Технико-экономические показатели при выемке камеры (блока)

↑

▷ Содержание

⇐ ПредыдущаяСтр 4 из 7Следующая ⇒

2.6 Расчет очистной выемки

Расчет нормальной стадии очистной выемки выполняется в следующей последовательности: 1) отбойка руды, 2) заряжание и взрывание, 3) проветривание, 4) доставка руды, 5) поддержание выработанного пространства.

2.6.1 ШПУРОВАЯ ОТБОЙКА РУДЫ

Определяем площадь обуриваемого забоя S, м²

S=, м².

Определяем число шпуров на забой n_ш, округляем до целого числа.

                                   n_ш= ( q S киш)/ j к_з                                                                (5)

где q – удельный расход ВВ, кг\м³

                                         q = q_о  k₁ k₄ k₆                                                                                            (6)

где     q_о - теоретический удельный расход ВВ, кг\м³ ( см. Приложение, табл № 14)

      k₁- коэффициент относительной работоспособности (см. Приложение, табл № 13)

      k₄ – коэффициент, учитывающий размещение шпуров =1

      k₅ – коэффициент, учитывающий способ заряжания ( при ручном =1,

 пневмозаряжание= 0,9-0,95)

      k₆ – коэффициент (d\ 0,043)ⁿ , n= 1

      киш =0,85-0,9

      j - количество ВВ, приходящегося на единицу длины шпура, кг\м. (см. Приложения, табл №11)

      к_з – коэффициент, заполнения шпура = 2\3 I_ш

Определяем суммарную длину шпуров в забое L, м

                                     L=n_ш I_ш                                                                                                                           (7)

где I_ш – глубина шпура,м.

Определяем общий расход ВВ Q, кг   

                                                     Q= j Lк_з                                                              (8)

где j -количество ВВ, приходящегося на единицу длины шпура, кг\м.

к_з- коэффициент заполнения шпура=2\3 I_ш.

Количество рудной массы, добываемой в забое (слое) Д_сл , т

                        Д_сл=SI_шк_и.р.ηγ/(1-р),                                                                         (9)

где S- площадь забоя,м;

I_ш – длина шпура,м;

к_и.р. – коэффициент извлечения руды;

   η – к.и.ш.=0,85-0,9

γ- плотность руды, т\м³

р- коэффициент разубоживания.

Фактический удельный расход ВВ на 1 т добычи рудной массы q_ф , кг\т

                              q_ф=Q/Д_сл                                                                                                                                (10)

где Q- общий расход ВВ,кг

Д_сл – количество рудной массы, добываемой в забое( слое),т.

Продолжительность обурования забоя t_б, смен

                                    t_б=L/n_бП_б                                                                                (11)

где n_б- число бурильных установок, перфораторов в работе,(указать марку)

П_б- эксплуатационная производительность бурильной установки, перфоратора, м/смену

Трудоемкость работ по бурению шпуров в забое N_б, чел-смены

                                 N_б=n_pt_б                                                                                        (12)

где n_p- число рабочих, занятых на  бурении шпуров

Трудоемкость работ по бурению шпуров N_бо,чел\см,  на 1000 т добытой рудной массы

                                 N_бо=1000N_б/Д_сл                                                                                                              (13)

Продолжительность заряжения шпуров t₃, смен

                                 t₃=Q/n₃П₃                                                                                                                           (14)

где n₃- число зарядных устройств, ( указать марку )

 П_3- эксплуатационная производительность заряжения, кг/смену

 Трудоемкость работ по заряжению шпуров в забое N_з, чел-смены

                                   N_з=n_рt₃                                                                                  (15)

где n_р- число рабочих , занятых на заряжении шпуров

Трудоемкость по заряжению шпуров N_бо,чел\см, на 1000 т добытой рудной массы

                                           N₃₀=1000N₃/Д_сл                                                                                             (16)

Продолжительность погрузки руды (уборки отбитой руды) t_у.п.о , смен

                                         t_у.п.о= Д_сл /n_уП_у                                                                                                (17)

где n_у – количество механизмов, занятых на уборке отбитой руды,(указать марку)

П_у - эксплуатационная производительность, м/смену.

Трудоемкость работ по погрузке N_у, чел-смены

                                              N_у=n_рt_у.п.о                                                                    (18)

где n_р- число рабочих занятых на погрузке.

 Трудоемкость на погрузке N_до,чел\см, 1000 т добытой рудной массы

                                   N_д0=1000 N_у/Д_сл                                                                                                          (19)

2.6.2. СКВАЖИННАЯ ОТБОЙКА РУДЫ

Линия Наименьшего Сопративления.

                                                                                                          (20)

    где К_н- коэффициент, учитывающий неоднородность физических свойств горных пород; к_н=0,9-1

      С₀- показатель взрываемости горных пород;

     d- диаметр скважин, м;

      δ₀- относительная плотность заряжения скважин;

      θ – переводной коэффициент от Аммонита №6ЖВ к другим ВВ

С₀=20+56е^{-0,2 f}

Значение е^{-0,2 f} в зависимости от коэффициента горных пород по шкале проф. М.М.Протодьяконова выбирается по таблице 6

Таблица 6

F

е^{-0,2 f}

0,45

0,3

0,2

0,14

0,09

0,06

0,04

0,03

0,02

       Значения относительной плотности заряжения δ₀ и переводного коэффициента для различных типов ВВ выбираются по таблице 7

Таблице 7

Тип ВВ

δ₀

θ

Аммонит №6ЖВ

1-1,2

Гранулит АС-8

1-1,2

1,15

Гранулит АС-4

1,1-1,2

1,1

Игданит

0,9-1

0,9

Число скважин в слое и расположение зарядов определяем графическим путем, полученные данные сводим в таблицу №8.

Расположение веерных скважин определяется а, расстоянием между концами соседних скважин  

                                       а =mw ,                                                                          (21)

    где m – коэффициент, сближения зарядов=0,8-1,2

длина заряда ВВ также определяется по чертежу: из центра бурения проводят 2 окружности радиусом соответственно 1 w и 3 w ( при недозаряде скважин через одну)

Таблица 8

Номера скважин

Длина, м

Масса заряда, кг

Скважины

Заряда ВВ

5 и т.д.

Итого

L=

L_з =

Q= L_з q

q – масса заряда в 1м скважины, кг. (см. Приложения, табл. № 12)

Количество рудной массы, добытой из слоя Д_сл, т

                 Д_сл=(Вh-S_б) w γк_и.р./1-р                                          (22)

где В – ширина слоя, м;

  h- высота слоя, м;

  S_б – поперечное сечение буровой выработки, м²

  к_и.р. – коэффициент извлечения руды;

  w - Л.Н.С.,

   γ- плотность руды, т\м³;

  р- коэффициент разубоживания.

Фактический удельный расход ВВ на 1 тонну добытой рудной массы q_ф, кг/т

                                              q_ф=Q/Д_сл                                                                    (23)

где Q- общий расход ВВ,кг

Длина скважин к₁, м\т,  на 1000 т отбитой рудной массы

                                  к₁=1000L/Д_сл                                                                          (24)

где L – суммарная длина скважин на слой, м

Выход рудной массы к₂ , т, с 1 м скважины

                                       к₂=1000/к₁                                                                          (25)

Продолжительность бурения скважин в слое t_б , смен

                                       t_б=L/n_бП_б                                                                                                                   (26)

где n_б- число буровых станков в работе, ( указать марку)

   П_б- эксплуатационная производительность бурового станка, м/смену

Трудоемкость работ по бурению скважин в слое N_б , чел-смены

                                             N_б=n_рt_б                                                                        (27)

где n_p- число рабочих занятых на бурении

Трудоемкость работы по бурению скважин N_бо,чел\см,  на 1000 т добытой рудной массы

                                      N_бо=1000N_б/Д_сл                                                                 (28)

Продолжительность заряжения скважин t₃, смен

                                       t₃ = Q / n₃ П₃                                                                  (29)

где n₃ – число зарядных устройств, ( указать марку)

П_з – эксплуатационная производительность зарядного устройства, кг/см.

Трудоемкость работ по заряжению скважин, N_{3, чел\см}

                                          N₃=n_pt₃                                                                            (30)

где n_р- число рабочих , занятых на заряжении скважин

Трудоемкость работ по заряжению скважин N_зо,чел\см, 1000 т добытой рудной массы

                                N₃₀ = 1000 N₃ / Д_сл                                                                 (31)

Продолжительность проветривания забоя

                                                                                                           (32)

где Q_В –количество воздуха, подаваемого в район взрыва, м³\с

  Q_у – условный заряд ВВ

                                      Q_у = Q_ВВ i                                                                       (33)

где i – коэффициент, фактического газовыделения

                             i = V_кам \ Q_ВВ , м³\кг                                                                (34)

V_кам \ Q_ВВ

3-10

>10

            i

0,175

0,25

0,3

V_з –объем загазованных выработок,м³

                        V_з = V_кам + V_р k_р + V_исх + Q_у В                                                     (35)

где V_кам – объем свободной пустоты камеры, м³; (h m L)

V_р – объем взорванной массы, м³ (h m кол-во слоев w )

k_р –коэффициент разрыхления горной массы =1,5

V_исх – объем выработок, средний на исходящей струе,м³

Q_у – условный заряд ВВ

В – количественное значение газовыделения при взрыве 1 кг ВВ =0,9

Продолжительность погрузки руды (уборки отбитой руды) t_у.п.о, смен

                                   t_у.п.о= Д_сл /n_уП_у                                                                                                              (36)

где n_у – количество механизмов, занятых на уборке отбитой руды,(указать марку)

П_у - эксплуатационная производительность, м/смену.

Трудоемкость работ по погрузке N_у , чел-смены

                              N_у=n_рt_у.п.о                                                                                    (37)

где n_р- число рабочих занятых на погрузке.

 Трудоемкость на погрузке N_д0, чел\см, 1000 т добытой рудной массы

                              N_д0=1000 N_у/Д_сл                                                                                                                (38)

Распределение производственных процессов по сменам сводится в таблицы, в зависимости от класса системы разработки,где на каждый производственный процесс отводится определенное количество смен.

Внимание! Дальнейший расчет организации работ будет осуществляться с учетом

                особенностей систем разработки

                 а) Системы с открытым очистным пространством, Iкласс

                б) Этажно-камерные, камерные с последующей закладкой, 7класс

Таблица №9                      Продолжительность работ

Производственные процессы

1 сутки

2 сутки, и т.д.

1см

2см

3см

1см

2см

3см

Бурение

Заряжание и взрывание

Проветривание

Уборка руды

Продолжительность цикла составляет t _ц=…смен

В системах разработки с открытым очистным пространством обычно применяется двухстадийная отработка блока- выемка камеры и целиков. Исключение составляет камерно-столбовая с постоянными целиками.

Среднесуточная производительность Р_о.к., т, блока ( камеры) при выемке камеры

                                     Р_о.к. = Д_ц.к / t_н.к                                                                                        (39)

где Д_ц.к.  - количество добываемой в камере рудной массы за цикл работ,= Д_сл т;

t_н.к  - продолжительность цикла работ в камере, смен

Продолжительность очистной выемки камеры t_о.к , сут 

                                     t_о.к   = Д _к / Р_о.к                                                                             (40)

где Д _к - количество рудной массы, добываемой в камере,(см. табл №2 , 6 графа)

Р_о.к –среднесуточная производительность, т\сут

Число блоков n_о.к. , в одновременной работе для обеспечения заданной

годовой производительности рудника при выемке камер

                              n_о.к. =  К _о.к. Аy / т Р_о.к.                                                     (41)

где К_о.к. - доля добычи рудной массы из камеры ; (см. табл. № 2, 7графа)

А - годовая производительность рудника- из исходных данных, т;

y - коэффициент резерва=1,2-1,3;

т - число рабочих дней в году- 305;

Р_{о.к -} среднесуточная производительность камеры, т.

Выемка целиков: Удельный расход ВВ на 1 т добытой рудной массы

при выемки целиков q_ц = кг/т.

Суммарная длина скважин для разбуривания целиков L,м

                                   L= (Д_{ц ·} q_ц )/ q 0,7                                                                (42)

где Д_ц -количество добытой рудной массы, полученной при выемки целиков (см. табл №2)

q- масса заряда в 1м скважины, кг. (см. Приложения, табл. № 12)

0,7- коэффициент использования длины скважины под заряд ВВ

Количество ВВ для отбойки руды в целиках Q_ц, кг

                                           Q_ц= Д_ц q_ц                                                                        (43)

Трудоемкость работ по бурению скважин в целиках N_б.ц, чел-смен

                                            N_б.ц= L n_В                                                                                                      (44) 

где n_В – норма выработки на бурильщика, м\см

Трудоемкость N_боц, чел\см, на 1000 т добываемой рудной массы из целиков

                                         N_боц=1000N_бц/Д_ц                                                           (45)         

Трудоемкость работ по заряжению скважин в целиках N_3ц,чел\см

                                        N_3ц= Q_ц n_В                                                                                                            (46)

где n_В- норма выработки на взрывника, м\см

Трудоемкость работ по заряжению N_30ц,чел\см на 1000 т добытой рудной массы

                                    N_30ц = 1000 N₃ц/ Д_ц                                                        (47)

Трудоемкость работ по погрузке рудной массы из целиков N_уц , чел-смен

                                         N_уц= Д_ц n_р\ П_у                                                                  (48)

где n_р- число рабочих занятых на погрузке.

 Трудоемкость на 1000 т добываемой рудной массы

                                       N_д0ц=1000 N_уц/Д_ц                                                               (49)

Продолжительность выемки целиков в блоке t _{ц ц}, сут

                                         t _{ц ц} = Д_ц \ Р_оu                                                                                                            (50)

где Р_оu - среднесуточная производительность блока при выемке целиков, т.

Число блоков n_о.ц в одновременной работе при выемке целиков

                             n_о.ц. = К_о.ц. А y / т Р_о.ц..                                            (51)

где К_о.к. - доля добычи рудной массы из целика; (см. табл. № 2,7гр)

Р_{о.к -} среднесуточная производительность при выемке целиков, т.

в) Системы с магазинированием отбитой руды в очистном пространстве.

Таблица № 9                     Продолжительность работ

Производственные процессы

1 сутки

2 сутки, и т.д.

1см

2см

3см

1см

2см

3см

Частичный выпуск и погрузка рудной массы

Выравнивание поверхности отбитой руды в камере

При работе на поверхности отбитой руды

Бурение шпуров

Заряжание и взрывание

Проветривание

Продолжительность цикла составляет t _ц=…смен

Отличаются сложностью технологии горных работ. Выемка камеры разделяется на отбойку с частичным выпуском  руды (30-40%) и полным (окончательным) выпуском руды.

Среднесуточная производительность блока в период отбойки и частичного выпуска рудной массы Р _к1  , т    

                                         Р _к1  = Д_ц.к.  / t_ц                                                                     (52)

где Д_ц.к.  - количество рудной массы, отбиваемой в забое за один цикл работ,= Д_сл т;

t_ц    -время отбойки и выпуска руды на один цикл работ, смен;

Продолжительность отбойки и частичного выпуска рудной массы из камеры t_к1 , сут.

                                         t_к1   = Д _к1 / Р_к1                                                                 (53)

где Д _к1 - количество рудной массы, выдаваемой из камеры в период частичного выпуска ,т; составляет 30-40% балансовых запасов камеры, (см. табл №2, 2гр)

Продолжительность полного (окончательного) выпуска руды из камеры t_к2, сут

                                          t_к2  = Д_к2 \ Р_к2                                                  (54)

где Д_к2 - количество рудной массы в камере на начало полного выпуска , т; составляет 70-60% балансовых запасов камеры, см. табл.№2.(2гр)

   Р_к2 - среднесуточная производительность камеры в период полного выпуска рудной массы,т. Определяется сменной производительностью погрузочной машины и их числом.

Среднесуточная производительность камеры за весь период очистной выемки, т.

                                      Р_о.к = ( Д _к1 + Д_к2 ) / (t _к1 +t _к2 )                                (55)

Среднесуточная производительность блока при выемке целиков Р_о.ц , т.

                                         Р_о.ц   = Д_ц.ц. \ t_ц                                                      (56)

где Д_ц.ц.   - количество рудной массы, отбиваемой в целике за один цикл работ, т;

t_ц    -продолжительность цикла работ в целике, смен.

Продолжительность выемки целиков в блоке t_о.ц , сут

                                            t_о.ц  = Д_ц \ Р_о.ц                                                 (57)

Число блоков n_о.к.  с одновременной очистной выемкой камер обеспечивающих заданную годовую производительность рудника

                                  n_о.к.    =К _о.к. Аy / т Р_о.к.                                                                                    (58)

где К_о.к. - доля добычи рудной массы из камеры, (см. табл. № 2, 7гр)

А - годовая производительность рудника – из исходных данных, т;

y - коэффициент резерва=1,2-1,3;

т - число рабочих дней в году - 305;

Р_{о.к -} среднесуточная производительность камеры, т.

.Из общего числа блоков в очистной выемке n_о.к.     

     · число блоков в отбойке и частичном выпуске рудной массы

                           n_о.1 = n_о.к ( t_к1  \ (t _к1 +t _к2 ))                                             (59)

      · число блоков при полном выпуске рудной массы

                            n_о.2 = n_о.к ( t_к2   \ (t _к1 +t _к2 ))                                         (60)

Число блоков в одновременной выемке целиков

                             n_о.ц.    =К _о.кц Аy / т Р_о.ц                                                       (61)

     г) Системы разработки с закладкой очистного пространства

Таблица №9                      Продолжительность работ

Производственные процессы

1 сутки

2 сутки

1см

2см

3см

1см

2см

3см

Бурение

Заряжание и взрывание

Проветривание

Уборка руды

Подготовка к закладке

Закладка слоя и затвердевание закладки

Продолжительность цикла составляет t _ц=…смен

 Среднесуточная производительность блока, т.

                                   Р_о =    _. n_с  n_з ( Д_ц / (t _доб +t _зак)                                     (62)

где Д_ц   - количество рудной массы, добываемой в блоке за один цикл работ,= Д_сл т;     

  t _доб - продолжительность работ в цикле по выдаче рудной массы, смен;     

  t _зак - продолжительность работ по закладке, смен;     

   _. n_с   - число рабочих ( добычных ) смен в сутки

     n_з - число забоев в блоке.

Продолжительность закладки t _зак ,см

                                    t _зак = Q_з \ Р_з.к.                                                                       (63)

где Q_з – количество закладочного материала, необходимого для выполнения цикла работ в забое или объем закладываемой камеры, м³.

  Р_з.к. – производительность закладочного комплекса, сут.

Общее число блоков n_о в одновременной очистной выемке  

                                n_о =К _о. Аy / т Р_о.                                                                      (64)

где К_о.к. - доля добычи рудной массы из камеры, (см. табл. № 2, 7графа)

А - годовая производительность рудника, из исходных данных ,т;

y - коэффициент резерва=1,2-1,3;

т - число рабочих дней в году - 305;

Р_{о. -} среднесуточная производительность блока ( добычного участка), т.

Из общего числа блоков (добычных участков) в очистной выемке находим число блоков:     

· в одновременной выдаче рудной массы

                                        n_доб =    n_о t_доб  / (t _доб +t _зак )                              (65)

· в одновременной закладке

                                    n_зак. = n_о t_зак  / (t _доб +t _зак)                                            (66)

Закладка камеры (слоя).

Определиться с объемом закладываемой камеры или слоя.

Продолжительность закладки камеры(слоя) t _зак,см

                                         t _зак = Q_з \Р_з.к ,                                                               (67)

где Q_з –количество закладочного материала на слой или объем закладываемой камеры,м³

  Р_з.к – производительность закладочного комплекса,м³\сут

Трудоемкость работ по закладке N_зак, чел-смен

                                     N_зак=n_рt_зак                                                                           (68)

где n_p- число рабочих занятых на закладочных работах

Трудоемкость работы N_{бзак о}, чел\см на 1000 т добытой рудной массы

                                     N_{бзак о}=1000N_зак/Д_,                                                                                               (69)

где Д= Д_сл или Д_к

            д) Системы разработки с обрушением руды и вмещающих пород

Таблица №9                      Продолжительность работ

Производственные процессы

1 сутки

2 сутки

1см

2см

3см

1см

2см

3см

Бурение

Заряжание и взрывание

Проветривание

Уборка руды

Продолжительность цикла составляет t _ц=…смен

Среднесуточная производительность секции (панели) Р _о..n , т.

                                     Р _о..n = Д _о..n / t _о..n                                                          (70)

где Д _о..n - количество рудной массы, добываемой в блоке за один цикл работ,= Д_сл т; 

   t _о..n - продолжительность работ в цикле по выдаче рудной массы, смен.

Обычно в блоке в одновременной отработке находятся несколько секций(панелей), включение их в очистную выемку производится последовательно, что усложняет расчет среднесуточной производительности блока.

  Число наращивания (или сокращения) производительности очистной выемки в блоке

                                      S = (R –1)/К                                                            (71)

где R- наибольшее число секций, находящихся в блоке в одновременной очистной выемке.

К- одновременно включаемые секции

Продолжительность наращивания(сокращения) t_n.с, производительности очистной выемки в блоке

                              t_n.с =S t_о.n                                                                                                                       (72)

За период наращивания и сокращения производительности очистной выемки в блоке будет отработано секций (панелей)

      ∑ N_n = 2К S                                                                                     (73)

При этом из блока будет добыто рудной массы (т)

                 å Д_о.п = Д_о.п å N_n n                                                                         (74)

где n- число одновременно взрываемых слоев в панели.

Продолжительность очистной выемки блока , t_о сут.

                   t_о = (Д_о -å Д_о.п./ R Р _о..n ) +2 t_n.с ,                                                          (75)

где Д_о – количество рудной массы, добываемой из блока очистными работами, (см. табл № 2,6 графа)

Число блоков n_о.,  в  одновременной очистной выемке, обеспечивающих заданную годовую производительность рудника

                       n_о..    =К _о. Аy / т Р_о.                                                            (76)

где К_о.к. - доля добычи рудной массы из камеры ; см. табл. № 2 (7графа)

А - годовая производительность рудника, из исходных данных, т;

y - коэффициент резерва=1,2-1,3;

т - число рабочих дней в году- 305;

Р_{о -} среднесуточная производительность блока из очистных работ, т.

Среднесуточная производительность блока при очистных работах Р_о, т.

                                     Р_о= Д_о \ t_о ,                                                                    (77)

7.1 Расход ВВ на 1 т. добытой рудной массы – q_ф , ( см. раздел 5 «Расчет очистной выемки», фактический удельный расход ВВ на 1 тонну добытой рудной массы, кг/т)

7.2.1 Трудоемкость работ на 1 цикл, рассчитывается при камерно-столбовой С.Р:

Бурильщиков – х y z=A, чел-смен.

где х- число бурильных установок,

у- количество рабочих, обслуживающих установки,

z – количество смен, занятых на бурении скважин или шпуров.

Зарядчиков – х y z=Б, чел-смен.

где х- число зарядных установок,

у- количество рабочих, обслуживающих установки,

z – количество смен, отведенных на заряжание скважин или шпуров.

Машинистов, занятых на погрузке горной массы - х y z=В,

где х- число машин,

у- количество рабочих, обслуживающих установки,

z – количество смен, отведенных на уборку отбитой руды.

Производительность труда, т/смену:

Бурильщика Р_б = Д_сл \ А,

где А- трудоемкость работ бурильщика.

Рабочего по камере Р_к = Д_сл \ А+Б+В,

где А, Б, В - трудоемкость работ.

7.2.2 Суммарная трудоемкость при очистной выемке блока, рассчитывается если отрабатываются в блоке камера, целики. Расчет сводится в таблицу № 10

Таблица 10 Трудоемкость работ

Выработки

Объем руды

Трудоемкость работ, чел-смен

На 1000 т рудной массы

На весь объем работ

Бурение,

N_бо

Заряжа

ние, N_зо

Доставка,

N_до

Заклад

ка, N_з

Бурение

N_б

Заряжа

ние, N_з

Доставка

N_д

Заклад

ка

Итого

Камера

См. табл. №2 графа 6

Может

Целик

быть

или

Всего

нет

Примечание: Трудоемкость работ на 1000 т добытой рудной массы на бурение, заряжание и т.д. берется из раздела « Расчет очистной выемки».

Трудоемкость на весь объем работ рассчитывается соотношением

1000т - N_бо

объем руды камеры – Х,

найти Х.

Производительность труда при очистной выемке, т\чел-смену:

На бурение скважин Р_б = Всего(объем руды) / N_б .

На заряжание Р_з = Всего(объем руды) / N_з .

На доставке Р_д = Всего(объем руды) / N_д .

Средняя на очистной выемке Р_о = Всего(объем руды) / Итого.

Познавательные статьи:



Где возникла философия и почему?

Относительная высота сжатой зоны бетона

Сущность проекции Гаусса-Крюгера и использование ее в геодезии

Тарифы на перевозку пассажиров