Теория організації производства

СОДЕРЖАНИЕ :

Завдання до курсової роботі … 3 Розрахунок навантаження на очисний забій … 5 Розрахунок собівартості видобутку 1 т. вугілля … 11 Заробітну плату … 11 — поправочні коефіцієнти до норм … 11 — розрахунок обсягів робіт на цикл … 12 Допоміжні матеріали … 19 Амортизація устаткування … 19 Упорядкування графіка організації робіт у забої … 21 3.1. Планограмма робіт … 21 3.2. Графік виходів робочих … 23 3.3. Техніко-економічні показники … 24 Техніко-економічне обгрунтування прийнятих технічних рішень …24 5. Планирование видобутку вугілля й розвитку гірських робіт … .26 5.1. План розвитку очисних робіт …26 5.2. Планування видобутку вугілля …26 Література … 28 Приложения.

Завдання до курсової роботу з курсу «Організація і планування гірського виробництва »: Вихідні дані: Комплекс.

4ОКП-70 Комбайн.

2ГШ68 Конвеєр СУОКП-70, 2ЛТ-80 Довжина лави Lл.

150 м. Група робочих швидкостей XV Ширина захоплення r.

0,63 м. Вынимаемая потужність пласта m 2,2 м. Об'ємний вагу вугілля ?

1,39т/м3 Схема виїмки одностороння Гипсометрия хвиляста Перегружатель.

ПТК Кабелеукладчик Поєднання лави з конвеєрним штреком: Крепь пенального типу (4 стійки); установка дерев’яних стійкий діаметром 20 див. під верхняки основного креплентя по нижньому борту, установка через 0,6 м. і 6 м. попереду; установка металевих стійкий ГВКУ-15 вагою 68 кг. під верхняк основног кріплення через 0,6 м. по верхньому борту і 6 м. попереду; в завальної частини установка дерев’яних стійкий діаметром 20 см. під верхняк по верхньому борту; пробивка дерев’яного органого багатьох з стійкий діаметром 20 см., заввишки 2,5 м. протягом 4 м. Поєднання лави з вентиляційним штреком: 2 металевих подхвата спецпрофиля СВП-22 довжиною 4,5 м. на 4-х стійках ГВКУ вагою 68 кг.; установка проміжних дерев’яних рам ?20см. попереду лави на 6 м. через 0,6 м.; вилучення металевих верхняков вручну; демонтаж рейкового шляху вручну, рейки Р-24, довжина нагайки 7 м. Метанообильность : — розроблюваного пласта 3 м 3/т;

— відпрацьованого простору 0,3 м 3/т.

1. РОЗРАХУНОК ДОВАЖКУ НА ОЧИСНИЙ ЗАБІЙ Середньодобовий навантаження очисний забій Арсут. визначається по формуле:

Арсут.= Пмм • nсм • q • Км Під базовим розуміється найбільш поширений варіант технології чи механізації в очисному забої для аналогічних гірничо-геологічних умов. де Пммтривалість робочої зміни, хв., Пмм = 360мин.; nсм — кількість робітників змін з видобутку на добу, nсм = 3; q — середня продуктивність комбайна, т/мин;

Км — змінний коефіцієнт машинного часу комбайна по виїмку вугілля (визначення її величини див. нижче). Середня продуктивність комбайна визначається за такою формулою: q = qп • Спс, т/мин, де qп — продуктивність комбайна, розрахована за швидкості подачі, т/мин. qп = m •? • r • Vп, т/мин; m — вынимаемая потужність пласта, м, m = 2,2 м;

? -щільність на масиві, т/м3,? =1,39 ?/м3; r — ширина захоплення комбайна, м, r = 0,63 м;

Vп — швидкість подачі, м/мин., Vп = 2,711 м/мин; qп = 2,2 • 1,39 • 0,63 • 2,711 = 5,14 т/мин; Спс — коефіцієнт зниження продуктивності комбайна недостатнє резерву приймальні здібності дільничної конвеєрної лінії (визначається по додатку [1] залежно від коефіцієнта резерву приймальні здібності дільничної конвеєрної лінії Кпср); Кпср = qпс/qп де qпс — прийомна здатність дільничної конвеєрної лінії (скребкові конвеєри в лаві, печі, просіці і перегружатели), т/мин; qпс = Qq/ 60, т/мин; де Qq — мінімальна продуктивність конвеєра дільничної лінії, т/час, Qq = 540т/час [2]. qпс = 540/ 60 =9 т/мин; Кпср = 9/5,14 = 1,75? Спс = 0,97; q = 5,14 • 0,97 = 4,99 т/мин. Змінний коефіцієнт машинного часу Км визначається за такою формулою: Км = [1/ ?1 + (1/ ?2 — 1) · (1 + 1/ ?1 — 1) ]-1,.

1/ К· ?2 + 1 До = 1/?2 — 1 ,.

1/?1 — 1 де: ?1 — коефіцієнт готовності очисного забою за групою послідовних перерв, виникаючих лише за роботі комбайна;

?2 — ?оэффициент готовності очисного забою за групою паралельних перерв, виникаючих з однаковою імовірністю як із роботі комбайна, і за його зупинці. Коефіцієнт готовності очисного забою за групою послідовних перерв ?1 ?пределяется за такою формулою: ?1= 1.

.

[1+ q· Ттехн+(1/??-1)+(1/??р-1)+(1/?ск-1)+(1/??кр-1)+(1/?оп-1)+(1/?пп- 1)+(1/?пр-1)] m· ?·r·lл де Ттехн — сумарні нормативні витрати часу на неперекрываемые технологічні перерви, хв.; Ттехн = (tвсп+tобм) lл+tвзр+tзач+tк, хв.; tвсп — нормативні витрати часу на допоміжні операції, мин/м; tвсп =tкк + tзз, мин/м.; tкк, tзз — нормативні витрати часу на маніпуляції з кабелем, шлангом зрошення і заміну зубків (tкк=0,009; tзз=0,03), мин/1м довжини лави; tвсп = 0,009 + 0,03 = 0,039мин/м; tвзр — нормативні витрати часу на заряджання, підривання шпурів в нішах, і навіть провітрювання лави, (tвзр=0), хв.; tзач — витрати часу на зачистку доріжки лави, хв. При односторонньої роботі комбайна: tзач = __ lл____, хв.; 0,85· Vп. доп Vп.доп — технічно допустима швидкість подачі комбайна, м/мин (4,5−6 м/мин); tзач = 150__ = 39 мин.;

0,85 · 4 tобм = 0,196 год 0,213.

tк — середня тривалість підготовки комбайна до виїмку наступній смуги, хв. (tк=20−30мин.); Ттехн = (0,039 + 0,196) 150 + 0 + 39 + 20 = 94 мин;

?? -коефіцієнт готовності комбайна, приймається ?до = 0,84;

??р — коефіцієнт готовності кріплення, ?кр = 0,9;

??до — коефіцієнт готовності скребкового конвеєра, ?ск = 0,92;

??.кр — коефіцієнт готовності процесу кріплення за комбайном (?п.кр.=0,85−0,95);

??п — коефіцієнт готовності системи магістрального транспорту не по чиннику «відсутність порожніх вагонів «(?вп =0,9−0,95);

??п — коефіцієнт готовності навантажувального пункту при навантаженні вугілля (?пп =0,95−0,98);

??р — коефіцієнт готовності очисного забою із процесу провітрювання, ?ін =1.

?1= 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 готовності очисного забою за групою паралельних перерв визначається за такою формулою: ?2 = (0,88 — Тпз/ Пмм)· ??э· ?св; де 0,88-коэффициент враховує час на отдых;

Тпз — сумарні нормативні витрати вpемeни виконання подготовитело-заключнтельных операцій, хв. (17−20 мин.);

??е — коефіцієнт готовності системи електропостачання (?сэ=0,965);

??в — коефіцієнт готовності поєднання лави з вентиляційним штреком: ??в = ?ес· [ 1 — (1- ??с)· SКi] ,.

??з — коефіцієнт готовності еталонного поєднання, при якій відсутня дію що ускладнюють технологічних чинників (??с=0,98);

Кi — коефіцієнт збільшення часу простоїв очисного забою при дії i-го технологічного чинника, осложняющего підтримку поєднання, SКi = 0; ??в = 0,98 · [ 1 — (1- 0,98) · 0 ]= 0,98, ?2 = (0,88 — 17 / 360) · 0,965 · 0,98 = 0,78, До = 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 навантаження на очисний забій газовим чиннику. Добова навантаження очисний забій з урахуванням газового чинника Агсут визначається за такою формулою: Агсут.= j • Ксм • Тсут, т на добу., де: j — расчётная продуктивність выемочной машини газовим чиннику, т/мин;

Ксм — добовий коефіцієнт машинного часу, Ксм = nсм· Тсм · Км, 1440 де: nсм — число добычных змін у добу; Тсут=1440 хв., Ксм = 3 · 360 · 0,25 = 0,19.

1440 Продуктивність выемочной машини з урахуванням газового чинника j визначається за такою формулою: j = 0,6 · Vmax · Sоч. р · З · 1/Крв_______________ ________ ,.

Кдег.е· qпл·(1-Кдег.пл)+[(1-Кдег.е)·qпл·(1- Кдег. пл)+Квп· qвп (1-Кдег.сп)]·Ксм где: Vmax — максимально допустима ПБ швидкість руху повітря по лаві (Vmax=4м/сек);

Sоч.р. — расчётная площа поперечного перерізу призабойного простору очисний вироблення, Sоч.р. = 4,6 м²;

З — допустима по ПБ концентрація метану в що виходить струмені лави, % (С=1%); Крвкоефіцієнт резерву повітря для провітрювання очисного забою. Визначається за такою формулою: Крв =1+0,04· Vл, Vл = nц · r, nц = Дсут/Дц ,.

Vл — швидкість подвигания очисного забою, м/сут, Vл = 1,6 · 0,63 = 1,01 Крв = 1 + 0,04 · 1,01 = 1,04; Кдег.е.- коефіцієнт, враховує природну дегазацію пласта у зоні виїмки, Кдег.е. = 0,5; qпл — відносне метановыделение з розроблюваного пласта, м3/т (приймається по фактичним дані шахті під час проходження практики), qпл = 3м3/т;

Кдег.пл — коефіцієнт, враховує ефективність дегазації розроблюваного пласта, Кдег. пл = 0,3; Кв. п — коефіцієнт, враховує метановыделение з виробленого простору в призабойное, Кв. п = 0; Кут. в — коефіцієнт, враховує витоку повітря через вироблена простір, Кут. в = 1,65; qвп — відносне метановыделение з відпрацьованого простору, м3/т (приймається по фактичним данньпм на шахті під час проходження практики), qвп = 0,3м3/т; Кдег.с.п — коефіцієнт, враховує ефективність дегазації зближених пластів і відпрацьованого простору, 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 на добу. Відповідно до вимогами ПБ розрахункова навантаження очисний забій не повинна перевищувати навантаження на очисний забій газовим чиннику: Арсут? Агсут, 1347,3? 2325,6 отже розрахункова навантаження задовольняє вимоги ПБ газовим фактору.

2. РОЗРАХУНОК СОБІВАРТОСТІ ДОБУВАННЯ 1 т. УГЛЯ.

2.1. ЗАРОБІТНА ПЛАТА.

РОЗРАХУНОК КОМПЛЕКСНОЇ НОРМИ ВИРОБІТКУ І РОЗЦІНКИ. ПОПРАВОЧНІ КОЕФІЦІЄНТИ До НОРМАМ. Вилучення вугілля комбайном: Працюючи комплексу з кабелеукладчиком К1=0,85, хвиляста гипсометрия пласта К2 = 0,9, об'ємний вагу вугілля К3 = 1,05, узагальнений коефіцієнт Брила = 0,85· 0,9 · 1,05 = 0,8033. Установка проміжних рам дерев’янний: за умови встановлення подпарочных рам з цих двох й трьох стійках К1 = 1,05, Установка дерев’яних стійкий під верхняк основного кріплення по нижньому і верхньому бортах: — при кріпленні прилавками під верхняк з круглого лісоматеріалу К=0,9 Спорудження дерев’яної органної кріплення на конвеєрному штреку: відсутність перепиливания стійкий До = 1,25. РОЗРАХУНОК ОБЪЕМОВ РОБІТ НА ЦИКЛ. Видобуток вугілля комбайном :

Д ц = Lл • m •? • r = 150 • 2,2 • 1,39 • 0,63 = 289 т. Пересувка кріплення поєднання на конвеєрному штреку: 0,63 м. Пересувка перегружателя ПТК: 0,63 м. 7. Установка металевих стійкий ГВКУ під верхняк на конвеєрному штреку :

Vст = 0,63 = 1,05 ст.

0,6 Выбивка металевих стійкий ГВКУ на конвеєрному штреку :

Vвыб = 1,12 ст. Пробивка дерев’яного органного низки на конвеєрному штреку :

Vорг = 0,63 = 3,15 ст.

0,2 Установка металевих стійкий ГВКУ під верхняк на вентиляційному штреку :

Vст.в =1,12 ст. Выбивка металевих стійкий ГВКУ на вентиляційному штреку: Vвыб. в = 1,12 ст. Установка проміжних дерев’яних рам на вентиляційному штреку :

Vп.рам = 0,63 = 1,05рамы.

0,6.

Вилучення металевих верхняков вручну: Vверх = 0,63 = 1,05верх.

0,6 Демонтаж рейкового шляху: Vдем = 0,63 м. Доставка лісу по лаві: Vлес = 0,33 м³. Обслуговування і ремонт устаткування :

МГВМ — Vобс = 1 · 450 = 0,4996 чел.-см./ см.

ГРОЗ — Vобс = 5 · 450 = 2,4978 чел.-см./ см.,.

900 де 900 — норматив змінній навантаження котрий обслуговується оборудования, т/см.,.

1;5 — нормативна трудомісткість обслуговування устаткування, чел.-см./см. Дані до розрахунку комплексної норми вироблення і розцінки зведені в табл.1. Комплексна розцінка (Рк) визначається розподілом сумарного змінного заробітку рабочих-сдельщиков за тарифом (??Псм) на обсяг видобутку вугілля за зміну з машинної частини лави (Дсм). Комплексна норма вироблення (НК) розраховується розподілом обсягу видобутку вугілля эа зміну з машиною частини лави (ДСМ) на сумарну трудомісткість робіт технологічного циклу за зміну (ПММ) Комплексна норма вироблення Нк = Дсм = 450 = 41,4 т/чел.-см.,.

Пмм 10,8606 Комплексна розцінка Рк = ??Псм = 327 067,37 = 726,98 руб/т,.

Дсм 450 Тарифні ставки під час розрахунків ухвалюватимуть у відповідність до діючими на підприємстві, а попроцессные норми вироблення — за довідником [1]. Місячний плановий фонд зарплати у ділянці визначено у табл. 3. Явочна чисельність основних рабочих-сдельщиков комплексної добової бригади визначається зі ставлення твори загальної трудомісткості робіт технологічного циклу кількості циклів у добу до коефіцієнта перевиконання норм вироблення, величина якої може бути дорівнює 1,05−1,1. Явочна чисельність допоміжних рабочих-повременщиков визначається розстановкою по робочих місць з допомогою шахтних даних. Чисельність ІТП приймається за затвердженим зі штатним розкладом в залежності від обсягу видобування нафти й режиму роботи ділянки. Списочна чисельність різних категорій робочих визначається множенням явочного складу робочих на коефіцієнт спискового складу, величини якого приймаються за даними практики (форма № 2). Фонд прямий зарплати рабочих-сдельщиков визначається твором місячного обсягу робіт, встановленого з урахуванням змінній видобутку вугілля, прийнятого добового режиму праці та кількості робочих днів, у місяці, на комплексну розцінку (див. табл. 1). Фонд зарплати по місячним окладів обчислюється твором складу ІТП з їхньої місячні оклади, розміри яких встановлюються за даними практики. Розміри премій щодо різноманітних категорій робочих встановлюються в відповідність до шахтними даними (форма № 2). Доплати до праці у нічний і вечірній час розраховані в табл. 2. Причому, бо в підприємстві прийнято 4-хсменный режим роботи, то розрахунок виробляється понад дві нічні зміни. За щогодини нічний зміни доплати становлять 40% годинниковий тарифної ставки. Доплату районному коефіцієнта в Кузбасі встановлена у розмірі 30% від основного заработка.

ДОПОМІЖНІ МАТЕРІАЛИ. Розрахунок потреби ділянки в матеріалах виготовляють основі передбачених у плані обсягів робіт і витрати відповідних матеріалів на одиницю робіт з встановленими нормами, паспортами кріплення і буровзрывных робіт. Витрати у цій елементу в дільничної собівартості плануються на підставі нормативів їх витрати і вартості за одиницю по оптовим цінами з урахуванням транспортно-заготівельних витрат. Результати підрахунків зведені в табл.4. Норми витрати і вартість за одиницю матеріалів разового споживання, а також експлуатаційних витрат по горюче-смазочным матеріалам разового споживання, по матеріалом тривалого користування за рахунком «Витрати майбутніх періодів », запасним частинам, зносу малоцінних предметів приймаються по шахтним даним, скоригованим на плановий обсяг видобутку .

2.3. АМОРТИЗАЦІЯ УСТАТКУВАННЯ. Розрахунок амортизаційних відрахувань проводиться у разі місячним ноpмам від балансову вартість гірничо-шахтного устаткування ділянці. Балансова вартість устаткування приймається по шахтним даним. Результати підрахунків зведені в таблицю 5. Результати підрахунків собівартості по запропонованого і такі за базовим варіантів узагальнені в таблиці 6.

СКЛАДАННЯ ГРАФІКА ОРГАНІЗАЦІЇ РОБІТ У ЗАБОЇ. Графік організації робіт складається з трьох часток: планограммы робіт; графіка виходів робочих; таблиці техніко-економічних показателей.

ПЛАНОГРАММА РОБІТ. Тривалість 1 технологічного циклу виїмки вугілля Тц визначимо виходячи з змінного коефіцієнта циклічності (табл.1) і тривалості робочої зміни: Тц = 360 / 1,6 = 225 мин.

Планограмма робіт у очисному забої наступної доби зображено на рис. 1.

где виконати ремонт; виїмка вугілля комбайном; пересувка секцій кріплення; управління комбайном при перегоні; пересувка лавного конвеєра; підготовка до виїмку наступній полосы.

3.3. ТЕХНІКО-ЕКОНОМІЧНІ ПОКАЗНИКИ. Основні техніко-економічні показники розраховані в таблиці 8. Планова продуктивності праці робочого очисного забою для виходу визначається зі ставлення величини планової добової видобутку вугілля до явочній чисельності основних рабочих-сдельщиков. Місячна продуктивності праці робочого очисного забою дорівнює частномy від розподілу величини місячної планового видобутку вугілля на списочную чисельність основних рабочих-сдельщиков. Місячна продуктивності праці робочого у ділянці дорівнює приватному від розподілу величини місячної планового видобутку вугілля на списочную чисельність всіх робочих участка.

4. ТЕХНІКО-ЕКОНОМІЧНЕ ОБГРУНТУВАННЯ ПРИЙНЯТИХ ТЕХНІЧНИХ РІШЕНЬ. Доцільність прийнятих рішень на курсової роботі має бути обґрунтована економічними розрахунками. Основним узагальнюючого показника при порівнянні базовий і запропонованого варіантів служить показник економічного ефекту, що визначається як різницю між величиною вартісної оцінки реэультатов здійснення заходи й величиною вартісної оцінки витрат за його виконання. Кращим вважається варіант, яким розрахунковий показник зкономического ефекту більше. Величина вартісної оцінки результатів ocyществления заходи визначається твором собівартості на річні обсяги власного видобутку вугілля за варіантами. Останні визначаються по відповідним показниками планової собівартості і навантаження на забій. Величина вартісної оцінки витрат за здійснення заходи щодо варіантів визначається сумою капітальних витрат, розрахунок яких проведено в табл. 9. Ээк.1=Ст.1*Дмес.1*12-З1=7541,59*35 030*12−3 980 426 513= -810 243 740,6 крб. Ээк.0=Ст.0*Дмес.0*12-З0=14 031,55*25 000*12−3 911 957 517=297507483 крб. Ээк.=(Ст. 1 — Ст.0) — (З1 — З0)= (7541,59*35 030*12−14 031,55*25 000*12) -(3 980 426 513−3 911 957 517)=-1 107 751 223,6 руб.

5.ПЛАНИРОВАНИЕ ДОБУВАННЯ ВУГІЛЛЯ І РОЗВИТКУ ГІРСЬКИХ РОБІТ ДІЛЯНКИ НА ГОД.

5.1. ПЛАН РОЗВИТКУ ОЧИСНИХ РАБОТ.

На выкопировке з плану гірських робіт зазначено очікуване становище очисного забою початку планового періоду. Вихідні дані й одержують результати розрахунку показників розвитку очисних робіт з ділянці наведені у таблиці 10.

5.2. ПЛАНУВАННЯ ДОБУВАННЯ ВУГІЛЛЯ. Планова місячна видобуток вугілля з забою розраховується множенням середньої довжини лави в планованому місяці на величину подвигания забою за цикл, кількість циклів у добу, планове кількість днів роботи лави і середню продуктивність пласта. У цьому планова місячна видобуток вугілля повинна бути дорівнює чи перевищувати розмір навантаження на забій, яка встановлюється відповідно до нормативами.

Единые норми вироблення (часу) для шахт Ковальського басейну, Москва, 1981 р. «Розрахунок навантаження на очисний забій» методичні вказівки Н. Г. Вершинин, Л. С. Скрынник «Організація і планування гірського виробництва»; методичні вказівки, КузГТУ, Кемерово, 1989 г. Матеріали виробничої практики.