроэнергии

5.      ИТОГО:

6.      Прочие расходы, 15%

7.      Всего затраты

417,25

13,44

6,72

536.12

973,53

146,03

1119,56

208,6

9,28

4,64

714,82

937,34

140,6

1077.94

0,946

0,03

0,015

1.215

2,206

0,33

2,536

0,473

0,021

0,0105

1,62

2.12

0,31

2,43

8.             Себестоимость дробления 1 м³ негабаритов установкой 2УРН-2А равна 2,536 руб./м³ и при дроблении установкой 2УРН-2М 2,43 руб./м³.

9.             Удельные капитальные затраты при применении установок составит:

51600:441,2=116,95 (руб./м³) 2УРН-2М;

74691:441,2=169,29 (руб./м³) 2УРН-2А.

10.        Условный годовой экономический эффект сравнивая 2УРН-2М и 2УРН-2А составит:

[(С_н+ЕК_н)-( С_в+ЕК_в)]×V_год.=Э,
где    Е – коэффициент эффективности капвложений;

          С_н - себестоимость худшего варианта;

          К_н – удельные капитальные затраты худшего варианта;

          С_в - себестоимость внедряемого варианта;

          К_в – удельные капвложения внедряемого варианта;

[(2,536+0,14×169,29)-(2,43+0,14×116,95)]×441,2=3276,79 тыс.руб.

11.        Себестоимость применяемого в настоящее время буровзрывного способа по данным расчета НИИ Лебединского ГОКа составляет 3,8 руб./м³.

12.        Условный годовой экономический эффект отвнедрения установки 2УРН-2М по сравнению с буровзрывным способом составит:
[(3,8+0,14×170,6)-(2,43+0,14×116,95)]×441,2=2243,06 тыс.руб.
Результаты расчета условного экономического эффекта от внедрения 2УРН-2М

в сравнении с2УРН-2А и буровзрывным способом сводим в таблицу.
                                                                                                                        Таблица 3.5

Наименование показателей

Показатели до введения

Показатели после введения

Установка 2УРН-2А

Способ БВР

Установка 2УРН-2М

1.      Производительность карьера, млн.т.

2.      Выход негабаритов, %

3.      Годовой обьем дробления негабаритов, тыс./м³

4.      Количество установок, шт.

5.      Себестоимость дробления 1 м³, руб./м³

6.      Удельные капитальные затраты, руб./м³

7.      Экономический эффект: а) сравнение с2УРН-2А, тыс. руб.

б) сравнение с БВР. тыс. руб.

40

4
441,2

12

2,536

169,29

40

4
441,2

-

170,6

40

4
441,2

6

2,43

116,95

3276,79

2243,06

ВЫВОД: предлагаемый вариант модернизированной установки является наиболее эффективным и экономичным в сравнении с другими способами и установками для дробления негабаритов.

ЭКОНОМИЧЕСКАЯ

ЧАСТЬ

Экономическая часть.

Основные показатели технологических частей проекта

                                                                                                            Таблица 4.1

Показатели

Ед. изм.

Величина

Объем годовой добычи

Вскрыша:

рыхлая

скальная

Плановый коэффициент погашения вскрыши.

Срок службы карьера.

Обьемный вес руды

-          вскрыши скальной

-          вскрыши рыхлой

Обьем горно-строительных работ

-          капитальных траншей

-          стволы дренажной шахты

-          дренажные выработки

Удельный расход ВВ

Годовой расход энергии

Максимально заявленная мощность

Тип и количество проектируемого оборудования

-          автотранспорт БелАЗ-7519

-          ж/д. транспорт ОПЭ-2

Буровые станки СБШ-250 МН

-на добыче

-на скальной вскрыше

Экскаваторы ЭКГ-8И на добыче

Экскаваторы ЭКГ-8И на рыхлой вскрыше

Экскаваторы ЭКГ-8И на скальной вскрыше

Экскаваторы ЭКГ-12,5 на перегрузке

млн. т

тыс. м³

тыс. м³
лет
т

т/м³

т/м³

млн.м³

тыс. м³

тыс.м³

кг/м³

тыс.кВт.ч

тыс.кВт
шт.

шт.

шт.

шт.

шт.

шт.

шт.

шт.

шт.

40
6500

6500

0,28

70

3.4

2.7

1.8
57,6

6,63

170

0.6

186357

23
29

18

23

16

3

8

5

5

6

4.1. Организация труда

          Настоящим проектом предусматривается бригадная форма организации труда экипажей. Экипажи, работающие на данном бурстанке, экскаваторе в разные смены, образуют бригады. Бригадиром назначается опытный машинист, хороший организатор работ. Все экипажи, работающие в данную смену, возглавляет начальник смены или начальник участка. Применение комплексной бригадной организации труда позволяет применять новые, прогрессивные методы работы, например совмещение профессий; кроме того, рабочие объединены бригадной ответственностью. Администрация АО самостоятельно принимает решение о системе оплаты и поощрения труда работников. Основной формой организации оплаты труда выступает контракт. Государственные тарифные ставки, оклады используется в качестве основы оплаты труда в зависимости от профессии, квалификации, сложности и условий выполнения работ. Установленная оплата гарантирована при условии выполнения норм труда, продолжительности рабочего времени, норм выработки. Размер выплат определяется исходя из наличия средств. Проектом предусматривается внедрение следующих мероприятий по НОТ:

1        Улучшение организации рабочих мест.

2        Улучшение и внедрение передовых приемов и методов труда.

3        Подготовка и повышение квалификации кадров.

4        Улучшение условий труда.

5        Необходимое совершенствование материального и морального стимулирования.
4.2. Режим работы предприятия, трудящихся и оборудования

Исходя из того, что рудоуправление является одним из основных цехов АО «ЛГОК» и от его работы зависит работа коллектива в целом, так как карьер является поставщиком сырья для обогатительных фабрик, выбираем режим предприятия:

Т_реж _ру=Т_к-Т_пр-Т_вых-Т_{план.дн},

где: Т_реж _ру=365-8=357 дней

          Т_к– календарное число дней в году = 365 дней;

          Т_пр- число праздничных дней в году = 8 дней;

          Т_вых – число выходных дней в году = 0;

        Т_{план.дн} – планируемое число дней, нерабочих по климатическим условиям = 0.

Для того, чтобы предприятие работало круглосуточно, для работающих принимаем трехсменный график работы, по 8 часов смена. По этому графику работают: добычной, вскрышной участки.

Буровзрывной участок – режим работы трехсменный, прерывный, с одним выходным днем в неделю, по 8 часов смена:

Т_реж = 365 – 8 – 52 =305

Участок отвала скальной и рыхлой вскрыши, также работает в три смены, каждая из которых по 8 часов. Режим работы остальных участков – прерывный с двумя выходными днями, продолжительность смены 8 часов, двухсменный:

Т_реж = 365 – 8(104 – 7)= 260 дней.

Экскаваторный и бурильный участки – 365 дней в году, а также цех ГДМ:

Т_реж = 365 – 105=260 дней.

Участок пути: Т_реж = 365 – 8 – 104= 253 дня.

Режим работы оборудования:

1.      Экскаваторы и бурстанки: Т_{реж обр} =Т_кон+Т_рем+ +Т_совм,

где: Т_рем – среднегодовое число плановых ремонтов;

          Т_пл – число плановых простоев ( взрыв, перенос ЛЭП, переукладка ж/д путей );

          Т_совм – число дней совмещения плановых простоев и ремонтов с выходными днями;      Т_реж =305 дней.

Т_{реж экс.}=час=
= 70,5 суток (Для ЭКГ-8И);

Т_{реж бур.ст.} =час=57 суток;

Т_{реж экс .}=дней,

где 0,88 – коэффициент, учитывающий плановые и внеплановые простои.

Т_{реж бур.ст.}= дня.

Т_{реж экс.}=суток (Для ЭКГ-12,5);

Т_{реж экс .}= дня;

Коэффициент списочного состава:К_сп=
Режим работы оборудования.

                                                                                                                        Таблица 4.2

Наименование оборудования

Тип оборудования

Текущий режим

Капремонт

год/час

Структура ремонтного.цикла

Т₁

Т₂

Т₃

Экскаваторы

ЭКГ-8И

60/36

180/72

360/144

6/720

24Т₁

6Т₂

5Т₃

К

Экскаваторы

ЭКГ-12.5

60/48

180/96

360/168

6/840

24Т₁

6Т₂

5Т₃

К

Бур.станки

СБШ-250МН

30/24

90/48

180/84

3/192

24Т₁

6Т₂

5Т₃

К

Режим работы участков, трудящихся и оборудования
                                                                                                                                    Таблица 4.3

№ пп

Показатели

Экскав.

добыча.

Экскав.

вскрыша

Ж.Д

отвал

Перегрузка

Бур.

станок

РММ

1

Число кал.дней,Т кал

365

365

365

365

365

365

2

Нераб.дни,празд.Тпр

Твых

8

-

8

-

8

-

8

-

8

-

8

105

3

Режимное число днейработы,Треж

357

357

357

357

357

260

4

Количество смен в сутки

3

3

3

3

3

1

5

Продолжительность смены

8

8

8

8

8

8

Режим работы трудящихся

1

Отпускной период,Траб

42

42

42

42

42

28

2

Год.фонд раб.времени,Ксп

224

224

224

224

224

224

3

Коэфф.спис.состава

1,59

1,59

1,59

1,59

1,59

1,13

4

Продолж.смены,час

8

8

8

8

8

8

Режим работы оборудования

1

Число дней плановых ремонтов, Т_рем

70,5

70,5

70,5

55

57

0,57

2

Год. фонд рабочего врем. обор.дней

260

260

260

273

232

0,232

3

Коэф.учитывающий план и внепл. простои

0,88

0,88

0,88

0,88

0,76

пп

2

3

4

5

6

7

8

4.3. Расчет численности рабочих и фонда заработной платы
          Расчет численности рабочих производим в соответствии с количеством горного оборудования. Для основных технологических процессов на карьере явочную численность определяем по нормам обслуживания на рабочее количество машин; численность рабочих на вспомогательных процессах принимается по данным практики. Численность рабочих ремонтно-механических служб в проекте определяем расчетным путем.

Сводная таблица по труду и заработной плате

                                                                                                                        Таблица 4.4

Категория работающего

Численность человек

Фонд сметы труда, тыс.руб.

Среднемесячная заработная плата.

Рабочие

1318

21620

1366,97

Руководство, специалисты, служащие

227

6190

2272,39

Итого:

1545

27810

1500

Производительность труда и среднемесячная заработная плата

                                                                                                                                    Таблица 4.5

Показатели

Факт

Проект

проект к факту %

Среднемесячная производительность по добыче, т

-          работающего

-          рабочего

2107,4

2446,7

2761,8

3237,5

131,1

132,3

Среднесписочная численность, чел.

-          работающих

-          рабочих

1875

1615

1545

1318

82,4

81,6

Среднемесячная з/плата, руб.

-          работающего

-          рабочего

1345

1169

1500,3

1340

112

107,2

Рост производительности труда с увеличением объемов, сокращением численности, лучшей организации труда и управления.
Экономическое обоснование проектных решений

          В настоящем разделе определяется стоимость основных фондов, объем капиталовложений на промстроительство, полная себестоимость 1м³ вскрыши и себестоимость 1 т. добычи полезных ископаемых.

Капитальные затраты на горно-подготовительные работы определяются на момент ввода карьера в эксплуатацию. Амортизационные отчисления на полное восстановление для предприятия со сроком службы 25 лет (проектом определено 70 лет) берут в размере 4% от стоимости основных фондов. Сметная стоимость 1 м³ горно-капитальных выработок принята по данным института «Центргидроруда».

Стоимость производственных фондов предприятия
Стоимость производственных фондов предприятия рассчитываем, как сумму основных производственных фондов Ф_осн и нормируемых оборотных средств

Q_ср.н.: Ф_ср= Ф_осн + Q_ср.н

                                                                                                                                    Таблица 4.6

п/п

Затраты

Сумма затрат, млн. руб.

Удельный вес, %

1

2

3

4

5

6

7

8

Подготовка территории строительства

Горно-капитальные работы

Промышленные здания и сооружения

Оборудования, транспорт

Приспособления, инвентарь и инструменты

Благоустройство промплощадки

Временные здания и сооружения

Прочие затраты

9731,8

369996,1

93189,6

360128,47

4865,9

9731,8

29195,5

97318,4

1,0
84,6
0,5

1,0

3

10

Итого затраты по п/п 1¸8

973184,6

9

10

11

Содержание дирекции строящегося пред-ия

Проектные и изыскательские работы

Подготовка эксплутационных кадров

6690,8

9731,8

279,5

0,6

1

Итого затраты по п/п 9¸11

16702,1

12
13
14

Непредвиденные работы и затраты

Всего по смене

Возвратные суммы по временным зданиям и сооружениям

Промышленное строительство за вычетом возвратных сумм

124718,9

1088110,7

12972,2
1075138,5

15

16

Стоимость основных фондов, т. руб.

Удельные капиталовложения на добычу 1т руды

1072571

25,53

Объем горно-капитальных работ на начало ввода карьера в эксплуатацию
                                                                                                                                    Таблица 4.7

Наименование работ

Ед. измерения

Обьем, м³

Проходка капитальных траншей

Проходка разрезных траншей

Дренажный комплекс

Разнос бортов карьера на горизонтах

тыс. м³

тыс. м³

тыс. м³

тыс. м³

7195

1581

59

7237,5

Сметная стоимость 1 м³горно-капитальных выработок принята
по данным института «Центроруда»

                                                                                                                                    Таблица 4.8

Группа обьектов основных фондов

Единица измерения

Обьем

Стоимость единицы, руб

Общая стоимость, тыс. руб

Проходка капитальных траншей

Проходка разрезных траншей

Дренажный комплекс

Разнос бортов карьера на горизонтах

тыс. м³

тыс. м³

тыс. м³

тыс. м³

7195
1581
59

7237,5

17,6
23,6
580

23,5

126632
37311,65
34220

171832,45

Итого:

369996,1

4.4. Капитальные затраты на оборудование

          Номенклатуру и количество горного оборудования принимаем по данным соответствующих разделов проекта. Расчет стоимости ведем по отдельным участкам. Основную цену примем по прейскуранту, стоимость доставки оборудования принимаем в размере 5% от цены оборудования. Затраты на монтаж для мехоборудования 17,3%. Стоимость начального резерва запчастей для оборудования и складские расходы принимаем в размере 3,7% от цены оборудования.

Расчет капиталовложений на здания и сооружения

                                                                                                                                    Таблица 4.9

Объекты основных фондов

Ед. изм.

Объем или кол-во

Стоимость единицы, тыс. руб

Общая стоимость, тыс. руб

Нор-ма амортизации

Годо-вая сумма амортизационных исчислений

Линия ЛЭП-6 кВ

км

60

25,48

1528,8

4,33

66,19

Здания КРП

м³

1700

0,065

110,5

4,73

5,22

Склад ВВ

м³

1200

0,076

91,98

4,73

4,32

Ж/д пути до отвала

км

32

271,62

869,2

4,73

411,13

Ж/д пути до ККД

км

24

211,32

6600,6

4,73

312,21

Автодороги в карьере

км

100

706,42

70642

4,73

3341,30

Здания диспетчерских

м³

900

0,082

73,8

4,73

3,49

           ИТОГО:                                                                4143,86                    79916,89

Здания ГПП

шт.

2

108,68

217,36

3,1

6,74

Здания мастерских

шт.

1

1901,9

1901,9

3,1

58,95

Здания АБК

м³

35000

0,0815

2852,8

3,1

88,43

Склад ГСМ

шт.

1

81,5

81,5

3,1

2,53

ЛЭП-110 кВ

км

3

156,98

470,94

3,1

14,59

ИТОГО:

552,45

171,24

ВСЕГО:

85441,39

4161,1

4.5. Затраты на электроэнергию

Годовой расход электроэнергии W и заявленная эл.мощность N_заяв. предприятия принимается по данным расчета в горно-механическом разделе дипломного проекта.

Отдельно для горно-подготовительных и добычных работ затраты на электроэнергию рассчитываются по двухставочному тарифу.

Р_р=SР_уст,кВт

Q_р=Р_р×tgj, кВАР

W_а=К_иР_рt, кВт×ч

W_р=Q_ptK_п, кВАР×ч.

Определяем среднесменный tgj,по формуле:

tgj= SW_р /SW_a=-9511/136497=-0,0696,

что соответствует cosj=0,99.
Устройств, компенсирующих реактивную мощность, не требуется, так как синхронные двигатели экскаваторов ЭКГ-8И являются потребителями реактивной энергии, cosj₁ полностью удовлетворяет нормам.

Расчет стоимости электрической энергии:

W=N_maxa+N_кВт.ч.в,

где    а=37,6 руб. 1кВт ч – максимальная заявленная мощность;

в=0,27003 руб.1кВт час.

Данные приведены по состоянию на 1.10.98г. от «Белгород Энерго»

W=23000·а+186357000·в=23000·37,6+186357000·0,27003=

= 812017,12+78419,89 = 890437 тыс. руб=890,437 млн. руб.
4.6. Основные финансовые показатели

Лебединское Рудоуправление является цехом АО и не имеет своего баланса, поэтому стоимость реализованной продукции определяется с помощью условно-расчетных цен. Для расчета условно-расчетных цен используем формулу:

Ц=С(1+0,25) руб./т.

=руб./т.

=руб./т.

Рассчитаем прибыль по формуле П=,

где: Ц-условно-расчетная цена, т./руб,

С- себестоимость добычи 1тонны,

Q- годовой объем добычи ,т./тонн.

=133,042 млн.руб.

=138,012 млн.руб.

Рассчитаем рентабельность продукции рудоуправления:

Фондоотдача основных фондов : , т/руб.

т/руб.

т/руб.

Составим таблицу технико-экономических показателей.
Технико-экономические показатели

                                                                                                                                    Таблица 4.10

№

Показатели

Единица

измерения

Факт

Проект

Про
ект/

Факт
%

1

Год.объем добычи руды

млн.т

40

40

100

2

Год.объем горно-подготовительных работ

млн/м

16,1

16,1

100

3

Численность:работающих

                       Рабочих

Чел

1875

1615

1545

1318

82,4

81,6

4

Производительность труда на добыче:

Работающих

Рабочих

Т

Т

2107

2446

2761

3237

131

132

5

Среднемесячная зарплата

Работающих

Рабочих

руб

руб

1345

1169

1500

1340

112

107

6

Стоимость осн.производственных фондов

тыс.руб.

1057196

1059400

100,2

7

Себестоимость:1 т.руды

                   1.вскрыши

Руб.

Руб.

13,324

12,5

    13.174

    12,1

98

97

8

Фондоотдача

Т/1000 руб

37

               39

105

9

Цена реализуемой продукции

Руб.

16,65

16,46

98

10

Рентабельность

%

2,4

2,6

109

11

Прибыль

Тыс.руб.

133042

138012

104

12

Удельные кап.затраты

руб/т

29

27

93

13

Трудоемкость добычи

1000 т. руды

чел/см

10,2

9,5

94

14

Объем кап.вложений

млн.руб

1162,3

1075,2

92,5

Выводы
.     В результате разработанных технических решений в условиях карьера Лебединского ГОКа удалось снизить себестоимость одного вскрыши на 3%; одной т. руды - на 2 %, что дало увеличение прибыли на 4%, рентабельности на 9%. Улучшение технико-экономических показателей было достигнуто за счет снижения числа горного оборудования: БелАЗ-7519, тяговых агрегатов ОПЭ-2 и думпкаров 2ВС-180,ЭКГ-12,5 на перегрузке. Снизилось количество экскаваторов в работе при одном и том же объеме горной массы. Все факторы повлияли на рост балансовой прибыли карьера, следовательно, технические решения оправданы.
ОХРАНА ТРУДА И ОКРУЖАЮЩЕЙ СРЕДЫ

5.1. Анализ опасных и вредных факторов
Опасными называются такие производственные факторы, которые при воздействии на работающих могут в определенных условиях привести к несчастным случаям и травмам. Опасными факторами являются, например, движущиеся части машин, обрушения откосов уступа, падение кусков и породы. Вредными называются производственные факторы, которые в отрицательных условиях могут вызвать у работающих профессиональные заболевания или снижение трудоспособности. Это могут быть: повышение загрязненности воздуха на рабочих местах, неблагоприятные метеорологические условия, повышение уровня шума и вибрации, недостаточное освещение, повышенная напряженность и тяжесть труда.

Как показывает опыт эксплуатации месторождения открытым способом, опасные и вредные факторы, которые могут привести к травматизму, возникают при всех технологических процессах на карьере.

Опасные и вредные факторы, место действия факторов, последствия от воздействия и нормативные данные приведены в таблице.
                                                                                                                        Таблица 5.1

Наименование опасных и вредных факторов

Место их действия

Последствия от их воздействия

Нормативные ПДК,

ПДС,ПДУ.

Движущиеся машины и механизмы, подвижные части оборудования

Автотранспорт. Ж/Д транспорт, бурстанки, экскаваторы

Приводят к травматизму

Повышенные значения напряжения в электросети

Электродвижущая и ускорегулирующая аппаратура

Электротравма

ПУЭ и ПТБ.

Повышенная запыленность и загазованность

Рабочие зоны карьера

снижает видимость, раздражает слизистую оболочку глаза

ГОСТ-12.1005-88

ЕПБ 2,0 мг/м³

Оксиды азота (в перещете на NO₂

Транспортные средства с ДВС.

Роздражает слизистую глаз, носа, рта и верхних дыхательных путей.

ГОСТ-12.1005-88

ЕПБ 5,0мг/м³

Акромин (CH₃,CHCHO)

- // -

- // -

ГОСТ-12.1005-88

ЕПБ 0,7 мг/м³

Формальдегид

(HCHO)

- // -

- // -

ГОСТ-12.1005-88

ЕПБ 0,5 мг/м³

Cажа (копоть)

- // -

- // -

ГОСТ-12.1005-88

ЕПБ 0,015 мг/м³

Монооксед углерода

(СО)

-          // -

-          взрывание

Отравление головная боль, головокружение

ГОСТ-12.1005-88

ЕПБ 20 мг/м³

Бензопирен

Транспортировка средств с ДВС

Отравление

ГОСТ-12.1005-88

ЕПБ 0,00015 мг/м³

Повышенный уровень общей и внутренней вибрации

Бурстанки и экскаваторы

Виброболезнь

В зависимости от частотной характеристики ГОСТ-12.1003-88

Производственный шум

Экскаваторы и бурстанки

Нарушение слуха изменение в нервной системе

ГОСТ-12.1003-88

80 дб

5.2. Мероприятия по обеспечению безопасности труда

Элементы безопасности ведения горных работ рассмотрены частично в некоторых главах дипломного проекта.

Доставка трудящихся к рабочему месту осуществляется автотранспортом, специально оборудованным для перевозки людей. Запрещена перевозка в пассажирском транспорте ВВ, легковоспламеняющихся и едких материалов. Специализированные грузы и запасные части доставляются специально оборудованным транспортом. Для передвижения людей в карьерах предусмотрены специальные переходные дорожки. В темное время суток переходы должны быть хорошо освещены. При использовании рабочих площадок для переходов запрещено: близко подходить к нижней бровке уступа из-за опасности падения породы с откоса; подходить к верхней бровке уступа ближе 3 м. При движении по автодорогам руководствуются едиными правилами дорожного движения. Для передвижения между уступами устанавливают прочные лестницы с поручнями и наклоном не более 60%. Расстояние между лестницами по длине уступа не более 500 м. Запрещается ходить по откосам уступов, трубопроводам и под контактной сетью и проходить через зоны, ограждаемые запрещающими знаками. Высота уступа не должна превышать при применении экскаватора типа ЭКГ при разработке мягких пород максимальной высоты черпания, а с применением взрывных работ более чем 1,5 раза высоту черпания. Углы откосов рабочих уступов не должны превышать 80°. Предельные углы откосов нерабочих уступов устанавливаются проектом с учетом факторов, трещинноватости, обводнимости и других свойств горных пород. Ширина рабочей площадки уступа должна обеспечить размещение горного и транспортного оборудования, проход и свободный проезд за пределами призмы обрушения пород. Ширина предохранительной фермы должна обеспечивать возможности очистки площадки и не менее 1/3 высоты уступа, а именно 5 м. Угол откоса отвалов характеризуется углом естественного откоса пород. Высота породных уступов устанавливается проектом горных работ в зависимости от физико-механических свойств горных пород, способа отвалообразования и рельефа местности.
5.3. Мероприятия по созданию безопасных условий труда
при проведении буровзрывных работ

Бурение скважин ведется по проекту, составленному на каждый обуриваемый блок в отдельности. Перемещение бурового станка с поднятой мачтой по уступу допускается только на не взорванной поверхности. При перегонке станка движение осуществляется с опущенной мачтой. При бурении станок размещается не ближе 3 м от верхней бровки уступа, ходовой механизм затормаживают. Обязательна проверка бурового оборудования. Взрывные работы ведут в полном соответствии с ЕПБ при взрывных работах. Доставку ВВ к месту работы производят в заводской упаковке, в исправных чемоданчиках, исключающих возможность просыпания и выпадения ВВ. При обращении с ВВ необходимо соблюдать следующие меры безопасности: нельзя подвергать ударам и толчкам, волочить и бросать с высоты, не разрешается курить и применять открытый огонь на расстоянии менее 100 м, складывать их под высоковольтными линиями электропередач и в соприкосновении с работающим электрооборудованием, оставлять на временное хранение в кабинах горных машин и транспортных машин.

Безопасное расстояние для людей от поражения разлетающимися осколками породы согласно ЕПБ должно быть не менее 300 м для наружных зарядов, 200 м – для бурения негабаритов. Перед началом взрыва устанавливают границы опасной зоны и выставляют посты наблюдения и охраны. При производстве взрывных работ обязательно применение звуковых сигналов. После производства взрывных работ, через определенное время, установленное ЕПБ для каждого способа взрывания, не менее чем через 15 минут после взрыва, взрывники, руководители взрывных работ и бойцы ВГСИ осматривают место взрыва. К моменту допуска рабочих в карьер должно пройти не менее 30 минут для того, чтобы полностью рассеять пылегазовое облако, в атмосфере карьера не содержалось вредных примесей сверх установленных норм и восстановить видимость. При обнаружении отказа запрещается ведение всяких работ, выставляется отличительный знак, при необходимости не взорвавшуюся зону обваловывают, а горное оборудование отгоняют из опасной зоны т.е. не менее чем на 50 м. Выемку пород в карьере осуществляют в соответствии с проектом, на основании которого для каждого забоя разрабатывают паспорт, находящийся на экскаваторе. До начала работ машинист должен получить с записью в журнале наряд-задание. Прием и передача производятся на рабочем месте, после чего делается запись в бортовом журнале, где также указываются выявленные нарушения ТБ.

Во время работы не разрешается находиться людям и машинам в зоне действия ковша и стрелы экскаватора 1,5 радиуса вращения. Во время работы необходимо выдерживать не только высоту уступа, но и угол его откоса. Разгрузка ковша в транспортные средства должна производиться без ударов ковша о борт.

Погрузку в автосамосвалы осуществляют только сбоку или сзади, т.к. перенос ковша над кабиной запрещен. Погрузку в вагоны производят только после остановки поезда и так, чтобы не заносить ковш над локомотивом. При передвижении экскаватора по горизонтальному пути или на подъем ведущая ось его должна быть сзади, а при спуске с уклоном спереди. Ковш при этом должен находиться на высоте не выше 1 м и не ниже 0,25 м от почвы, а поворотные механизмы должны быть заторможены. Руководящий подъем железнодорожного пути в карьере не должен превышать 40% при электровозной тяге. На отвалах допускается уклон путей до 0,01 м. При обслуживании железнодорожного транспорта рабочие не должны находиться вблизи рельс, нельзя ходить по ним. Скорость поезда устанавливает администрация карьера. Расчетный тормозной путь не должен превышать 300 м. При остановке поезда на уклоне тормоза должны быть зажаты и под колеса подложены тормозные «башмаки». Высота подвески центрального провода над головой рельсов постоянных путей должна быть не менее 6,25 м, на станциях 5,75 м, на перегонах 3,9 м транспорте для сигнализации применяют светофоры, семафоры, фонари, свистки. Ширина производственной дороги составляет не менее 4 м. Минимальные радиусы закругления в зависимости от применяемых типов автомашин о 18 до 35 м. Породные уклоны в грузовом направлении должны быть не более 8%, на коротких участках допускается увеличение уклонов до 10%. Проезжую часть со стороны откосов уступов ограждают породными валунами с высотой не менее 1 м. В процессе погрузки автосамосвалов должны выполняться следующие условия:

ü      При ожидании погрузки автомобиль или поезд должны быть вне зоны действия экскаватора и двигаться под погрузку или после ее окончания только по сигналу машиниста.

ü      Во время погрузки автомобиль должен быть заторможен, а двигатель работать на холостом ходу, погрузку в автомобиль следует производить только при полной его остановке.

ü      Находиться в непосредственной близости от автомобилей при их маневрировании, у мест погрузки и разгрузки не разрешается. При движении автомобиля задним ходом должен подаваться звуковой и световой сигнал. При разгрузке думпкаров на отвалах, подача груженых поездов на разгрузочные тупики допускается только вагонами вперед. При этом расстояние от оси железнодорожного пути до бровки отвала должно быть не менее 1,8 м. Длина погрузочных путей на отвале от приемника для выгрузки породы до концевых упоров должна быть не менее 1,5 длины состава, подаваемого к пункту выгрузки. Во время разгрузки думпкаров рабочие должны находиться вне зоны опрокидывания кузова и возвращения их в транспортное положение не менее 5 м. Опрокидывание кузовов думпкаров и возвращение их в транспортное положение производится без использования экскаватора или других посторонних механизмов.

ü      При выполнении организационных работ следует обращать внимание на организационные мероприятия безопасного ведения совместной работы рудных машин.
Противопожарный режим карьера устанавливается комплексом мер пожарной безопасности, устанавливаемых следующими правилами, инструкциями и приказами администрации предприятия с целью разработки с целью разработки противопожарных мер для предупреждения пожаров. Профилактические меры противопожарного режима включают:

ü      содержание в порядке проходов и путей эвакуации людей;

ü      систематическую уборку рабочих мест и помещений, порядок их осмотра после окончания работы;

ü      комплектность и исправность первичных средств пожаротушения;

ü      обеспеченность проездов и проходов к зданиям и сооружениям;

ü      контроль за условиями хранения горюче-смазочных и других материалов;

ü      соблюдение пылегазового режима и правил пользования открытым огнем.

На всех рабочих местах, в цехах и других объектах должны быть инструкции пожарной безопасности с указанием путей выхода при возникновении пожара. При оформлении на работу все трудящиеся проходят противопожарный инструктаж на рабочем месте. Для естественного воздухообмена в карьере организована искусственная вентиляция. При карьере находятся административно-бытовые здания, в состав которых входят гардеробы, помещения для сушки и обесточивания рабочей одежды, душевые, уборные, помещения чистки и мойки обуви, здравпункт.

На карьере имеются пункты, организация и оборудование которых согласованы с местными органами здравоохранения. Пункт первой помощи оборудован телефонной связью.
5.4
Мероприятия по обеспечению электробезопасности

При обслуживании электроустановок должны приниматься необходимые меры защиты: диэлектрические перчатки, боты, коврики, измеритель напряжения, изолирующие подставки. Перед применением защитные средства тщательно осматриваются. Зимой применяются утепленные диэлектрические перчатки и рукавицы. Защитные средства подвергаются обязательным периодическим испытаниям в установленные сроки.

Для защиты людей от поражения электрическим током в электроустановках до 1000 В и выше применяются устройства, автоматически отключающие сеть при опасных токах утечки. Общее время отключения повреждений электросети не превышает 200 мс. Исправность действия реле утечки проверяется перед началом каждой смены. Проверка реле утечки тока производится 1 раз в 6 месяцев, а также при его переустановке.

Устройство и эксплуатация передвижных воздушных линий электропередач напряжением до 1000 В и выше производятся согласно типовой инструкции. Работа экскаваторов, буровых станков и т.д. под линиями электропередач или вблизи от них допускается, если машины закреплены за ними и при условии, что расстояние по воздуху между машинами и ближайшим проводом будет не менее до 1 кВт – 1,5 м; до 20 кВт – 2 м; от 35 кВт до 110 кВт – 4 м. Расстояние между передвижной опорой составляет 50 м. Все воздушные и кабельные линии на время взрывания в карьере отключаются. Во время работ на линиях электропередач должны быть соответствующие погодные условия. Соединение гибких кабелей производится путем вулканизации. После изоляции кабель подвергается испытаниям на диэлектрическую прочность. Гибкий кабель, питающий передвижные машины, проложен так, что при этом исключается возможность его повреждения, примерзания, завала породой, наезда на него транспортных средств и механизмов. На обводненных участках кабель прокладывается на опорах (козлах). В начале смены гибкие кабели осматриваются рабочими, обслуживающими данную установку. Ремонт кабеля производится после его отключения от питающего пункта и разрядки от остаточных электрических зарядов. В местах пересечения с железнодорожными путями и автодорогами кабель защищен от повреждений путем прокладки его в трубах. Соединение гибких кабелей в виде специальных муфт. Заземление работающих в карьере электроустановок выполнено путем перекрывного соединения между собой заземляющих проводников и заземляющих жил гибких кабелей. Общее заземляющее устройство карьера состоит из центрального контура и местных заземляющих устройств. Сопротивление заземления в любой точке заземляющей сети не превышает 4 Ом. Центральное заземляющее устройство выполнено в виде общего контура из подстанций 35/6 кВ. Местные заземляющие устройства выполнены в виде заземлителей, сооруженных и передвижных переключательных пунктов, передвижных трансформаторных подстанций и т.д.

Заземляющий провод проложен по ЛЭП ниже проводов на расстоянии 0,8 м от самого нижнего. Наружный осмотр всей заземляющей сети производится один раз в месяц. Для освещения в карьере применяется электрическая система напряжением 220 В. Подвеска проводов освещения осуществляется на опорах ЛЭП на стороне, противоположной сети контактного провода. Изоляторы осветительной сети принимаются по наибольшему напряжению.

5.5
Мероприятия по борьбе с запыленностью воздуха

Снижение пылеобразования при буровзрывных работах.

Улавливание пыли при БР производим с использованием пылеподавляющей воздушно-водяной смеси. Расход воды определяется по формуле:

q_в = 0,000785 × Д² × Р_бн (W_п - W_c),кг/м,

где: Р_бн- плотность бурильных пород =3200 кг/м³;

W_п-влажность буровой щелочи,% ;

W_с - естественная влажность буровой щелочи, %;

q_в= 0,000785× 0,25²× 3200( 60 - 40) = 31 кг/м.

            Для устранения выделения пыли ВВ из скважин и улучшения условий труда применяем устройство пылеподавления (УП-9), которая крепится на конус зарядного шланга с помощью хомута. Для снижения пылевыделения при массовых взрывах предусматриваем мероприятия:

а)      орошение подготавливаемых к взрыву участков уступов;

б)      применение ВВ с низким кислородным балансом: граммонит 79/21, который выделяет в 2 раза меньше ядовитых газов, чем тротил;

в)      добавка в забоечный материал нейтрализаторов (неочищенной соли или извести);

г)       применение водяной забойки;

д)      интенсификация рассеивания пылегазового облака, для этого ВР приурочивают ко времени максимальной ветровой активности.

Снижение пылеобразования при погрузочных работах.

Для снижения пылеобразования при этих работах применяем гидроорошение. Для орошения горной массы применяют поливочные машины АОП-35 на базе автомобиля БелАЗ-548А.

Характеристика АОП-35

Наименование

Величина

Вместимость цистерны, м³

35

Ширина полива дороги, м

15

Максимальная дальнобойность струи, м

65

Расход воды, л/с

35

Максимальная скорость груженого автомобиля, км/ч

25



Количество поливочных машин, необходимое для увлажнения забоев в смену

М=n ×m₂ ×P_в/ (Q_c_м×К_тг),

где: n = 14 - число забоев, нуждающихся в орошении;

          m₂ = 2 - частота увлажнения в смену;

          P_в= 35м³ - количество воды для разового увлажнения забоя;

          К_тг= 0,9 - коэффициент технической гарантийности;

          Q_cм - сменная производительность поливной машины;

Q_cм =( V× 60× T_г × К_м) / t_p _м = (35× 60× 8× 0,94 ) / 45 = 350 м³, тогда

М = ( 14× 2 ×35 ) / (0,9× 350) = 3,1= 4 - принимаем 4 машины.

Известно, что запыленность воздуха на автодорогах с твердым покрытием значительно ниже, чем без покрытий и составляет для дорог с твердым покрытием 30 - 100 мг/м³, без покрытий 150 - 350 мг/м³.

Для предупреждения пылевыделения в летнее время применяем:

а)      орошение дорог поливной машиной;

б)      орошение дорог поливной машиной растворами солей Ca и Mg. В зимнее время применяем Северин – 2- низкозастывающая, легкоподвижная, маслянистая жидкость, железокоричневого цвета;

в)      рекультивация, включающая нанесение на поверхность плодородного слоя земли, посадку растений и деревьев.
5.6
Мероприятия по борьбе с производственным шумом и вибрацией
К методам снижения вибраций и шума относятся: виброизоляция, вибропогашение, звукоизоляция и звукопогашение.

К виброизоляции относится амортизационные пружины (сидения в автомобилях и т. д.). Между кабиной и опорными конструкциями устанавливают амортизаторы из резины и пластмассы.

К вибропоглощающим относятся материалы, обладающие большим внутренним трением и снижающие уровень вибрации на 8 - 9 ДБ.

К звукопоглощающим относятся кабины, выполненные из листового материала и обработанные шумоизоляционным материалом, что позволяет снизить шум на 15 ДБ. В случае, где практически невозможно снизить уровень шума, пользуются индивидуальными средствами:

-          внутренние, вставляемые в слуховой аппарат;

-          наружные, закрывающие ушные раковины.

Большое значение для предотвращения от вибрации, шума и сотрясений имеет регулярный 10-минутный отдых через каждый час.

5.7 Санитарно-бытовое и медицинское обслуживание

    В карьере предусмотрены административно-бытовые здания и сооружения для санитарно-бытового обслуживания трудящихся. В состав бытовых помещений входят раздевалки, душевые, туалетные комнаты, мастерские по ремонту спецобуви и одежды, станция питьевой воды и медпункт. В душевых есть горячая и холодная вода в расчете 500 л/ч на одну душевую клетку. Стирка -два раза в месяц. Санитарно-бытовые помещения обеспечены приточно-вытяжной вентиляцией. Вода подвергается физико-химическим анализам и бактериологическому контролю. Для обогрева в зимние время и укрытия от дождя в карьере есть специальные помещения, расположенные на расстоянии не более 300 м от рабочего места. В АО ЛГОК имеется санаторий-профилакторий в г. Старый Оскол и база отдыха в селе Ольховатка. Медицинские учреждения оснащены новейшим оборудованием для диагностики и лечения трудящихся.

5.8. Предотвращение и ликвидация аварий

    Для ликвидации аварий существует план ликвидации аварий (ПЛА), состоящий из оперативной части и приложений к графическим материалам. В оперативной части ПЛА изложены способы извещения об авариях, пути выхода людей из аварийных мест и способы ликвидации аварий. ПЛА находится у главного инженера карьера и у командира ВГСЧ.

5.9. Охрана окружающей среды.

При открытой разработке создаются мощные комплексы по добыче, переработке и потреблению сырья. Влияние основных факторов развития открытых горных работ на санитарно-гигиенические условия карьера и окружающей среды приведены в таблице;

                                                                                                                                    Таблица 5.2.

Фактор

В карьере

Около карьера

Увеличение глубины карьера.

отрицательно

положительно

Увеличение общей поверхности карьера

отрицательно

отрицательно

Увеличение мощности карьера

отрицательно

отрицательно

Уменьшение отношения L к В карьера к его глубине

отрицательно

положительно

Концентрация работ на нижних горизонтах

отрицательно

положительно

Внедрение более мощного оборудования

положительно

положительно

Внедрение механических и эл. физических методов дробления негабаритов

положительно

положительно

Производство массовых взрывов

отрицательно

отрицательно

Искусственное проветривание

положительно

отрицательно

Пылеулавливание и пылеподавление

положительно

положительно

Охрана атмосферного воздуха

Горное производство вызывает 2 вида загрязнения воздуха: запыленность и загазованность. В таблице приведены основные перечни мероприятий по охране воздушного бассейна в зависимости от источника загрязнения.
                                                                                                                                                                                                                                                                                                Таблица 5.3

Источники загрязнения

Мероприятия по охране атмосферного воздуха

Поверхность уступов, отвалов (эрозия)

Изменение технологии отсыпки отвалов и их формы, гидропылеулавливание, применение покрытий из вяжущих веществ.

Массовые взрывы

Предварительное увлажнение. Спецвиды забойки. Применение бутобоев для вторичного дробления. Специальные ВВ для забойки скважин.

Скважины (бурение )

Увлажнение, оснащение бур.станков пылегазоподавляющими устройствами.

Погрузочные операции

Вода в жидком или твердом состоянии, применение воздушно-механической смеси.

Автодорога

Увлажнение. Использование покрытий из вяжущих веществ

Автотранспорт

Нейтрализация выхлопных газов. Замена автотранспорта скиповыми подъемниками.

Охрана водного бассейна

В решении проблемы охраны и рационального использования водных ресурсов при разработке полезных ископаемых как в решении проблем рационального и эффективного водопользования, основной задачей является максимальное отделение антропогенного (промышленность, сельское хозяйство, бытовое) водооборота от природного. В горнодобывающей промышленности такое отделение может быть достигнуто:

1)      изоляцией карьерного поля от подземных поверхностных вод;

2)      оборотным водоснабжением при откачке подземных вод;

3)      очисткой сточных вод, которая может быть:

а) механическая - отстойники-ловушки;

б) химическая - ввод реагентов;

в) биологическая - использование микроорганизмов.

Список литературы

1.             Техническая инструкция по добыче железных руд и железистых кварцитов. Губкин, ЛГОК, 1989 г.

2.             Геологический отчет. Двойкин В.В., Белгород, 1992 г.

3.             Краткий справочник по открытым горным работам. Мельников Н.В., М. Недра, 1982 г.

4.             Проект плана развития горных работ на 1998 г. Бабай В.Я., Копылов В.Л., ЛГОК, 1997 г.

5.             Горная механика. Хаджиков Р.Н., Бутаков С.А., М. Недра, 1982 г.

6.             Типовой проект ведения БВР по РУ. Карпов; Тулинов и др., 1992 г.

7.             Справочник по проектированию электроснабжения. Барыбин Ю.Г., М. Энергоатомиздат, 1990г.

8.             Схема энергоснабжения карьера до 2005г. Пояснительная записка. П1495-4285-ЭС-ПЗ. Леонов А.С., Яковлев Н.С.

9.             Охрана труда в электрохозяйствах промпредприятий. Чекалин Н.А., Полухина С.А., М. Энергоатомиздат, 1990г.

10.        Правила технической эксплуатации и технике безопасности при разработке месторождений полезных ископаемых открытым способом. М., Недра, 1987г.

1. Курсовая Словообразовательные модели неологизмов в современном английском языке
2. Статья на тему Совершенствование методологии обеспечения безопасности для ликвидации дисбалансов при подготовке
3. Реферат Рекламные тексты в античности
4. Диплом на тему Активізація пізнавальної діяльності учнів в процесі навчання математики
5. Контрольная работа Виды времени отдыха 2
6. Реферат Балуев, Александр Николаевич
7. Реферат Биография Андрея Боголюбского
8. Реферат на тему Мифологизация предания о деятельности Евангелиста Луки как художника
9. Реферат на тему Is Communication Doomed Essay Research Paper Is
10. Реферат Методика обучения по курсу математики за 3 года

Расчет электрических нагрузок Таблица 2.4
Наименование потребителей	Количество	Рн, кВт	К_с	cos j	tg j	Р_{а, кВТ}	Р_{р, кВАР}	t_p	Расход электроэнергии в год
Наименование потребителей	Количество	Рн, кВт	К_с	cos j	tg j	Р_{а, кВТ}	Р_{р, кВАР}	t_p	Q_a _{,тыс. кВат.}	Q_p _{, тыс. кВАР ч}
Экскаваторы ЭКГ-8И Экскаваторы ЭКГ-12,.5 Буровые станки СБШ-250 Водоотлив Освещение Электровозы ОЭП	18 6 23 4 - 13	630 1250 322 1000 64,16 5325	0,6 0,75 0,6 0,8 0,9 0,6	-0,9 -0,8 0,7 0,89 0,9 -0,8	-0,75 -0,75 0,071 0,5 0,75 0,75	8505 5625 2318 3200 3024 20755	-6378 -4218 2367 1632 74 21566	21 21 14 20 10 21	107163 76781 19477 40320 11037,6 45289,4	-80372 -57586 1988 20563 4330 23966
						21596	-1131		186357	-17596

ЛЭП	tg j	S_p , к BA	I _ращ , А	Р_р, кВт	Q_p , квар	марка провод.	I _доп , А
ГПП-др.шахта	0,6	3392,1	409,3	3200	1632	АС-150	450
ГПП-КРП-1	-0,58	7448,9	830,5	6439,8	-3743,6	АС-150/12 двойной	2х450
ГПП-КРП-2	0,099	6328,6	645	6297,8	-624,4	АС-95/16 двойной	2х330
ГПП-КРП-3	-0,06	6535,3	695,3	6523,2	-398,2	АС-95/16 двойной	2х330
ЭКГ-8И и два СБШ-250 МН	-0,75	1270	142	837	-526	АС-35	175
Два ЭКГ-12,5	-0,88	2740	280	2023	-1838	АС-95/16	330

Кабельная линия	Р_р,кВт	I_p ,А	Тип кабеля	I _доп	D U ,% £ 5%
ПП - ЭКГ-8И	630	95	КШВГ-3х25+1х10	120	3,3
ПП –ЭКГ-12,5	1250	173,4	КГЭ-3х50+1х16	185	3
ПКТП - СБШ-250МН	322	690	КГЭ-3х95+1х50	700	3,5

ТИП	2УРН2М
Габаритные размеры, мм - длина - ширина - высота - наименьший дорожный просвет, мм - масса установки, кг	5900 2450 3200 320 7950

ТИП	ТО2А
Номинальная мощность, кВА	400
Номинальное первичное напряжение, В.	6000
Номинальное вторичное напряжение по ступеням, В.	882 1122 1416 1812 2376 2940 3498 4001
Потери х/х при номинальном напряжении, Вт	22000
Потери К.З. при номинальной нагрузке, Вт	12000
К.П.Д. при номинальной нагрузке, %	99
Напряжение К.З., % от номинального напряжения	6,7
Ток х/х от номинального тока, %	2,48

ТИП	Любой силовой масляный трехфазный серии ТМ, или ТМФ, или ТАМ
Мощность, кВА		25
Номинальное первичное напряжение, В.		6000
Номинальное вторичное напряжение, В.		400
Схема соединения
Потери К.З. при номинальной нагрузке, Вт.		600
Потери х/х при номинальном напряжении, Вт.		125
Напряжение К.З. от номинального, %		4,5
Ток х/х от номинального, %		3,2

ТИП	РВ-6/400
Номинальное напряжение, В	6000

ТИП	ПК-6/30	ПК-6/100
Номинальное напряжение, В	6000	6000
Наибольший номинальный ток патрона, А	30	100
Номинальный ток предохранителя, А	30	100

ТИП	ТПЛ-10-05Р
Номинальный первичный ток, А	200
Номинальный вторичный ток, А	5
Номинальное напряжение, В	6000

ТИП	КС-2-6,3-75 2УЗ	МБГО2-6000
Емкость, мкФ.	6	20
Номинальное напряжение, В	6000	600

ТИП	98003
Класс точности	1,5
Пределы измерения	0-200

ТИП	КТ-6053
Номинальный ток, А	400
Номинальное напряжение, В (3 контакта включены последовательно)	6000
Напряжение пробоя изоляции между катушкой и контактом, кВ	>15 кВ

ТИП	Д-133-320-20
Номинальный выпрямительный ток при естественном охлаждении, А.	120
Напряжение класса, В.	1800

ТИП	РТ40/2-У4	РТ40/6УХЛ4
Ток срабатывания предельный, А	2	6

ТИП	ВВТЭ-10-10/630У2
Номинальное напряжение, В.	10000
Номинальный ток, А.	630
Ток отключения, кА.	10
Ток динамической устойчивости, кА	25
Механический резерв циклов	2х10⁴
Время отключения, с	0,003/0,05
Время включения, с	0,1
Производительность установки, м³/час	19
Расход электроэнергии на разрушение 1м³ негабарита, кВт/м³	6
Диаметр электрода, мм	75
Максимальный размер разрушаемого негабарита, м	5х5х5
Метод подвода напряжения к негабариту	переносные штанги

Длительность перегрузки	Допустимая амплитуда перегрузки
10мс
0,1с
1с
10с
100с
300с

Длительность перегрузки, с	Допустимая амплитуда тока перегрузки, А при предварительной нагрузке в % к предельному току I _пк
Длительность перегрузки, с	0 %	20 %	40 %	60 %	80 %
0 ,01	3260	3000	2680	2290	1700
0,1	2470	2280	2120	1800	1430
1,0	1960	1900	1670	1490	1220
10,0	1520	1500	1400	1230	1120

Профессия	число смен	явочная численность	коэффициент списочной численности	списочная численность	количество человеко- смен в году	разряд	тарифная ставка руб.	по тарифу, тыс. руб.	поощрительная часть, тыс. руб.	всего
Машинист установки	1		1,2			5	65,40
Помощник машиниста	1		1,2			4	29,60

Статьи затрат	Затраты на год тыс. руб.		Затраты на 1 м³. руб.
1. Заработная плата 2. Амортизация 3. Ремонт оборудования 4. Стоимость электроэнергии 5. ИТОГО: 6. Прочие расходы, 15% 7. Всего затраты	417,25 13,44 6,72 536.12 973,53 146,03 1119,56	208,6 9,28 4,64 714,82 937,34 140,6 1077.94	0,946 0,03 0,015 1.215 2,206 0,33 2,536	0,473 0,021 0,0105 1,62 2.12 0,31 2,43

Наименование показателей	Показатели до введения		Показатели после введения
Наименование показателей	Установка 2УРН-2А	Способ БВР	Установка 2УРН-2М
1. Производительность карьера, млн.т. 2. Выход негабаритов, % 3. Годовой обьем дробления негабаритов, тыс./м³ 4. Количество установок, шт. 5. Себестоимость дробления 1 м³, руб./м³ 6. Удельные капитальные затраты, руб./м³ 7. Экономический эффект: а) сравнение с2УРН-2А, тыс. руб. б) сравнение с БВР. тыс. руб.	40 4 441,2 12 2,536 169,29	40 4 441,2 - 170,6	40 4 441,2 6 2,43 116,95 3276,79 2243,06

Модернизация электрической схемы установки 2УРН-2А3.1. Введение

3.2. Исследования электрофизических свойств

железистых кварцитов

3.3. Назначение установки и техническая характеристика

Техническая характеристика установки 2УНР2М. Общие данные

ТИП

Высоковольтное оборудование

ТИП

3.4. Расчет основных параметров и элементов

схемы установки

Выбор диодов

Рис.3.9. Семейство перегрузочных характеристик

Амплитудное значение тока

С учетом перенапряжений карьерной сети зададимся

3.5. Конструкция установки

3.5.3. Переносные штанги

3.6 Работа электрической схемы

3.7. Работа установки

3.8. Техника безопасности

Bukvasha

Модернизация электрической схемы установки 2УРН-2А
3.1. Введение

Показатели	Ед. изм.	Величина
Объем годовой добычи Вскрыша: рыхлая скальная Плановый коэффициент погашения вскрыши. Срок службы карьера. Обьемный вес руды - вскрыши скальной - вскрыши рыхлой Обьем горно-строительных работ - капитальных траншей - стволы дренажной шахты - дренажные выработки Удельный расход ВВ Годовой расход энергии Максимально заявленная мощность Тип и количество проектируемого оборудования - автотранспорт БелАЗ-7519 - ж/д. транспорт ОПЭ-2 Буровые станки СБШ-250 МН -на добыче -на скальной вскрыше Экскаваторы ЭКГ-8И на добыче Экскаваторы ЭКГ-8И на рыхлой вскрыше Экскаваторы ЭКГ-8И на скальной вскрыше Экскаваторы ЭКГ-12,5 на перегрузке	млн. т тыс. м³ тыс. м³ лет т т/м³ т/м³ млн.м³ тыс. м³ тыс.м³ кг/м³ тыс.кВт.ч тыс.кВт шт. шт. шт. шт. шт. шт. шт. шт. шт.	40 6500 6500 0,28 70 3.4 2.7 1.8 57,6 6,63 170 0.6 186357 23 29 18 23 16 3 8 5 5 6

Наименование оборудования	Тип оборудования	Текущий режим			Капремонт год/час	Структура ремонтного.цикла
Наименование оборудования	Тип оборудования	Т₁	Т₂	Т₃	Капремонт год/час	Структура ремонтного.цикла
Экскаваторы	ЭКГ-8И	60/36	180/72	360/144	6/720	24Т₁ 6Т₂ 5Т₃ К
Экскаваторы	ЭКГ-12.5	60/48	180/96	360/168	6/840	24Т₁ 6Т₂ 5Т₃ К
Бур.станки	СБШ-250МН	30/24	90/48	180/84	3/192	24Т₁ 6Т₂ 5Т₃ К

№ пп	Показатели	Экскав. добыча.	Экскав. вскрыша	Ж.Д отвал	Перегрузка	Бур. станок	РММ
1	Число кал.дней,Т кал	365	365	365	365	365	365
2	Нераб.дни,празд.Тпр Твых	8 -	8 -	8 -	8 -	8 -	8 105
3	Режимное число днейработы,Треж	357	357	357	357	357	260
4	Количество смен в сутки	3	3	3	3	3	1
5	Продолжительность смены	8	8	8	8	8	8
Режим работы трудящихся
1	Отпускной период,Траб	42	42	42	42	42	28
2	Год.фонд раб.времени,Ксп	224	224	224	224	224	224
3	Коэфф.спис.состава	1,59	1,59	1,59	1,59	1,59	1,13
4	Продолж.смены,час	8	8	8	8	8	8
Режим работы оборудования
1	Число дней плановых ремонтов, Т_рем	70,5	70,5	70,5	55	57	0,57
2	Год. фонд рабочего врем. обор.дней	260	260	260	273	232	0,232
3	Коэф.учитывающий план и внепл. простои	0,88	0,88	0,88	0,88	0,76
пп	2	3	4	5	6	7	8

Категория работающего	Численность человек	Фонд сметы труда, тыс.руб.	Среднемесячная заработная плата.
Рабочие	1318	21620	1366,97
Руководство, специалисты, служащие	227	6190	2272,39
Итого:	1545	27810	1500

Показатели	Факт	Проект	проект к факту %
Среднемесячная производительность по добыче, т - работающего - рабочего	2107,4 2446,7	2761,8 3237,5	131,1 132,3
Среднесписочная численность, чел. - работающих - рабочих	1875 1615	1545 1318	82,4 81,6
Среднемесячная з/плата, руб. - работающего - рабочего	1345 1169	1500,3 1340	112 107,2

п/п	Затраты	Сумма затрат, млн. руб.	Удельный вес, %
1 2 3 4 5 6 7 8	Подготовка территории строительства Горно-капитальные работы Промышленные здания и сооружения Оборудования, транспорт Приспособления, инвентарь и инструменты Благоустройство промплощадки Временные здания и сооружения Прочие затраты	9731,8 369996,1 93189,6 360128,47 4865,9 9731,8 29195,5 97318,4	1,0 84,6 0,5 1,0 3 10
	Итого затраты по п/п 1¸8	973184,6
9 10 11	Содержание дирекции строящегося пред-ия Проектные и изыскательские работы Подготовка эксплутационных кадров	6690,8 9731,8 279,5	0,6 1
	Итого затраты по п/п 9¸11	16702,1
12 13 14	Непредвиденные работы и затраты Всего по смене Возвратные суммы по временным зданиям и сооружениям Промышленное строительство за вычетом возвратных сумм	124718,9 1088110,7 12972,2 1075138,5
15 16	Стоимость основных фондов, т. руб. Удельные капиталовложения на добычу 1т руды	1072571 25,53

Наименование работ	Ед. измерения	Обьем, м³
Проходка капитальных траншей Проходка разрезных траншей Дренажный комплекс Разнос бортов карьера на горизонтах	тыс. м³ тыс. м³ тыс. м³ тыс. м³	7195 1581 59 7237,5

Группа обьектов основных фондов	Единица измерения	Обьем	Стоимость единицы, руб	Общая стоимость, тыс. руб
Проходка капитальных траншей Проходка разрезных траншей Дренажный комплекс Разнос бортов карьера на горизонтах	тыс. м³ тыс. м³ тыс. м³ тыс. м³	7195 1581 59 7237,5	17,6 23,6 580 23,5	126632 37311,65 34220 171832,45
Итого:				369996,1

Объекты основных фондов	Ед. изм.	Объем или кол-во	Стоимость единицы, тыс. руб	Общая стоимость, тыс. руб	Нор-ма амортизации	Годо-вая сумма амортизационных исчислений
Линия ЛЭП-6 кВ	км	60	25,48	1528,8	4,33	66,19
Здания КРП	м³	1700	0,065	110,5	4,73	5,22
Склад ВВ	м³	1200	0,076	91,98	4,73	4,32
Ж/д пути до отвала	км	32	271,62	869,2	4,73	411,13
Ж/д пути до ККД	км	24	211,32	6600,6	4,73	312,21
Автодороги в карьере	км	100	706,42	70642	4,73	3341,30
Здания диспетчерских	м³	900	0,082	73,8	4,73	3,49
ИТОГО: 4143,86 79916,89
Здания ГПП	шт.	2	108,68	217,36	3,1	6,74
Здания мастерских	шт.	1	1901,9	1901,9	3,1	58,95
Здания АБК	м³	35000	0,0815	2852,8	3,1	88,43
Склад ГСМ	шт.	1	81,5	81,5	3,1	2,53
ЛЭП-110 кВ	км	3	156,98	470,94	3,1	14,59
ИТОГО:				552,45		171,24
ВСЕГО:				85441,39		4161,1

№	Показатели	Единица измерения	Факт	Проект	Про ект/ Факт %
1	Год.объем добычи руды	млн.т	40	40	100
2	Год.объем горно-подготовительных работ	млн/м	16,1	16,1	100
3	Численность:работающих Рабочих	Чел	1875 1615	1545 1318	82,4 81,6
4	Производительность труда на добыче: Работающих Рабочих	Т Т	2107 2446	2761 3237	131 132
5	Среднемесячная зарплата Работающих Рабочих	руб руб	1345 1169	1500 1340	112 107
6	Стоимость осн.производственных фондов	тыс.руб.	1057196	1059400	100,2
7	Себестоимость:1 т.руды 1.вскрыши	Руб. Руб.	13,324 12,5	13.174 12,1	98 97
8	Фондоотдача	Т/1000 руб	37	39	105
9	Цена реализуемой продукции	Руб.	16,65	16,46	98
10	Рентабельность	%	2,4	2,6	109
11	Прибыль	Тыс.руб.	133042	138012	104
12	Удельные кап.затраты	руб/т	29	27	93
13	Трудоемкость добычи 1000 т. руды	чел/см	10,2	9,5	94
14	Объем кап.вложений	млн.руб	1162,3	1075,2	92,5