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 ….…….

1. Планограмма работ …. 2. График выходов рабочих … 3. Технико-экономические показатели … 24 Технико-экономическое обоснование принятых технических решений … …….5.Планирование добычи угля и развития горных работ … .1. План развития очистных работ ….… 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 Lл 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 Арсут. определяется по формуле: Арсут.= Тсм • nсм • 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.; nсм - число рабочих смен по добыче в сутки, nсм

= 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 = qп • Кпс , т/мин, где qп – производительность комбайна, рассчитанная по скорости подачи, т/мин. qп = 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; qп = 2,2 • 1,39 • 0,63 • 2,711 = 5,14 т/мин; Кпс - коэффициент снижения производительности комбайна из-за недостаточного резерва приемной способ¬ности участковой конвейерной линии (определяется по приложению [1] в зависимости от коэффициента резерва приемной способности участковой конвей¬ерной линии Кпср ); Кпср = qпс/qп где qпс - приемная способность участковой

конвейерной линии (скребковые конвейеры в лаве, печи, просеке и перегружатели),т/мин; qпс = Qq/ 60 , т/мин ; где Qq – минимальная производительность конвейера участковой линии, т/час , Qq = 540т/час [2]. qпс = 540/ 60 =9 т/мин ; Кпср = 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/&a mp;#956;κр-1)+(1/μск-1 )+(1/μοкр-1)+(1/&# 956;оп-1)+(1/μпп-1)+(1/_ 6;пр-1)] m•γ•r•lл где Ттехн – суммарные нормативные затраты времени на неперекрываемые технологические перерывы, мин.; Ттехн = (tвсп+tобм) lл+tвзр+tзач+tк , мин.; tвсп – нормативные затраты времени на вспомогательные операции,

мин/м; tвсп =tкк + tзз , мин/м.; tкк , tзз – нормативные затраты времени на манипуляции с кабелем, шлангом орошения и на замену зубков ( tкк=0,009; tзз=0,03 ), мин/1м длины лавы; tвсп = 0,009 + 0,03 = 0,039мин/м; tвзр - нормативные затраты времени на заряжание, взрывание шпуров в нишах, а также проветривание лавы, (tвзр=0), мин.; tзач - затраты времени на зачистку дорожки лавы, мин. При односторонней работе комбайна: tзач = lл , мин.;

0,85•Vп.доп Vп.доп - технически допустимая скорость подачи комбайна,м/мин (4,5-6 м/мин); tзач = 150 = 39 мин.; 0,85 • 4 tобм = 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 тран¬спорта по фактору "отсутствие порожних вагонов" (μоп =0,9-0,95); μοп - коэффициент готовности погрузочного пункта при пог¬рузке 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 вентиляцион¬ным штреком: μρв = μэс•[ 1 – (1- μύс)•∑Кi] , μύс - коэффициент готовности эталонного сопряжения, при котором отсутствует действие осложняющих технологи¬ческих 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

Арсут.= 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: Агсут.= j • Ксм • Тсут , т/сут где: j - расчётная производительность выемочной машины по газовому фактору, т/мин; Ксм - суточный коэффициент машинного времени, Ксм = nсм•Тсм • Км, 1440 где: nсм - 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 = nц • r , nц = 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 выра¬ботанного пространства в призабойное,

Кв.п = 0; Кут.в - коэффициент, учитывающий утечки воздуха через выра¬ботанное 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 Агсут.= 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.