Теория организации производства

СОДЕРЖАНИЕ :

Задание к курсовой работе …………………………….…. 3

Расчет нагрузки на очистной забой …………….……. 5

Расчет себестоимости добычи 1т. угля ……………… 11

Заработная плата …………………………….……… 11

- поправочные коэффициенты к нормам …...……….……. 11

- расчет объемов работ на цикл …..………………….……. 12

Вспомогательные материалы …………………….… 19

 Амортизация оборудования ………………………… 19

 Составление графика организации работ в забое ….……. 21

3.1. Планограмма работ …………………………………. 21

3.2. График выходов рабочих …………………………... 23

3.3. Технико-экономические показатели ……………….. 24

Технико-экономическое обоснование принятых

технических решений ………………………………..…….24

5.Планирование добычи угля и развития горных работ …... .26

5.1. План развития очистных работ …………………….…..26

5.2. Планирование добычи угля ………………………….….26

Литература ………………………………………………….… 28

Приложения

Задание к курсовой работе по курсу

"Организация и планирование горного производства":

Исходные данные :

Комплекс 4ОКП-70

Комбайн 2ГШ68

Конвейер  СУОКП-70, 2ЛТ-80

Длина лавы L_л  150м.

Группа рабочих скоростей  XV

Ширина захвата r 0,63м.

Вынимаемая мощность пласта m 2,2м.

Объемный вес угля γ 1,39т/м³

Схема выемки  односторонняя

Гипсометрия  волнистая

Перегружатель ПТК

Кабелеукладчик

Сопряжение лавы с конвейерным штреком :

Крепь пенального типа (4 стойки); установка деревянных стоек диаметром 20 см. под верхняки основного креплентя по нижнему борту, установка через 0,6м. и на 6м. впереди; установка металлических стоек ГВКУ-15 весом 68кг. под верхняк основног крепления через 0,6м. по верхнему борту и на 6м. впереди; в завальной части установка деревянных стоек диаметром 20см. под верхняк по верхнему борту; пробивка деревянного органого ряда из стоек диаметром 20см. , высотой 2,5м. на протяжении 4м.

Сопряжение лавы с вентиляционным штреком:

2 металлических подхвата спецпрофиля СВП-22 длиной 4,5м. на 4-х стойках ГВКУ весом 68кг.; установка промежуточных деревянных рам ∅20см. впереди лавы на 6м. через 0,6м.; извлечение металлических верхняков вручную; демонтаж рельсового пути вручную, рельсы Р-24, длина плети 7м.

Метанообильность : — разрабатываемого пласта 3 м ³/т;

— выработанного пространства 0,3 м ³/т.

 

1. РАСЧЁТ НАГРУЗКИ НА ОЧИСТНОЙ ЗАБОЙ

Среднесуточная нагрузка на очистной забой А^р_сут. определяется по формуле:

А^р_сут.= Тсм • n_см • q • Км

 Под базовым понимается наиболее распространённый вариант технологии или механизации в очистном забое для аналогичных горно-геологических условий.

 где Тсм -длительность рабочей смены, мин., Тсм = 360мин.;

n_см - число рабочих смен по добыче в сутки, n_см = 3;

q - средняя производительность комбайна, т/мин;

Км - сменный коэффициент машинного времени комбайна по выемке угля ( определение его величины см. ниже ).

 Средняя производительность комбайна определяется по формуле:

q = q_п • Кпс , т/мин,

где q_п – производительность комбайна, рассчитанная по скорости подачи, т/мин.  

q_п = m • γ • r • Vп , т/мин;

m - вынимаемая мощность пласта, м, m = 2,2м;

γ -плотность угля в массиве, т/м³, γ =1,39 ς/м³;

r - ширина захвата комбайна,м, r = 0,63м;

 Vп - скорость подачи, м/мин.,Vп = 2,711 м/мин;

q_п = 2,2 • 1,39 • 0,63 • 2,711 = 5,14 т/мин;

Кпс - коэффициент снижения производительности комбайна из-за недостаточного резерва приемной способ­ности участковой конвейерной линии (определяется по приложению [1] в зависимости от коэффициента резерва приемной способности участковой конвей­ерной линии К^пс_р );

К^пс_р = q_пс/q_п

где q_пс - приемная способность участковой конвейерной линии (скребковые конвейеры в лаве, печи, просеке и перегружатели),т/мин;

q_пс = Qq/ 60 , т/мин ;

где Qq – минимальная производительность конвейера участковой линии, т/час , Qq = 540т/час [2].

q_пс = 540/ 60 =9 т/мин ;

К^пс_р = 9/5,14 = 1,75 ⇒ Кпс = 0,97;

q = 5,14 • 0,97 = 4,99 т/мин.

Сменный коэффициент машинного времени Км определяется по формуле:

Км = [1/ μ1 + (1/ μ2 - 1) · (1 + 1/ μ1 - 1  ) ]^-1,

1/ К·μ2 + 1

К = ^{1/μ2 – 1}  ,

 ^{1/μ1 - 1}

где: μ1 - коэффициент готовности очистного забоя по группе последовательных перерывов, возникающих только при работе комбайна;

μ2 - κоэффициент готовности очистного забоя по группе параллельных перерывов, возникающих с одинаковой вероятностью как при работе комбайна, так и при его остановке.

Коэффициент готовности очистного забоя по группе последовательных перерывов μ1 ξпределяется по формуле:

μ1=  1 .  

[1+ q·Ттехн+(1/μκ-1)+(1/μκр-1)+(1/μск-1)+(1/μοкр-1)+(1/μоп-1)+(1/μпп-1)+(1/μпр-1)]

m·γ·r·lл

где Ттехн – суммарные нормативные затраты времени на неперекрываемые технологические перерывы, мин.;

Ттехн = (t_всп+t_обм) l_л+t_взр+t_зач+t_к , мин.;

t_всп – нормативные затраты времени на вспомогательные операции, мин/м;

t_всп =t_кк + t_зз , мин/м.;

 t_кк , t_зз – нормативные затраты времени на манипуляции с кабелем, шлангом орошения и на замену зубков ( tкк=0,009; tзз=0,03 ), мин/1м длины лавы;

t_всп = 0,009 + 0,03 = 0,039мин/м;

t_взр - нормативные затраты времени на заряжание, взрывание шпуров в нишах, а также проветривание лавы, (tвзр=0), мин.;

t_зач - затраты времени на зачистку дорожки лавы, мин.

При односторонней работе комбайна:

t_зач = __ l_л____ , мин.;

0,85·Vп.доп

 Vп.доп - технически допустимая скорость подачи комбайна,м/мин (4,5-6 м/мин);

t_зач = 150__ = 39 мин.;

0,85 · 4

t_обм = 0,196 ÷ 0,213

 tк - средняя продолжительность подготовки комбайна к выемке следующей полосы, мин. (tк=20-30мин.);

Ттехн = ( 0,039 + 0,196 ) 150 + 0 + 39 + 20 = 94 мин;

μκ -коэффициент готовности комбайна, принимается μк = 0,84;

μκр - коэффициент готовности крепи, μкр = 0,9;

μρк - коэффициент готовности скребкового конвейера, μск = 0,92;

μο.кр - коэффициент готовности процесса крепления за комбайном (μп.кр.=0,85-0,95);

μξп - коэффициент готовности системы магистрального тран­спорта по фактору "отсутствие порожних вагонов" (μоп =0,9-0,95);

μοп - коэффициент готовности погрузочного пункта при пог­рузке угля (μпп =0,95-0,98);

μοр - коэффициент готовности очистного забоя по процессу проветривания, μпр =1.

 μ1=  1  .

[ 1 +  9 · 94  + ( 1/ 0,84 - 1) + ( 1/0,9 - 1) + ( 1/0,92 - 1) + ( 1/0,85 - 1) +

2,2·1,39·0,63·150

 

   = 0,17

+ ( 1/0,9 - 1) + ( 1/0,95 - 1) + ( 1/1 – 1 ) ]

 

Коэффициент готовности очистного забоя по группе параллельных перерывов определяется по формуле:

μ2 = (0,88 – Тпз/ Тсм)· μρэ·μсв ;

где 0,88-коэффициент учитывающий время на отдых;

Тпз - суммарные нормативные затраты вpемeни на выполнение подготовитело-заключнтельных операций, мин. (17-20 мин.);

μρэ - коэффициент готовности системы электроснабжения (μсэ=0,965);

μρв - коэффициент готовности сопряжения лавы с вентиляцион­ным штреком:

μρв = μэс·[ 1 – (1- μύс)·∑Кi] ,

μύс - коэффициент готовности эталонного сопряжения, при котором отсутствует действие осложняющих технологи­ческих факторов (μύс=0,98);

Кi - коэффициент увеличения времени простоев очистного забоя при действии i-го технологического фактора, осложняющего поддержание сопряжения, ∑Кi = 0;

μρв = 0,98 · [ 1 – (1- 0,98 ) · 0 ]= 0,98 ,

μ2 = (0,88 – 17 / 360 ) · 0,965 · 0,98 = 0,78,

К = ^{1/0,78 – 1} = 0,06,

^{1/0,17 - 1}

Км = [1/ 0,17 + (1/ 0,78 - 1) · (1 + 1 / 0,17 – 1  ) ]^-1 = 0,25,

1/ 0,06·0,77 + 1

А^р_сут.= 360 • 3 • 4,99 • 0,25 = 1347,3 тонн.

 

Проверка нагрузки на очистной забой по газовому фактору.

Суточная нагрузка на очистной забой с учётом газового фактора Агсут определяется по формуле:

А^г_сут.= j • Ксм • Тсут , т/сут.,

где: j - расчётная производительность выемочной машины по газовому фактору, т/мин;

Ксм - суточный коэффициент машинного времени,

Ксм = n_см·Тсм · Км,

1440

где: n_см - число добычных смен в сутки; Тсут=1440 мин.,

Ксм = 3 · 360 · 0,25 = 0,19.

1440

Производительность выемочной машины с учётом газового фактора j определяется по формуле:

j = 0,6 · Vmax · Sоч.р · С · 1/Крв_______________ ________ ,

Кдег.е·qпл·(1-Кдег.пл)+[(1-Кдег.е)·qпл·(1-Кдег.пл)+Квп·qвп(1-Кдег.сп)]·Ксм

 

где: Vmax - максимально допустимая ПБ скорость движения воздуха по лаве (Vmax=4м/сек);

Sоч.р. - расчётная площадь поперечного сечения призабойного пространства очистной выработки, Sоч.р. = 4,6м²;

 С - допустимая по ПБ концентрация метана в исходящей струе лавы, % (С=1%);

Крв -коэффициент резерва воздуха для проветривания очистного забоя. Определяется по формуле:

Крв =1+0,04·Vл , Vл = n_ц · r , n_ц = Дсут/Дц ,

Vл  -  скорость подвигания очистного забоя, м/сут,

Vл = 1,6 · 0,63 = 1,01

Крв = 1 + 0,04 · 1,01 = 1,04;

 Кдег.е.- коэффициент, учитывающий естественную дегазацию пласта в зоне выемки, Кдег.е. = 0,5;

qпл - относительное метановыделение из разрабатываемого пласта, м3/т (принимается по фактическим данным на шахте при прохождении практики), qпл = 3м3/т;

 Кдег.пл - коэффициент, учитывающий эффективность дегазации разрабатываемого пласта, Кдег.пл = 0,3;

 Кв.п - коэффициент, учитывающий метановыделение из выра­ботанного пространства в призабойное, Кв.п = 0;

 Кут.в - коэффициент, учитывающий утечки воздуха через выра­ботанное пространство, Кут.в = 1,65;

qвп - относительное метановыделение из выработанного пространства, м3/т (принимается по фактическим данньпм на шахте при прохождении практики), qвп = 0,3м3/т;

 Кдег.с.п - коэффициент, учитывающий эффективность дегазации сближенных пластов и выработанного пространства, Кдег.с.п = 0,3;

j =  0,6 · 4 · 4,6 · 1 · 1/1,04_____________ = 8,5 т/мин,

0,5·3·(1-0,3)+[(1-0,5)·3·(1-0,3)+0·0,3 (1-0,3)]·0,19

 

А^г_сут.= 8,5 • 0,19 • 1440 = 2325,6 т/сут.

В соответствии с требованиями ПБ расчетная нагрузка на очистной забой не должна превышать нагрузки на очистной забой по газовому фактору:

Арсут ≤ Агсут,

1347,3 ≤ 2325,6

следовательно расчетная нагрузка удовлетворяет требования ПБ по газовому фактору.