книги из ГПНТБ / Егурнов, Г. П. Выбор оптимальной мощности угольных и железорудных карьеров
.pdfИз приведенных материалов видно, что одни составляющие се бестоимости Св с увеличением L(j,p возрастают (св. у, св. т, св. э), Дру гие практически остаются постоянными (св. бз, св. 0, св. Пр); следова тельно, себестоимость выемки 1 м3 вскрыши Св с увеличением длины фронта работ карьера при разработке наклонных и крутых место рождений будет также увеличиваться.
Добычные работы
Себестоимость добычи 1 м3 полезного ископаемого Ся при раз работке наклонных и крутых месторождений складывается из сле дующих затрат: затрат в пределах рабочих уступов сд.у (то же, что и для вскрышных работ); на буро-взрывные работы сд. на транс портирование полезного ископаемого сд. т; на содержание и амор тизацию постоянных путей сп. п; на электроэнергию при транспор тировании полезного ископаемого (только при электровозной откатке) сд. э; на содержание и амортизацию тяговой и главной под станций, механической мастерской, депо или гаража с3. с; на содер жание и амортизацию ЛЭП слэп; на амортизацию горно-капиталь
ных. работ ск; на погашение вскрышных работ сд. в; прочие затраты спр (в основном заработная плата инженерно-технических работни ков, служащих и младшего обслуживающего персонала карьера).
Далее будет проведено сравнение экономической эффективности различных вариантов, поэтому, согласно требованиям действующей типовой методики по определению эффективности капиталовложе ний и новой техники [43], в себестоимости продукции необходимо учитывать увеличение себестоимости продукции за счет приведен ных затрат ср. в, величина которой определится объемами капиталь ных затрат К и отраслевым нормативным коэффициентом Е сравни тельной эффективности (т. е. по приведенным затратам, величина которых определяется суммой эксплуатационных и капитальных за трат: Сэ+ЕК).
Тогда уравнение себестоимости добычи 1 м3 полезного ископае мого будет
С ц ~ с ж, у + |
Сд. бз + Сд. т + с п. п + |
с д. э ~ Ь Т з . с + |
^ЛЭП + ^ к Н - |
|
“ Г ^ д . в + с д. пр + £р. в- |
( 1 7 3 ) |
|
Формулы для расчета отдельных составляющих этого уравнения |
|||
приведены в табл. 48, 57 и 58. |
сд. у = [(ЕфР) |
установлен ранее |
|
Х а р а к т е р |
з а в и с и м о с т и |
||
(см. § 1 главы II), и, как это видно из указанных материалов, ве личина Сд. у с увеличением длины фронта работ карьера также уве личивается.
З н а ч е н и я с о с т а в л я ю щ и х сд. т и сд. э могут быть рассчи таны по формулам табл. 48 с той только разницей, что при опреде лении длины откатки Е0. с не учитывается слагаемое Еот (средняя длина отвального тупика). Величины этих составляющих при уве личении £ ф р , как это видно из формул, будут возрастать.
156
В е л и ч и н а слэп |
и для данного случая может |
быть рассчи |
|
тана по формуле табл. 58, но при этом значение £ лэп |
определяется |
||
из выражения |
|
|
|
77у |
77у. ср |
|
|
^ Л Э П = ~ / 7 ~ |
^ ф р . с + s i n <ру ^ЛЭП + ^ 0Т « 0Т. |
К м > |
( 1 7 4 ) |
где пот — число отвальных тупиков.
З а т р а т ы на с о д е р ж а н и е и а м о р т и з а ц и ю п о с т о
я н н ых |
п у т е й |
Си. п определяются по формулам табл. |
57 (анало |
||||
гично |
расчету |
величин |
св. пт или сд. пт). |
Величина Ln. п |
(длина по |
||
стоянных путей) до глубины |
разработки |
Яу= 200 м находится из |
|||||
выражения |
|
|
|
|
|
||
|
|
L„. п— |
^ |
^ г~Н(^'Фр-с — 2LT.с) 4 -j- |
|
||
+ |
2 (Z-фр. с — 2Z,T. с) |
^ — |
4^ -(-^х. д (300пг Я / р. с) 1,5—}—Z.п_сп, |
||||
где /' |
|
|
|
|
|
|
( 1 7 5 ) |
и /" — длина путей однопутной и двухпутной тупиковых стан |
|||||||
ций; L' |
и L" |
— длина однопутной и двухпутной станций; пг— |
|||||
число уступов, равное Яу/Я; kx.д — коэффициент, учитывающий ха рактер движения (при маятниковом движении kx.д=1, при кольце вом kx.д= 2); /Яр. с — средняя ширина карьера вкрест простирания;
рассчитывается по формуле Шр. c= /ir+0,5#y(ctg(py + ctg(pn)! Ln.cn — длина стационарных и соединительных путей на поверхно сти карьера.
Для карьеров с глубиной разработки от 200 до 400 м в формулу (175) вводится дополнительный член
(Я у — 200) 3
(L-фр. с 2 L t- с) |
-jq |
. |
( 1 7 6 ) |
Характер зависимости сп. п = / (ЯфР) |
будет определяться темпами |
||
увеличения Ln. п и объемов добычи |
Qa.г с увеличением длины |
||
фронта работ: так, с увеличением последнего числитель и знамена тель в формуле для расчета величины са.п будут возрастать.
З а т р а т ы на с о д е р ж а н и е и а м о р т и з а ц и ю о с н о в
ных |
п р о и з в о д с т в е н н ы х з д а н и й с3. с и сооружений ЛЭП |
слэп |
с увеличением ЬфР, как это видно из формул табл. 58, будут |
уменьшаться ввиду того, что мощность карьера (знаменатель в этих формулах) изменяется прямо пропорционально изменению Lc^p [см. выражение (157)], в то время как капитальные вложения (числи тель формул табл. 58) с увеличением производственной мощности предприятия растут более медленными темпами.
З а т р а т ы на г о р н о - к а п и т а л ь н ы е р а б о т ы зависят в основном от длины карьерного поля, запасов полезного ископае мого и вида применяемого транспорта. С увеличением фронта работ запасы карьерного поля Qnp3 будут расти и вместе с ними будут возрастать объемы работ по проведению разрезной траншеи Vp. т-
157
Объемы работ по разносу бортов карьера Кр. б и выездной наклон ной траншеи являются в основном функцией глубины разработки и вида транспорта и не зависят от длины фронта работ карьера. По этому затраты ск с увеличением длины фронта горных работ будут уменьшаться.
Величина ср.в с увеличением КфР,.как это следует из формулы табл. 58, снижается. Это объясняется тем, что при увеличении длины фронта работ карьера производственная мощность его Qr бу дет возрастать в прямо пропорциональной зависимости, а величина капитальных затрат на строительство карьера будет увеличиваться не прямо пропорционально (меньшими темпами, чем производствен ная мощность карьера).
И, наконец, прочие затраты ед. пр в основном определяются фон дом заработной платы (с начислениями) инженерно-технических работников, служащих и младшего обслуживающего персонала карьера. Годовой фонд заработной платы Ф этих категорий трудя щихся зависит от производственной мощности карьера и составляет:
QrM, тыс. м3 . . . |
До 10 |
10—20 |
20-30 |
30-45 |
45 |
Ф, тыс. руб. . . . |
124 |
139 |
149 |
160 |
172 |
Приведенные значения производственной мощности карьера вы числяются по горной массе, т. е. по сумме суточных объемов вскрышных и добычных работ.
Как видно из этих данных, затраты Ф возрастают значительно медленнее, чем увеличивается производственная мощность карьера; следовательно, сд. пр с увеличением фронта работ будет уменьшаться.
В дополнение к формулам табл. 48, 57 и 58 сделаем несколько замечаний по методике расчета затрат, входящих в составляющую себестоимости с3. с. Капитальные вложения в строительство тяговой подстанции Кт. п и эксплуатационные затраты на ее содержание можно определить по стоимости рт. п ее строительства и содержания ст. п, отнесенной на один ртутно-выпрямительный агрегат, т. е.
ft |
W |
k f |
<177> |
Кт, п^ лу |
л |
(л -.п + п . п). руб., |
|
|
wр. в |
|
|
где п' — число локомотивосоставов в работе; Wa. л — мощность
двигателя электровоза, ква; kc и f — коэффициенты спроса и ре зерва; 1КР. в — мощность ртутно-выпрямительного агрегата, ква.
Капитальные затраты по главной понизительной подстанции рас считываются по ее затратам на строительство рп.п и содержание Си. п, приходящимся на 1000 ква ее мощности:
К п. п = [(Н э в э. в + ^ э . Д W 9, д ~1“ П э |
0 |
о + « б . с ^ б . с) ^ с ^ п . п ~{~ |
|
4 ~ гар. в ^ р . в] (Рп. п ~ Ь с п. п)> |
( 1 7 8 ) |
||
где п э. в, Пэ. д, я.э. о и Иб. с — число экскаваторов |
на вскрыше, добыче |
||
и отвалах и буровых станков; W3. в, |
W3.д, W3, |
0, Wq,с— мощность |
|
158
двигателей экскаваторов на вскрыше, добыче, отвалах и бурового станка; kc — коэффициент спроса; ku.п — коэффициент, учитываю щий мощность прочих потребителей; пр. в — число ртутных выпря мителей.
Капитальные затраты на строительство и содержание электро возного и вагонного депо и электромеханической мастерской Кэ.м рассчитываются по массе ремонтируемого оборудования соответст венно. Яэ. л, Р в. д, Р а. м, стоимости рэ.д, рв.д, рэм и затратам на содер жание его сэ. л, св. д и сэ. м, отнесенным к 1 т массы,
АГэ. м [ПЛР Л(/>,. д+ сэ. д) “(“ |
{Рв. д+ ^в. д)] ^пр "К |
|
“1"'(^э. в^э. в"К ^Э. Д^Э. Д“1 |
О^Э. о) ( /,эм“{_^'эм)> |
(179) |
где пл и пв — число электровозов и |
думпкаров; Рл, Рв, Рэ. в, Рэ. д. |
|
Рэ. о — масса электровоза, думпкара, |
экскаваторов на вскрыше, до |
|
быче и отвалах; рэ.д, рв,д и рЭм — затраты на строительство элек
тровозного и вагонного депо |
и электромеханической |
мастерской; |
сэ. д— затраты на содержание |
электровозного депо; k |
— коэффи |
циент, учитывающий прочее оборудование.
Следовательно, при разработке наклонных и крутых месторож дений существует сложная зависимость величины себестоимости добычи 1 м3 полезного ископаемого от длины фронта работ, причем одни слагаемые уравнения (173) с увеличением Рфр увеличиваются (сд.у, сд. в, сд. т, Сд.э), Другие — уменьшаются (слэп, сэ. с, ск, ср. 3).
Характер зависимости Сд= /(ГфР) определяется взаимным влия нием этих составляющих на себестоимость добычи 1 м3 полезного ископаемого. В данном случае решение уравнения (173) в общем виде, как это было сделано для вскрышных работ, невозможно; по этому исследуем характер зависимости Сд=Д(/.фР) на примере ча стного случая в конкретных условиях разработки.
В качестве примера возьмем крутое месторождение с залежью мощностью 270 м (горизонтальная мощность Аг) и углом падения Фл— 70° (примерно условия карьера ЮГОК), породы и руда креп кие— V категории поЕНВ. Длина фронта работ по дну карьера ЬфР. д принимается равной 1,5; 2,25 и 3 км, глубина отработки за лежи Яу— 100, 200 и 300 м.
Карьерное поле вскрывается внешней наклонной траншеей с ру ководящим уклоном г = 30%о (до глубины 60 м), а затем стационар ным тупиковым съездом по лежачему боку. Вскрышные и добыч ные работы производятся экскаваторами ЭКГ-4,6 и ЭКГ-8И. В ка честве средств транспорта применяются электровозы ЕЛ-150 и 105-тонные думпкары. На отвалах работают экскаваторы тех же моделей, а на проведении разрезной траншеи при подготовке ниже лежащих горизонтов — экскаваторы ЭКГ-6.
Высота вскрышных и добычных уступов принята одинаковой (Я = ЛД= 15 м), ширина площадки уступа Вп = 70-ъ80 м. Выемка за лежи производится от лежачего бока к висячему, число добычных уступов — 3.
159
Длина фронта горных работ на один экскаватор при отработке
уступов экскаваторами |
ЭКГ-4,6 и ЭКГ-8И принята 750 м (при |
||
7-фр до 2 Км) |
и 1000 м (при Б ф Р = 2,5 км). |
шарошечными станками |
|
Бурение |
скважин |
осуществляется |
|
СБШ-250. |
|
|
|
Объемы вскрышных и добычных работ. Производственная мощ ность карьера по добыче руды определяется по формуле (157); объ емы вскрышных работ рассчитываются по среднему коэффициенту вскрыши с учетом его увеличения в первый период работы карьера на 10%. Результаты расчетов сведены в табл. 49.
Полученные объемы работ должны быть проверены на провоз ную способность тупиковых съездов, которая определяется по дан ным табл. 46. При расчете наибольших объемов горной массы, ко торая будет транспортироваться через первый (считая сверху) ту пиковый съезд, необходимо учесть, что все объемы вскрышных работ до этого съезда (т. е. с четырех верхних уступов) транспор
тируются при помощи отдельных наклонных съездов. |
Эти объемы |
работ могут быть определены из выражения: |
К =120(Д У— |
— 30) ctgcp, м3 на 1 м фронта работ. |
|
Экскаватор
ЭКГ-4,6
ЭКГ-8И
Т а б л и ц а 49
Объемы добычи и вскрыши
|
Коэффициент |
s |
Объем добычи, |
Объем вскрыши, |
||||||
X |
||||||||||
Глубинаразра ,боткиЯу, м |
вскрыши, м3/м3 |
дЗ |
- |
сменув |
тыс. |
м3 |
сменув |
тыс. |
м3 |
|
средний |
усреднен ный |
^1!си |
суткив |
ВГОД |
суткив |
|
||||
|
|
|
Н |
* |
|
|
|
|
|
|
|
|
|
о |
Си |
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
с* |
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
О |
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
а |
100 |
0,57 |
0,63 |
1,5 |
|
7,2 |
21,6 |
6 480 |
4,5 |
13,5 |
4 050 |
2,25 |
10,8 |
32,4 |
9 720 |
6,8 |
20,4 |
6120 |
||||
|
|
|
3,0 |
|
14,4 |
53,2 |
15 960 |
9,1 |
27,3 |
8 190 |
200 |
0,79 |
0,87 |
1,5 |
|
7,2 |
21,6 |
6 480 |
6,2 |
18,6 |
5 580 |
2,25 |
10,8 |
32,4 |
9 720 |
9,4 |
28,2 |
8 460 |
||||
|
|
|
3,0 |
|
14,4 |
53,2 |
15 960 |
12,5 |
37,5 |
11 250 |
300 |
1,07 |
1,2 |
1,5 |
|
7,2 |
21,6 |
6 480 |
8,6 |
25,8 |
7 740 |
2,25 |
10,8 |
32,4 |
9 720 |
12,9 |
38,7 |
11 610 |
||||
|
|
|
3,0 |
|
14,4 |
53,2 |
15 960 |
17,3 |
51,9 |
1 557 |
100 |
0,57 |
0,63 |
1,5 |
|
12,0 |
36,0 |
10 800 |
7,5 |
22,5 |
6 750 |
2,25 |
18,0 |
54,0 |
16 200 |
11,3 |
33,9 |
10170 |
||||
|
|
|
3,0 |
|
18,0 |
54,0 |
16 200 |
11,3 |
33,9 |
10 170 |
200 |
0,79 |
0,87 |
1,5 |
|
12,0 |
36,0 |
10 800 |
10,4 |
31,2 |
9 360 |
2,25 |
18,0 |
54,0 |
16 200 |
15,6 |
46,8 |
14 040 |
||||
|
|
|
3,0 |
|
18,0 |
54,0 |
16 200 |
15,6 |
46,8 |
14 040 |
300 |
1,07 |
1,2 |
1,5 |
|
12,0 |
36,0 |
10 800 |
14,4 |
53,2 |
15 960 |
2,25 |
18,0 |
54,0 |
16 200 |
21,6 |
64,8 |
19 440 |
||||
|
|
|
3,0 |
|
18,0 |
54,0 |
16 200 |
21,6 |
64,8 |
19 440 |
П |
р и м е ч а н и е . Число |
смен работы в сутки — 3; число дней работы в год — 300; |
нормы |
выработки экскаваторов |
приняты по ЕНВ. |
160
Объемы горной массы, которые будут перевозиться через первый верхний наиболее загруженный съезд, рассчитанные в зависимости от глубины и длины фронта работ карьера и с учетом указанных выше соображений, приведены в табл. 50.
|
Объемы горной массы |
Т а б л и ц а 50 |
||
|
|
|||
Экскаватор |
Глубина разработки |
Фронт работ Афр, |
Объем горной массы, |
|
н у> м |
км |
тыс«м3/сутки |
||
|
||||
|
100 |
1,5 |
29,1 |
|
|
2,25 |
43,8 |
||
|
|
3,0 |
. 68,2 |
|
ЭКГ-4,6 |
200 |
1,5 |
33,9 |
|
2,25 |
50,8 |
|||
|
|
3,0 |
77,8 |
|
|
300 |
1,5 |
39,9 |
|
|
2,25 |
60,0 |
||
|
|
3,0 |
89,8 |
|
|
100 |
1,5 |
48,6 |
|
|
2,25 |
72,9 |
||
|
|
3,0 |
72,9 |
|
ЭКГ-8И |
200 |
1,5 |
56,4 |
|
2,25 |
84,0 |
|||
|
|
3,0 |
84,0 |
|
|
300 |
1,5 |
66,6 |
|
|
2,25 |
99,9 |
||
|
|
3,0 |
99,9 |
|
Из сравнения данных табл. 46 и 50 видно, что при руководящем |
||||
уклоне t' = 30%0 |
локомотивосоставы, сформированные из электрово |
|||
зов 1У-КП-1 и 60-тонных думпкаров, даже при трехпутных съездах не обеспечивают транспортирование необходимых объемов горной массы, поэтому их применение при разработке наклонных и крутых месторождений неэффективно. Например, для электровоза 1У-КП-1 и 60-тонного думпкара при г = 30%0 провозная способность трехпут ного съезда будет равна 8,5+16,0, а объемы горной массы на карь ере при минимальной длине фронта работ 1,5 км составляют 29,1 тыс. м3/сутки.
При работе с локомотивосоставами, сформированными из элек тровозов ЕЛ-1 и 95-тонных думпкаров (при одиночной тяге) , и трех путных съездах может быть обеспечено транспортирование необхо димых объемов горной массы лишь в случае разработки уступов экскаваторами ЭКГ-4,6 при длине фронта работ карьера не более 2,25 км. И только при применении мощных тяговых агрегатов типа ДЗ-360 или серийно выпускаемых промышленных электровозов
11 Заказ № 556 |
161 |
сцепным весом 150 т при работе по системе спаренных единиц мо жет быть обеспечено транспортирование горной массы в случае раз работки уступов экскаваторами ЭКГ-8И при длине фронта работ бо лее 2,25 км.
На основании этих соображений в рассматриваемом примере принимаются локомотивосоставы емкостью 190 м3 (один электровоз ЕЛ-1 и думпкары ВС-105) и 380 м3 (два спаренных электровоза ЕЛ-1 и те же думпкары). Провозная способность трехпутного съезда при работе по системе спаренных единиц будет составлять 95 (при маятниковом движении) и 111 тыс. м3/сутки (при кольцевом движении), что обеспечивает транспортирование необходимых объ емов горной массы при разработке месторождений экскаваторами ЭКГ-8И для принятых в примере глубины отработки и длины фронта работ.
Себестоимость выемки 1 м3 вскрыши (в коп.), рассчитанная по формуле (172) при маятниковом и кольцевом движении локомотивосоставов, приведена в табл. 51. Величина Св.у в данном случае
определялась по формулам |
(21), |
(22), |
(23), (24), |
(25), |
(26), |
||||||
(27), (28). |
|
|
|
|
|
Т а б л и ц а |
51 |
||||
|
|
|
|
Величина С |
|
||||||
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
||
|
Глубина |
|
|
ЭКГ-4,6 |
|
|
ЭКГ-8И |
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
Затраты |
разработ |
|
£Фр |
/'Фр |
^ФР |
|
|
|
|
|
|
|
ки, м |
£ФР |
= |
£ф р - |
£ фР - |
км |
|||||
|
|
= 1,5 км |
2,25 км |
= 3,0 км |
= 1,5 км |
= 2,25 км |
= |
3,0 |
|||
|
|
10,65 |
|
10,7 |
10,8 |
9,62 |
9,7 |
|
|
9,79 |
|
^в.ук |
— |
10,9 |
|
12,23 |
13,32 |
9,2 |
10,0 |
|
10,8 |
|
|
|
100 |
8,43 |
|
8,96 |
10,82 |
7,05 |
8,36 |
|
8,52 |
||
|
200 |
10,76 |
|
10,88 |
12,58 |
10,0 |
10,12 |
10,3 |
|
||
|
300 |
13,22 |
|
14,55 |
14,62 |
12,11 |
12,22 |
12,35 |
|||
|
100 |
1,27 |
. |
1,62 |
1,76 |
1,27 |
1,62 |
|
1,76 |
||
|
200 |
2,16 |
2,51 |
2,7 |
2,16 |
2,51 |
|
2,7 |
|
||
|
300 |
3,45 |
|
3,98 |
4,55 |
3,45 |
3,98 |
|
2,7 |
|
|
^в.о |
|
8,25 |
|
8,25 |
8,25 |
7,15 |
7,15 |
|
7,15 |
||
с в |
100 |
40,6 |
|
41,53 |
43,63 |
37,09 |
38,83 |
39,22 |
|||
200 |
43,82 |
|
44,34 |
46,33 |
40,93 |
41,48 |
41,94 |
||||
|
300 |
47,57 |
49,52 |
50,22 |
44,33 |
45,05 |
45,84 |
||||
Св |
100 |
40,85 |
43,06 |
46,35 |
36,67 |
39,13 |
40,23 |
||||
200 |
47,15 |
44,49 |
49,05 |
40,51 |
41,78 |
42,95 |
|||||
|
300 |
48,46 |
51,05 |
52,94 |
43,91 |
45,35 |
46,85 |
||||
П р и м е ч а н и е . |
Стоимость буровзрывных |
работ св |
бз=12 коп. |
св ум и |
св |
— стои |
|||||
мость при |
маятниковом |
и кольцевом |
движении |
составов. |
|
|
|
|
|
|
|
Как видно из данных табл. 51, себестоимость выемки 1 м3 вскрыши при разработке наклонных и крутых месторождений с уве
162
личением длины фронта работ увеличивается. Значительное влия ние на величину Св оказывает глубина разработки карьера, причем с ростом последней себестоимость выемки 1 м3 вскрыши также воз растает. Характер изменения Св = /( 1 фр; Яу) показан на графиках рис. 51 и 52.
Себестоимость добычи 1 м3 полезного ископаемого при разра ботке крутого месторождения, рассчитанная по формуле (173) для условий данного примера, приведена в табл. 52 (в этой таблице за траты на буровзрывные работы сд. бз приняты равными 12 коп.). Определение затрат на горно-капитальные работы производилось
исходя из условия подготовки карьерного поля для нормальной эксплуатации, т. е. из условия вскрытия полного фронта работ,
|
1,0 |
1,5 |
г,о |
2 ,5 Lфр 1КМ |
Рис. 51. Графики зависимо |
Рис. 52. Графики зависимости |
|||
сти CB= f(LфР) при разра |
Св= / + фр) при разработке кру |
|||
ботке крутой залежи (экска |
той залежи (экскаватор ЭКГ-8И) |
|||
ватор ЭКГ-4,6). |
|
|
|
|
обеспечивающего проектные объемы добыНи полезного ископае мого. Следовательно, внешняя траншея должна быть пройдена до кровли четвертого уступа. Тогда объем разрезной траншеи 1+ т со ставит (за вычетом попутной добычи полезного ископаемого)
Ц>. т= £ф Р {22,5 (2Ну—Я у. вт) (ctg <р— ctg срл)4- |
|
+ Я [А г+ 1 ,5 Я (^ < р + ^< р л)]}, |
( 1 8 0 ) |
где Яу. Вт = 45 м — глубина траншеи.
При выводе формулы (180) предполагалось, что высота наносов
равна высоте уступа Я. |
на момент ввода его |
Объем работ по разносу бортов карьера |
|
в эксплуатацию 1 + б может быть рассчитан по формуле |
|
Пр.б = 30 [22,5 (2Яу — Яу. вт) (ctg ср — ctg срл)+ 6 В пН + |
|
+ 1010 (ctg cp-f-Ctg <Рл)] - |
( 1 8 1 ) |
11* |
163 |
Т а б л и ц а 52
Себестоимость добычи 1 м3 полезного ископаемого (коп.) экскаватором ЭКГ-4,6 (числитель) и экскаватором ЭКГ-8И (знаменатель)
Затраты
Сд.ум Сд.ук
с д.т
сд.э ^ппм сппк
^лэп
сзс
Сд.вм сд.вк СК Сд.Пр ^р.вм ср.вк Сдм Сдк сдм
. Сдк
Затраты
Сд.ум Сд.ук
Сд.Т
Сд.э
^ппм ^ппк
^ЛЭП Сзс
Сд.вм £д.ВК Ск Сд.пр Ср.вм £р.ВК Сдм Сдк Сдм Сдк
|
//фр= 1,5 км |
|
£ ф р - |
2,25 км |
Н у — ЮОМ |
Я у = 200 м |
Я у = 300 м |
Я у = 300 м |
Я у =100 м |
1 0 , 6 5 / 9 , 6 2 |
1 0 , 6 5 / 9 , 6 2 |
1 0 , 6 5 / 9 , 6 2 |
1 0 , 7 / 9 , 7 |
1 0 , 7 / 9 , 7 |
1 0 , 9 / 9 , 2 |
1 0 , 9 / 9 , 2 |
1 0 , 9 / 9 , 2 |
1 2 , 2 3 / 1 0 , 0 |
1 2 , 2 3 / 1 0 , 0 |
8 , 4 3 / 7 , 0 5 |
1 0 , 7 6 / 1 0 , 0 |
1 3 , 2 2 / 1 2 , 1 1 |
8 , 9 6 / 8 , 3 6 |
1 0 , 8 8 / 1 0 , 1 2 |
1 , 3 5 / 1 , 3 5 |
2 , 5 5 / 2 , 5 5 |
4 , 3 1 / 4 , 3 1 |
1 , 8 / 1 , 8 |
3 , 0 3 / 4 , 0 3 |
4 , 9 2 / 2 , 9 5 |
8 , 4 8 / 5 , 4 |
1 2 , 2 9 / 7 , 8 7 |
3 , 4 6 / 2 , 1 2 |
5 , 8 4 / 3 , 6 9 |
5 , 5 2 / 3 , 3 |
0 , 8 4 / 6 , 2 |
1 4 , 6 9 / 9 , 3 2 |
3 , 8 5 / 2 , 3 5 |
6 , 6 3 / 4 , 2 1 |
0 , 3 6 / 0 , 3 6 |
0 , 7 5 / 0 , 7 5 |
1 , 2 4 / 1 , 2 4 |
0 , 3 5 / 0 , 3 5 |
0 , 7 3 / 0 , 7 3 |
4 , 2 5 / 3 , 2 6 |
4 , 9 3 / 4 , 3 8 |
6 , 1 / 4 , 7 1 |
3 , 4 6 / 3 , 1 9 |
4 , 2 5 / 3 , 6 4 |
1 5 , 6 / 1 4 , 3 |
3 2 , 8 / 3 0 , 6 |
4 9 , 3 / 4 5 , 8 |
1 6 , 0 / 1 4 , 9 3 |
3 3 , 2 / 3 1 , 0 |
1 5 , 7 / 1 4 , 1 4 |
3 5 , 4 / 3 0 , 4 |
5 0 , 0 / 4 5 , 4 |
1 6 , 5 / 1 5 , 1 |
3 4 , 2 / 3 1 , 3 |
1 3 , 2 2 1 3 , 2 2 |
7 , 7 3 / 7 , 7 3 |
6 , 1 / 6 , 1 |
1 2 , 1 2 / 1 3 , 1 2 |
7 , 2 / 7 , 2 |
2 , 4 7 / 1 , 5 9 |
2 , 4 7 / 1 , 5 9 |
2 , 6 6 / 1 , 5 9 |
1 , 7 7 / 1 , 1 1 |
1 , 7 7 / 1 , 1 1 |
2 0 , 0 / 1 6 , 7 |
2 6 , 4 1 / 2 3 , 6 |
3 4 , 7 / 2 8 , 9 |
1 8 , 1 / 1 6 , 3 |
2 4 , 0 / 2 3 , 0 |
2 0 , 1 5 / 1 6 , 8 |
2 6 , 8 / 2 3 , 8 |
3 5 , 2 / 2 9 , 3 |
1 8 , 3 / 1 6 , 4 |
2 4 , 2 ' 2 3 , 4 |
7 3 , 2 5 / 6 5 , 7 |
9 3 , 1 2 / 8 4 , 6 2 |
1 1 7 , 8 7 / 1 0 5 , 3 5 |
7 0 , 7 2 / 6 5 , 8 3 |
8 9 , 6 / 8 1 , 2 2 |
7 4 , 2 / 6 5 , 4 7 |
9 7 , 3 3 / 8 4 , 8 |
1 2 1 , 2 2 / 1 0 5 , 9 8 |
7 3 , 0 4 / 6 6 , 6 5 |
9 2 , 9 2 / 8 3 , 3 4 |
9 3 , 2 5 / 8 2 , 4 |
1 1 9 , 5 3 / 1 0 8 , 2 |
1 5 2 , 5 7 / 1 3 4 , 2 5 |
8 8 , 7 2 / 8 2 , 1 3 |
1 1 3 , 6 / 1 0 6 , 2 2 |
9 4 , 3 5 / 8 2 , 2 7 |
1 2 4 , 1 3 / 1 0 8 , 6 |
1 5 6 , 4 2 / 1 3 5 , 2 8 |
9 1 , 3 4 / 8 3 , 0 5 |
1 1 7 , 1 2 / 1 0 6 , 7 4 |
£фр = 2,25 км |
|
£фр = 3,° |
км |
|
Я у = 300 м |
#У = 100 м |
Я =200 |
м |
Я у = 300 м |
1 0 , 7 / 9 , 7 |
1 0 , 8 / 9 , 7 9 |
1 0 , 8 / 9 , 7 9 |
1 0 , 8 / 9 , 7 9 |
|
1 2 , 2 3 / 1 0 , 0 |
1 3 , 5 2 / 1 0 , 8 |
1 3 , 5 2 / 1 0 , 8 |
1 3 , 5 2 / 1 0 , 8 |
|
1 4 , 5 5 / 1 2 , 2 2 |
1 0 , 8 2 / 8 , 5 2 |
1 2 , 5 8 / 1 0 , 3 |
1 4 , 6 2 1 2 , 3 5 |
|
5 , 0 4 / 5 , 0 4 |
1 , 9 8 / 1 , 9 8 |
3 , 5 7 / 3 , 5 7 |
5 , 7 7 / 5 , 7 7 |
|
8 , 9 1 / 5 , 3 6 |
2 , 2 4 / 2 , 2 2 |
3 , 9 5 / 3 , 7 9 |
6 , 5 5 / 5 , 4 6 |
|
1 0 , 5 4 / 6 , 3 2 |
2 , 4 8 / 2 , 4 5 |
4 , 4 / 4 , 3 2 |
6 , 5 1 / 6 , 4 2 |
|
1 , 1 5 / 1 , 1 5 |
0 , 2 8 / 0 , 2 8 |
0 , 5 7 / 0 , 5 7 |
0 , 9 1 / 0 , 9 1 |
|
5 , 0 8 / 3 , 8 4 |
2 , 8 3 / 3 , 4 2 |
3 , 1 2 / 3 , 8 9 |
4 , 4 6 / 4 , 1 9 |
|
5 1 , 2 / 4 6 , 5 |
1 6 , 8 / 1 5 , 1 |
3 4 , 8 / 3 1 , 4 |
5 2 , 0 / 4 7 , 4 |
|
5 2 , 8 / 4 6 , 9 |
1 7 , 8 / 1 5 , 4 |
3 5 , 8 / 3 2 , 1 |
5 4 , 7 / 4 8 , 4 |
|
5 , 7 / 5 , 7 |
1 1 , 5 / 1 1 , 5 |
6 , 9 5 / 6 , 9 5 |
5 , 5 7 / 5 , 5 7 |
|
1 , 7 7 / 1 , 1 1 |
— / 0 , 7 8 |
- ' 0 , 7 8 |
- / 0 , 7 8 |
|
3 1 , 8 / 2 7 , 9 |
1 6 , 2 4 / 1 6 , 0 |
2 0 , 2 / 2 2 , 8 |
3 0 , 0 / 2 7 , 0 |
|
3 2 , 1 / 2 8 , 1 |
1 6 , 3 1 / 1 6 , 0 |
2 0 , 3 5 / 2 3 , 0 |
3 1 , 2 / 2 7 , 5 |
|
1 1 6 , 1 / 1 0 4 , 6 2 |
7 0 , 4 6 / 6 5 , 5 9 |
8 9 , 4 3 / 8 2 , 3 4 |
1 1 5 , 8 9 / 1 0 4 , 2 2 |
|
1 2 0 , 8 6 / 1 0 5 , 2 8 |
7 4 , 4 2 / 6 7 , 1 3 |
9 3 , 7 2 / 8 3 , 2 8 |
1 2 0 , 2 7 / 1 0 6 , 1 9 |
|
1 4 7 , 9 / 1 3 2 , 5 2 |
8 6 , 7 0 / 8 1 , 5 9 |
1 0 9 , 5 / 1 0 5 , 1 4 |
1 4 5 , 8 9 / 1 3 1 , 2 2 |
|
1 5 2 , 9 6 / 1 3 3 , 3 8 |
9 0 , 7 3 / 8 3 , 1 3 |
1 1 3 , 9 4 / 1 0 6 , 2 8 |
1 5 1 , 4 7 / 1 3 3 , 6 9 |
|
П р и м е |
ч а н и е . Величины затрат с индексом «м» — в случае маятникового движения, |
а с индексом |
«к» — кольцевого. |
164
Объем внешней выездной траншеи VB. т, которая вскрывает три верхних горизонта, рассчитывается по формуле
|
|
v; |
|
|
|
|
т |
|
|
(182) |
|
|
|
- | ^ |
2 |
Я |
2 + - |
3 tg tfTp |
|
||||
|
|
|
|
|
|
||||||
где |
kT— коэффициент |
удлинения |
трассы; |
йт — ширина |
нижнего |
||||||
основания траншеи; сртр— угол откоса бортов траншеи. |
по формулам |
||||||||||
Объемы горно-капитальных работ, рассчитанные |
|||||||||||
(180), (181) |
и (182) |
для условий |
данного примера, |
приведены |
|||||||
в табл.53. |
|
|
|
|
|
|
|
Т а б л и ц а |
53 |
||
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|||
|
|
Объемы горно-капитальных работ |
|
|
|
||||||
|
|
|
V в.т’ тыс. м3 |
Кр_т, тыс. |
м3 |
Vp g, тыс. м3 |
Суммарный |
|
|||
V |
к - |
н у , м |
объем работ, |
|
|||||||
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
тыс. м3 |
|
|
1,5 |
100 |
2600 |
|
|
9 200 |
|
550 |
|
12 350 |
|
|
200 |
|
12 500 |
|
680 |
|
15 780 |
|
|||
|
|
300 |
|
|
15 700 |
|
810 |
|
19 110 |
|
|
|
2,25 |
100 |
2600 |
|
13 800 |
|
550 |
|
16 950 |
|
|
|
200 |
|
18 700 |
|
680 |
|
21 980 |
■ |
|||
|
|
300 |
|
|
23 500 |
|
810 |
|
26 910 |
||
|
3,0 |
100 |
2600 • |
|
18 400 |
|
55 |
|
21 550 |
|
|
|
200 |
|
25 000 |
|
680 |
|
28 280 |
|
|||
|
|
300 |
|
|
31 400 |
|
810 |
|
34 810 |
|
|
По данным табл. 52 на рис. 53 построены графики зависимости себестоимости добычи от длины фронта горных работ. Как видно из этих графиков, себестоимость добычи 1 м3 руды с увеличением
фронта |
горных работ сначала |
Га,коп. |
|
уменьшается, а затем увеличива |
|
||
ется, что свидетельствует о суще |
|
||
ствовании оптимальной величины |
|
||
Z-фр, при которой себестоимость |
|
||
добычи минимальна. Темпы сни |
|
||
жения величины сд при увеличе |
|
||
нии |
фронта горных работ (до |
|
|
ТфР. |
оп) |
выше темпов роста ее при |
|
дальнейшем увеличении ТфР.
Рис. 53. |
Графики зависимости Сд = |
= /(L фР) |
при разработке крутой за |
лежи с применением ж.-д. транспорта:
1 — экскаватор ЭКГ-4,6; 2 — экскаватор
ЭКГ-8И две |
верхние кривые для Я у =300 м, |
две средние |
кривые — Я у =200 м, две ниж |
ние |
кривые — Я у = 100 м |
165
