Курсовая работа: Разработка мероприятия по повышению эффективности производства в добычном блоке Кировского рудника ОАО "Апатит"

Федеральное агентство по образованию

Государственное образовательное учреждение высшего профессионального образования Российской Федерации

Санкт-Петербургский государственный горный институт им. Г.В. Плеханова

(технический университет)

Кафедра Организации и управления

КУРСОВОЙ ПРОЕКТ

Тема:

Разработка мероприятия по повышению эффективности производства в добычном блоке Кировского рудника ОАО «Апатит»

Автор: студент Точилова Н.И.

Руководитель проекта:

доцент Пронин Э.М.

Санкт-Петербург

2006 год

Содержание

Введение

Раздел I. Описание существующей технологии, механизации и организации производства на Кировском руднике

1. Краткая геологическая и гидрогеологическая характеристика участка шахтного поля

1.1 Общие сведения

1.2 Геологическая характеристика месторождения

1.3 Гидрогеологическая характеристика шахтного поля

1.4 Качественная характеристика и запасы руды

2. Вскрытие месторождения и применяемые системы разработки

2.1 Вскрытие

2.2 Системы разработки

3. Механизация работ

3.1 Проходческие работы

3.3 Очистные работы

3.4 Взрывные работы

4. Работа вспомогательных служб

4.1 Проветривание рудника

4.2 Организация водоотлива на объединённом Кировском руднике

4.3 Электроснабжение рудника

5. Организация работ и режим работы рудника

Раздел II. Организационно-технические мероприятия по улучшению технико-экономических показателей работы блока с обоснованием их экономической эффективности

Раздел III. Проектно-расчетная часть

Технико-экономические показатели блока

Заключение

Список литературы

Аннотация

В курсовом проекте разрабатывается мероприятие по повышению эффективности работы добычного блока Кировского рудника ОАО «Апатит» при изменении организации производства за счет выбора рационального комплекса оборудования на бурении и доставке. Рассчитаны основные технико-экономические показатели при изменении организации производства. На основе приведенных расчетов выбран наилучший вариант организации производства.

Количество страниц – 40, количество таблиц – 27, количество графических листов – 1.

The summary

In an academic year project action on increase of an overall performance добычного block Kirovski of mine of Open Society " Apatite " is developed at change of the organization of manufacture due to взаимоувязки works on скреперной to delivery of ore from the block with chisel works. The basic technical and economic parameters are calculated at change of the organization of manufacture.

On the basis of the resulted calculations the best variant of the organization of manufacture is chosen. Quantity of pages – 40, quantity of tables – 27, quantity of graphic sheets – 1.

В курсовом проекте разрабатывается мероприятие по повышению эффективности работы добычного блока Кировского рудника ОАО «Апатит» при изменении организации производства.

Необходимо рассмотреть возможные комплексы оборудования на очистных работах и выбрать самый эффективный, который будет обеспечивать максимальную производительность добычного блока, а также найти наиболее экономически выгодный вариант организации производства.

Месторождения Кукисвумчорр и Юкспор находятся на территории Кировского района Мурманской области, в южной части Хибинского массива щелочных изверженных пород, в 5,5 км от г. Кировска и связаны железнодорожной и шоссейной ветками, которые соединяет рудник с тремя обогатительными фабриками АНОФ1, АНОФ2 и АНОФ3 и с городом Апатиты. Месторождение эксплуатируется с 1930 года.

. Месторождения находятся в лавинно опасном районе. Климатические условия района характеризуются по данным наблюдений метеостанций - среднегодовой температурой от +14 до – 2,7 градусов. Максимальная температура приходится на июль до +30 градусов, а минимальная на февраль – до –36 градусов. Среднегодовое количество осадков – 779,8 мм.

В настоящее время ОАО «Апатит» представляет собой огромный горно-химический комплекс, в состав которого входят:

§  четыре рудника: два подземных: Расвумчоррский, Кировский, два открытых: Центральный и Восточный.

§  обогатительные фабрики: АНОФ-2, АНОФ-3.

§  железнодорожный и автомобильный цехи.

§  около 30 других цехов вспомогательного назначения.

1.2 Геологическая характеристика месторождени я

Кукисвумчоррское апатито-нефелиновое месторождение расположено в центральной части Хибинского щелочного массива и представлено мощной линзой, падающей к северо-востоку под углом 26-32°. Общая длина по простиранию около 2400 метров, по падению – 500-200 метров.

По геоморфологическому признаку на месторождении Кукисвумчорр выделяется 2 участка – Кукисвумчоррский и Саамский с границей по 21-му разрезу. Центральная часть Кукисвумчоррского участка и Саамский участок представлены единым линзообразным телом максимальной мощностью свыше 200м. В поперечном сечении рудная залежь имеет клиновидную форму, при этом максимальные мощности её наблюдаются в приповерхностной части, а на глубину мощность постепенно уменьшается до 10м и менее. Угол падения залежи изменяется от 25^o до 30^o у поверхности и от 45^o до 55^o на глубине. В северо-западной части рудная залежь характеризуется малыми мощностями – от нескольких метров до 20-30м., грубопластообразной формой, оснащённой трещинами и раздувами.

На месторождении Юкспор по геоморфологическим признакам выделяется также 2 участка- Юкспорский и Гакман с границей по 21-му разрезу. Общая длина залежи 3350м по простиранию, по падению 1500-900м. Угол падения от 30-35 ^o у поверхности до 40-50^o на глубине. Средняя мощность залежи 70м, при этом на Юкспорском участке она колеблется от 130 до 260м, в трещинах до 40-60м, на участке Гакман от 50 до 70м. К радиальным крутопадающим и вертикальным трещинам приурочены зоны окисления северо-западного и восточного падения под углом 76-90. Мощность их на верхних горизонтах 20-40м, уменьшается с глубиной 10-15м, далее частично выклинивается.

По содержанию P₂O₅ выделяются (от висячего бока к лежачему): зона сфено-апатитовых руд (8-20%), зона богатых руд (более 20%), зона бедных руд (8-20%) и зона убогих руд (4-8%).

1.3 Гидрогеологическая характеристика шахтного поля

Режим водопритоков в рудник относительно стабильный, максимальные водопритоки наблюдаются в период снеготаяния и ливневых дождей.

Анализ режима водопритоков в горные выработки, находящиеся в зоне постоянного водонасыщения, позволяет сделать следующие выводы:

·  приток за счёт подземных вод нарастает по мере увеличения глубины отработки. Приток достигает своего максимума в период завершения проходки основных оконтуривающих выработок. С этого момента основной приток подземных вод в рудник (70-80%) сосредотачивается на данном горизонте.

·  приток за счёт атмосферных вод начинают поступать на горизонт только с начала ведения работ по обрушению пород кровли и собираются на двух нижних горизонтах с распределением притоков в соотношении - 17% на верхнем, 83% на нижнем.

В период подготовки горизонтов водопритоки незначительны и составляют 50-100м/ч, при отработки их и с ростом зоны обрушения водопритоки за счёт атмосферных осадков увеличиваются и составляют подземных вод на горизонт +410м до 200м/ч.

1.4 Качественная характеристика и запасы руды

Минеральный состав апатито-нефелиновых руд месторождений является однотипным. Руды отличаются в основном количественным соотношением рудообразующих минералов, а также структурой и текстурой. Основными рудообразующими минералами апатит-нефелиновых руд являются апатит, нефелин, эгирин, сфен, полевой шпат и титаномагнетит. В таблице приведен средний минеральный состав руды.

Таблица 1

В целом по месторождению принята для балансовых 2,88т/м, для забалансовых -2,7т/м. Коэффициент крепости руды 7-8, вмещающих пород 7-10.

2. Вскрытие месторождения и применяемые системы разработки

2.1 Вскрытие

Единая схема вскрытия предусматривает:

ü  транспортировку руды, добываемой на горизонтах +320м и +250м Юкспорского крыла к действующему наклонному конвейерному стволу Кировского рудника;

ü  выдачу руды с горизонтов +172м и +92м по главному стволу №2.

В настоящее время объединённый Кировский рудник вскрыт следующими горно-капитальными выработками:

1. Главный ствол №1,2. Предназначены для подъема руды на поверхность, спуска-подъема людей, материалов и оборудования с горизонтов +320, +250 и +172 метра.

2. Северный воздухоподающий ствол №1,2; южный воздухоподающий ствол №2. Предназначены для подачи свежего воздуха от вентиляторно-калориферной установки.

3. Вспомогательный ствол №1, западный вспомогательный ствол. Предназначены для подачи свежего воздуха, строительства горизонтов, выдачи породы от проходки, спуска материалов, спуска-подъёма людей, выдачи воды главной водоотливной установкой горизонтов 90 и 170 м.

8. Южный вентиляционный ствол №1. Предназначен для подачи свежего воздуха от вентиляторно-калориферной установки. Служит для проветривания дробильно-доставочного комплекса и части горизонта 320м. Диаметр в свету - 5,0м.

9. Центральный вентиляционный ствол №1,2,3. Предназначены для выдачи исходящей струи воздуха, а также спуска-подъема крупногабаритного и тяжелого оборудования в основном в камеру подземного дробления руды.

12. Автотранспортные съезды №1-4. Предназначены для подготовительно-нарезных работ в блоках ускоренного вскрытия, доставки материалов, оборудования, ВВ. Сечение съездов - 18-20м в свету.

13. Наклонный конвейерный ствол, сечением 28,5 м² Служит для выдачи руды на поверхность и спуска-подъёма грузов и материалов. Ствол пройден под углом 14 до отметки +166 метра. Вскрытие нижележащих горизонтов наклонным стволом в будущем решит вопрос о внедрении конвейерного транспорта и перевода рудника на сплошную конвейерную доставку руды от места ее выпуска из блоков до погрузочных бункеров.

2.2 Системы разработки

На руднике применяются следующие системы разработки:

·  система этажного принудительного обрушения с отбойкой глубокими скважинами в зажатой среде и вибровыпуском руды.

·  система подэтажного принудительного обрушения с торцевым выпуском и доставкой руды самоходным оборудованием.

Бурение производят буровой кареткой «СОЛО-1020», диаметр скважин 102 мм. Заряжание – механизированное, зарядными машинами УЗДМ-1. Погрузка руды и доставка ее в рудоспуски производится погрузочными машинами «ТОРО – 400Е» и «ТОРО – 400Д». По рудоспускам руда с буродоставочных горизонтов перемещается на горизонт откатки, грузится в вагонетки ВГ - 4,5, ВГ-9 и электровозами К-14 доставляется к опрокидывателям. Данной системой добывается порядка  общего объема добываемой на руднике руды. При скреперной доставке по откаточному орту проходятся скреперные штреки через 15,5 метров, из которых проходятся вороник выпуска. Выпускаемая из этих воронок руда доставляется по скреперным штрекам лебедками типа 100-ЛС-2С до скреперных полков, где и производится погрузка руды в вагоны. В процессе эксплуатации установлено, что система этажного принудительного обрушения, при условии соответствия параметров и порядка ведения работ горно-геолигическим условиям, обеспечивает высокую производительность и эффективность работ.

·  Для отработки глубинных горизонтов объединённого Кировского рудника применяется система разработки подэтажного принудительного обрушения с площадным выпуском руды на погрузочные заезды с применением самоходных машин ТОРО-400Д,Е.

3. Механизация работ

3.1 Проходческие работы

Для производства проходческих работ на руднике применяется следующее оборудование.

Для проведения главных откаточных выработок используются отечественные буровые каретки УБШ - 207 и БУР-2, а также финские буровые каретки «Миниматик», которые позволяют механизировать процессы бурения.

Для уборки породы при проходке горизонтальных горных выработок (откаточных) – породопогрузочные машины ППМ-42, 1ППн-5 (рельсовые); для уборки породы при проходке горизонтальных выработок на подэтажах – ПТ-4, ТОРО-400Е.

Для проведения подготовительных горных выработок применяются перфораторы ПТ - 48 с глушителем шума и другие. Для хозяйственного бурения, а также для работы в стеснённых условиях используются переносные перфораторы ПП-35 и ПП-63В

Для проходки восстающих применяется комплекс КПН - 4А, который механизирует доставку материалов и инструментов в забой и уменьшает трудоёмкость работ. Бурение производится телескопными перфораторами ПТ-48. Управление подачей свежего воздуха осуществляется при помощи блока питания дистанционного управления.

Для породопогрузочных работ и уборки породы на подэтажных выработках применяются машины ПТ-4, а на главных откаточных выработках- 1ППН-5 с погрузкой в вагонетки ВГ-4.

При проходке и углубке стволов применяется стволовая погрузочная машина 2КС-2У/40.

Для бурения глубоких скважин применяется буровой станок НКР-100М. На горизонте +172 метра для бурения глубоких скважин диаметром 70 мм взамен станков НКР-100М, предусматривается применять самоходные установки вращательно-ударного бурения СБУ-70У. На открытых работах для бурения глубоких скважин применяются станки 2СБШ-200Н.

Для разворотки рудоспускных дучек, проходки восстающих – телескопические перфораторы ПТ-36, часть воронок будет разделываться в две-три стадии с помощью перфораторов ВВД и глубоких скважин диаметром 85мм.

3.2 Очистные работы

Для бурения взрывных скважин предусмотрено применение высокопроизводительных самоходных установок:

1. Станок буровой шарошечный для бурения глубоких скважин диаметром 243-250мм БШ-200СА.

2. Станок буровой ударно-вращательного бурения скважин диаметром 105-160мм БП-160С.

3. Станок буровой гидравлический ударно-вращательного действия для скважин диаметром 50-85мм 2БУ-80с.

Имеющиеся на руднике станки НКР-100 будут постепенно заменяться станками «Симба»

3.3 Взрывные работы

Проектом предусматривается механизированная зарядка взрывных скважин с использованием зарядных и доставочных машин в том числе:

-комплекс механизации взрывных работ в составе:

а)вагон для доставки взрывчатых веществ ВД-2,4

б)перегрузочно-зарядная машина МП-6

в)тележка для зарядного трубопровода ТТ-250

г)механизм подачи зарядного трубопровода в скважину МТ-100

-зарядная машина УМБ-С1П

-машина для контейнерной доставки взрывчатых веществ МКД-2

-универсальный контейнер с пневмодиафрагмой

Заряжание взрывных скважин производят зарядными машинами МП-6 иУМБ-С1П.

4. Работа вспомогательных служб

4.1 Проветривание рудника

Вентиляционная сеть Кукисвумчоррского и Юкспорского участков Кировского рудника рассматривается как единая вентиляционная система. Соединение выработок двух крыльев имеет место на гор. +410м и на горизонтах +320, +250 и +170м.

Общая схема проветривания рудника: свежий воздух подается по вентиляционным стволам Ю-2, Ю-1, С-2 вентиляторами ВРЦО-4.5, расположенными вблизи устьев стволов, и при помощи вентиляционных дверей распределяется по рабочим горизонтам. Из квершлагов воздух поступает по восточному и западному штрекам в откаточные орты и далее в рабочие блоки. Исходящие струи воздуха удаляются по вентиляционно-сборочным штрекам, пройденным в лежачем боку, на вентиляционно-сварочные квершлаги и по центральному вентиляционному стволу на поверхность.

Для автоматизации вентиляторов главного проветривния применяется комплект унифицированной аппаратуры типа УКАВ-2.

В рудник требуется подавать 44992м³/мин свежего воздуха. Суммарная производительность вентиляторов главного проветривания с учетом внешних утечек должна составлять 49491м³/мин.

Кукисвумчоррское крыло.

Проветривание горных выработок крыла осуществляется нагнетательным способом. Схема проветривания - фланговая. Свежий воздух подаётся на горизонты двумя главными вентиляторно-калориферными установками: ВРЦД-4,5 на ЮВС-2, ВРЦД-4,5 на СВС-1,2.

Юкспорское крыло.

Проветривание Юкспорского крыла Кировского рудника осуществляется нагнетательным способом с помощью вентиляторно-калориферной установки, расположенной у устья вентиляционного шурфа и оснащённой двумя вентиляторами ВРЦД-4,5. Управление ВКУ - дистанционное с пульта диспетчера рудника, здание оснащено телефонной связью.

4.2 Организация водоотлива на объединённом Кировском руднике

На руднике действуют индивидуальные схемы водоотлива для каждого из горизонтов + 320 м, + 250 м, + 170 м, +90 м, отвода реки Саамки, а также для наклонного ствола и комплексов подземного дробления. Водоотлив нагорных горизонтов + 460 м и +410 м осуществляется по штольням самотеком и в разрабатываемой схеме не рассматривается.

В настоящее время на Кировском руднике находятся в эксплуатации шесть водоотливных установок:

На горизонте +320 м в районе южного воздухоподающего ствола (ЮВПС-1) расположена главная водоотливная установка (ГВУ гор +320м), которая принимает водопритоки с очистных работ гор +320 м Юкспорского крыла и остаточные водопритоки с гор +320 м Кукисвумчоррского крыла.

На горизонте +250 м в районе южного воздухоподающего ствола (ЮВПС-2) расположена главная водоотливная установка (ГВУ гор +250 м), которая принимает водопритоки: с горизонта +250 м Кукисвумчоррского и Юкспорского крыльев, а также из насосной горинта +166 м по трубопроводам, проложенным в лифтовом восстающем.

На горизонте +170 м в районе стволов ЮВПС-2 и ЗВС расположена главная водоотливная установка (ГВУ гор +170 м), которая принимает водопритоки с горизонта +170 м восточнее разреза 25, из чаши отработанного Саамского карьера и притоки перекачной водоотливной установки (ПВУ) горизонта +170 м (у квершлага ВС-1).

На горизонте +170 м в районе сопряжения западного откаточного штрека с квершлагом центрального вентиляционного ствола №2 расположена вспомогательная насосная (ПВУ гор +170 м) которая принимает водопритоки в районе разрезов 32К-25К. На горизонте +90 м в районе вспомогательного ствола № 1 расположена главная водоотливная установка (ГВУ гор +90 м), которая принимает водопритоки с пройденной части горизонта +90 м.

4.3 Электроснабжение рудника

ü  Схема внешнего электроснабжения.

Электроснабжение Объединенного Кировского рудника осуществляется от ПС 150/135/6кВ №43, ПС 150/35/6кВ №73 и ПС 35/6кВ №352, входящие в систему цеха электроснабжения А.О. “Апатит”.

Мощности трансформаторов этих подстанций в нормальном режиме обеспечивают электроснабжение потребителей. При выходе из строя одного из трансформаторов второй с допустимой перегрузкой 12% обеспечит электроснабжение потребителей подстанции.

ü  Схема внутреннего электроснабжения.

При разработке существующей схемы внутреннего электроснабжения учтены напряжения электроприемников, технологические требования, категории электроприемников по степени надежности электроснабжения, требования к качеству электроэнергии, ограничению реактивной мощности и перспективы развития горного производства.

К I категории электроприемников относятся:

-  вентиляторы и калориферы главного проветривания;

-  клетевая подъемная установка для подъема людей;

-  насосы главного водоотлива;

-  котельная, устройства связи, СЦБ диспетчерского управления, автоматического пожаротушения и сигнализации;

-  насосная водоснабжения;

-  аварийное освещение.

Ко II категории электроприемников относятся:

-компрессорная;

-скиповые подъемные установки;

-подземные дробильные установки;

-электроприемники подземных горных машин, включая электрифицированный транспорт.

К III категории электроприемников отнесены:

-электрическое освещение подземных горных работ;

-объекты ремонтно-складского хозяйства и других вспомогательных объектов.

На каждом участке рабочих горизонтов предусмотрена центральная подземная подстанция (ЦПП), питаемая от ближайшей поверхностной подстанции ПС.

Для доведения коэффициента мощности tg j до установленного “Колэнерго” значения 0,23 предусмотрено использование компенсирующей способности синхронных электродвигателей, а также установка ступенчаторегулируемых батарей статических конденсаторов в сетях 6 и 0,4кВ на поверхности.

ü  Освещение

На горизонте откатки выполнено стационарное освещение от групповых агрегатов АЛШ.I (380/127 В) светильниками в рудничном исполнении типа НСР 01х100 с лампами накаливания 100 вт. Расчет необходимого количества светильников производится из условия их расположения по оси выработки в 7 метрах друг от друга.

Освещение скреперных штреков осуществляется прожекторами ПЗМ-35 с лампами накаливания 200 вт, 127 В. Подключение светильников к магистральной сети производится через муфту ТМ-60 кабелем КГ 3х1,5, третья жила которого используется для заземления.

Заземление электрооборудования блока выполнено согласно ЕПБ. В качестве заземляющих проводников использовать металлические оболочки бронированных кабелей и заземляющие жилы гибких кабелей.

В 2006 году добыча и отгрузка руды производится 6 дней в неделю. На подземных работах добычу осуществляют 4 смены в сутки, на открытых - 3 смены в сутки. Продолжительность работ смены на подземных работах - 7 часов, на открытых работах - 8 часов. Все участки рудника работают 5 дней в неделю с единым выходным днём - в воскресение, когда производятся массовые взрывы и ремонтные работы. Второй выходной день предоставляется трудящимся рудника в остальные дни недели по разработанному перед началом каждого месяца графику.

Смены накладываются друг на друга с интервалом в один час.

I смена – с 1 до 8 часов

II смена – с 7 до 14 часов

III смена – с 13 до 20 часов

IV смена – с 19 до 2 часов.

Из них:

а) по добыче и доставке руды

-  три смены рабочие

-  одна ремонтная

б) по проходке горных выработок

- две смены бурения и уборки горной массы

-  одна для взрывных работ

-  одна для проветривания

в) по бурению глубоких скважин

-  две рабочие смены

-  одна резервная.

Массовые взрывы производятся в общевыходные дни, зарядку скважин производят непосредственно перед взрывом. В период завозки и подъёма ВМ, зарядки скважин, минных камер, добычные и проходческие работы в радиусе опасной зоны прекращаются.

Руда, добытая подземным способом, выдается:

·с Кукисвумчоррского месторождения и с Юкспорского месторождения гор. + 320 м, гор. + 250 м. - через дробильно-доставочный комплекс (ДДК),

·с Кукисвумчоррского месторождения гор.+ 170 м. – через ГС № 1,

·с Юкспорского месторождения гор. + 460, + 410 м. - по Южной и Северной шахтам и рудоспускам №№ 1 и 2 в Юкспорский тоннель.

Руда, добытая на открытых работах, грузится через рудный склад Северного карьера Кировского рудника в думпкары.

Отгрузка руды через станцию “Погрузочная” и Юкспорский тоннель производится круглосуточно, отгрузка с рудного склада - семь дней в неделю.

Основные показатели работы в 2006 г. Таблица 2

Проходка ГВ – 20667 пог. м

Численность рабочих – 2100 человек.

Горные участки включают в себя рабочих основных и вспомогательных профессий. Основные подразделяются на бригады проходчиков, взрывников, подносчиков ВМ, люковых и машинистов скреперных лебёдок и виброустановок. Многие рабочие освоили смежные специальности и есть отдельные комплексные бригады. Оплата труда в основном повремённо-премиальная. Сдельная и сдельно-премиальная лишь у проходчиков и машинистов скреперных установок и виброустановок. Оплата труда ИТР - повременно-премиальная. Премии ИТР выплачиваются лишь при условии выполнения плановых объёмных показателей рудником и участком.

На блоке буродоставочного гор. +104,6м применяется система подэтажного обрушения с торцевым выпуском руды с применением самоходных машин.

Блоки при этой системе разделываются на подэтажи, количество подэтажей, в зависимости от контура рудного тела может быть от одного до четырех. Высота подэтажа составляет от 12 до 25 м. Днища блоков подготавливаются откаточными выработками (орты, штреки), проходятся камеры рудоспусков через 20-50м, монтируются люковые камеры, ниши вибропитателей, проходятся рудоспуски. На подэтажах проходятся транспортные выработки через 42-72м, из транспортных выработок нарезаются буро-доставочные орты (БДО) и штреки (БДШ) через 14-16м, в которых производятся бурение взрывных скважин, их отбойка, выпуск и доставка руды в рудоспуски погрузо-доставочными машинами типа ТОРО-400Е, ТОРО-400D, ТОРО-007, ПФЛ-18.

Отбойка руды осуществляется через буровые подэтажные орты.

Подготовка блока начинается с проходки ортов-заездов в днище блока и восстающего. Затем проходятся подэтажные буровые штреки, из которых затем проходятся подэтажные буровые орты. Из ортов-заездов пробуривают рудоспуски.

Исходные данные:

Таблица 3

Определяем объем подготовительно-нарезных работ в блоке и распределение балансовых запасов по стадиям работ:

Таблица 4

Исходя из анализа таблицы видно, что последовательная подготовка и нарезка блока неэффективна и что проведение всех нарезных выработок в блоке не требуется. Поэтому необходимо выяснить, какие работы необходимо провести в первую очередь, чтобы обеспечить начало очистной выемки.

Объем первоочередных работ Таблица 5

Выбираем проходческое оборудование, нормы выработки и численность исполнителей в смену:

Таблица 6

Определяем максимальное время проведения выработок и максимальную численность исполнителей в сутки:

Таблица 7

Для построения календарного плана подготовки и отработки блока и выбора необходимого количества бригад рассчитаем параметры очистной выемки.

Очистная выемка:

Для бурения используется гидравлическая буровая установка «Соло Г 1020 РА/Ф», предназначеная для бурения глубоких скважин при очистных работах в подземных выработках. Она спроектирована для бурения вертикальных и наклонных вееров и полувееров, а также для бурения параллельных и отдельных глубоких скважин. Оптимальная глубина бурения 30 м вверх и 50 м вниз трубами ø87 мм с коронкой ø102-127 мм или штангами ø51 мм с коронкой ø89-102мм. Сменная производительность 60-70 м/см.

В качестве ВВ используется аммонит 6ЖВ. Удельный расход ВВ q=0,6 кг/м³

По условиям проведения работ в панели одновременно взрываются 2 веера скважин, толщина отбиваемого слоя h_сл=4м,

Заряжание – механизированное, зарядными машинами УЗДМ-1.

Погрузка руды и доставка ее в рудоспуски производится погрузочными машинами «ТОРО – 400Е» и «ТОРО – 400Д».

Расчет технологических процессов очистной выемки.

В качестве ВВ используем аммонит N6ЖВ

q –удельный расход ВВ (аммонита N6ЖВ), 0,6кг/м³;

1.  Определение ЛНС

, где:

d_СКВ-диаметр скважины, мм- 102;

D_ВВ -средняя плотность ВВ в заряде, г/см³- 1,15;

t-относительная длина заряда в скважине- 0,75;

m -коэффициент сближения скважин m=1.

2.  Определяем объем руды в слое, отбиваемым одним веером скважин

, где:

b – ширина отбиваемого слоя, м

h-высота слоя (подэтажа), м;

Количество ВВ, требуемого для отбойки одного слоя.

Qвв=q×V= 0,6×4377,5=2626,5 кг

Количество ВВ в 1м скважины.

q_СКВ=2,5×p×d_СКВ²×D_ВВ×dз×10^-4==2,5×3,14×102²×1,15×1,0×10^-4=9,39 кг/м, где:

dз-коэффициент плотности заряжания, при зарядке россыпным ВВ-1,0

Общая длина заряда во всех скважинах одного ряда вееров.

Ориентировочная общая длина скважин в одном ряду вееров.

Lскв=Lзар/t=279,7/0,75=372,9м

Расчет графика организации очистной выемки

1. Бурение скважин

Масса руды, отбиваемая двумя веерами:

Производительность бурения Р_бур=65 м/см

Время бурения:

Трудоемкость бурения:

2. Заряжание скважин

Заряжание – механизированное, зарядными машинами УЗДМ-1

1.  Принцип заряжания……………………..нагнетательно-барабанный

2.  Диаметр скважин……………………..50-150мм

3.  Направление скважин…………………0-360град

4.  Глубина скважин…………………….50м

5.  Длина транспортирования ВВ………….250/80м

6.  Габариты, м:

Длина……………….1,0

Ширина……………..1,75

Высота……………….1,2

Масса………………30кг

Норма выработки при диаметре скважины 102 мм-918 м/см.

Расход ВВ аммонит №6 ЖВ:

q=0,6  

Расход ВВ на 1 взрыв

Время заряжания:

Трудоемкость заряжания:

3. Уборка руды

На блоке используется ПДМ типа «ТОРО 400 Е».

Техническая характеристика «ТОРО 400 Е»

ГАБАРИТНЫЕ РАЗМЕРЫ

- общая длина                                                                       9633 мм

- общая ширина                                                                    2505 мм

- высота                                                                                 1890 мм

- высота с защитным козырьком                                         2320 мм

ПОКАЗАТЕЛИ ПРОИЗВОДИТЕЛЬНОСТИ

- грузоподъемность                                                               9600 кг

- вырывное усилие                                                                       18000 кг

- вместимость ковша                                                              4,3 м³

- производительность 780-1020т/см

ПР0Д0ЛЖИТЕЛЬН0СТЬ ЦИКЛОВ

- подъем стрелы                                                                     8,0 сек

- опускание стрелы                                                                 4,5 сек

- опрокидывание ковша                                                         3,0 сек

4. Проветривание:

Время проветривания должно быть не менее смены. График организации строится таким образом, чтобы технологический цикл составлял целое число смен.

Вывод: Для достижения высокой эффективности работы добычного блока необходимо максимально (на сколько это возможно) использовать рабочее время техники, исключать простои дорогостоящего оборудования, взаимоувязать процессы при очистной выемке блока.

Исходя из приведенных выше расчетов можно сделать вывод о том, что в блоке при ведении очистной выемки существующая организация работ имеет недостатки: уборка породы ведётся значительно дольше(28,2 см), чем бурение вееров скважин(11,5), вследствие чего возникают простои буровых установок и бурильных бригад. Это приводит к увеличению времени очистного цикла. Это приводит к снижению производительности блока по добыче руды и производительности труда рабочих, увеличению себестоимости 1 тонны добытой руды.

Необходимо разработать мероприятие по увеличению эффективности производства в добычном блоке за счёт выбора рационального комплекса оборудования на бурении и доставке:

·  Изменения числа буровых установок и погрузодоставочных машин

·  Замены БУ «Соло» на более производительную БУ «Симба»

В результате значительно снизится время цикла, ликвидируются простои буровых установок, уменьшится время отработки блока, снизятся затраты на 1 тонну добытого ПИ.

Выберем из двух вариантов комплексов более эффективный:

1.  Одна БУ «Симба», одна зарядная машина УЗДМ -1, две ПДМ «ТОРО» 400 Е

2.  Две БУ «Соло», одна зарядная машина УЗДМ -1, две ПДМ «ТОРО» 400 Е

1.1. Бурение скважин

Масса руды, отбиваемая двумя веерами:

Производительность БУ «Симба» Р_бур=107 м/см

Время бурения:

Трудоемкость бурения:

Заряжание скважин

Заряжание – механизированное, зарядными машинами УЗДМ-1

Норма выработки при диаметре скважины 102мм-918 м/см.

Расход ВВ аммонит №6 ЖВ:

q=0,6  

Расход ВВ на 1 взрыв

Время заряжания:

Трудоемкость заряжания:

Уборка руды

На блоке используются 2 ПДМ типа «ТОРО 400 Е».

Время цикла = 15 смен, время проветривания 1,1 см или 7 ч 42 мин

Бурение скважин

Масса руды, отбиваемая двумя веерами:

Производительность БУ «Симба» Р_бур=107 м/см

Время бурения:

Трудоемкость бурения:

Заряжание скважин

Заряжание – механизированное, зарядными машинами УЗДМ-1

Норма выработки при диаметре скважины 102мм-918 м/см.

Расход ВВ аммонит №6 ЖВ:

q=0,6  

Расход ВВ на 1 взрыв

Время заряжания:

Трудоемкость заряжания:

Время цикла также=15 сменам, время проветривания =1,75 см или 12 ч 15 мин

Сравним данные варианты по себестоимости 1 тонны добытой руды.

1. Расчёт затрат на з/пл.

Тарифная ставка – 128,61 руб./см

Премия за выполнение плана 25% (от тарифной ставки): 32,15 руб./см

Прочие доплаты 15%: 19,29 руб./см

ОЗП = 180,05 руб./см

Дополнительная ЗП 20% (от основнойЗП): 36,01 руб./см

Районный коэффициент 50%: 108,03 руб./см

Полярный коэффициент 80%: 102,89 руб./см

Кол-во отбитой руды за цикл m = 10815 (т.)

Т_ц = 15 => 15:3 = 5 (суток), а т.к. в месяце 23 раб. дня, то

Кол-во циклов в месяц:

N_ц^мес. = 23:5 = 4,6 (циклов) и

Количество отбитой руды за 1 месяц:

m_мес = n_ц^мес. * m_{за цикл} = 4,6 * 28840 = 132664 (т./мес.)

Определение заработной платы.

Штат подземных рабочих по добычному блоку Таблица 8

Зарплата рабочих по добычному участку. Таблица 9

Условный сменный заработок. = основная ЗП + дополнительная ЗП + доплата по районному коэффициенту +полярная надбавка

Месячный фонд заработной платы = УСЗ * явочный состав * количество рабочих дней в месяц.

Месячный ФЗП = 3263,85*23 = 75068,55 руб./мес.

На 1т руды = 75068,55/132664 = 0,56 руб./т мес.

Себестоимость добычи 1 тонны руды по статье "Затраты на материалы". Таблица 10

Общее количество расходуемого материала находится как произведения удельного расхода (на 1 т руды) на добычу руды за месяц.

На 1 т руды = З/Q_рм = 277630,02/132664= 2,08 руб/т.

Себестоимость добычи 1 тонны руды по статье "Затраты на энергию" (1 в)

Общий расход сжатого воздуха по процессу находится как произведение удельного расхода, коэффициента потерь, количества смен по процессу на блок, продолжительность смены (7 часов), 60 - перевод в минуты.

На 1 т руды = З/Q_рм =90502,5/132664 = 0,68 руб/т мес.. (2 в)

Таблица 11

Общий расход сжатого воздуха по процессу находится как произведение удельного расхода, коэффициента потерь, количества смен по процессу на блок, продолжительность смены (7 часов), 60 - перевод в минуты.

На 1 т руды = З/Q_рм = 85080/132664 = 0,64 руб/т мес..

Себестоимость отбойки руды по статье "Амортизация".(1 в) Таблица 12

Амортизационные отчисления за месяц 16342026/12=1195168,8 руб./мес.

На 1 т руды = З/Q_рм =1195168,8 /132664 = 8,7 руб./т мес.

Таблица 13

Амортизационные отчисления за месяц20395966 /12=1699663,8 руб./мес.

На 1 т руды = З/Q_рм = 1699663,8/132664 = 12,8 руб./т мес.

Общая себестоимость 1 т руды за месяц по 2 вариантам Таблица 14

По результатам расчетов выбираем первый вариант комплекса оборудования.

Исходные данные:

Таблица 15

Блок отрабатывается системой подэтажного обрушения с торцевым выпуском руды с применением самоходных машин.

Объемы подготовительно-нарезных и очистных работ в блоке

Таблица 16

Объем первоочередных работ Таблица 17

Выбираем проходческое оборудование, нормы выработки и численность исполнителей в смену: 

Таблица 18

Определяем максимальное время проведения выработок и максимальную численность исполнителей в сутки:

Таблица 19

Расчет технологических процессов очистной выемки.

В качестве ВВ используем аммонит N6ЖВ

q –удельный расход ВВ (аммонита N6ЖВ), 0,6кг/м³;

3.  Определение ЛНС

, где:

d_СКВ-диаметр скважины, мм- 102;

D_ВВ -средняя плотность ВВ в заряде, г/см³- 1,15;

t-относительная длина заряда в скважине- 0,75;

m -коэффициент сближения скважин m=1.

4.  Определяем объем руды в слое, отбиваемым одним веером скважин

, где:

b – ширина отбиваемого слоя, м

h-высота слоя (подэтажа), м;

Sв -сечение буровой выработки, м²

Количество ВВ, требуемого для отбойки одного слоя.

Qвв=q×V= 0,6×4377,5=2626,5 кг

Количество ВВ в 1м скважины.

q_СКВ=2,5×p×d_СКВ²×D_ВВ×dз×10^-4==2,5×3,14×102²×1,15×1,0×10^-4=9,39 кг/м, где:

dз-коэффициент плотности заряжания, при зарядке россыпным ВВ-1,0

Общая длина заряда во всех скважинах одного ряда вееров.

Ориентировочная общая длина скважин в одном ряду вееров.

Lскв=Lзар/t=279,7/0,75=372,9м

Расчет графика организации очистной выемки

1. Бурение скважин

Масса руды, отбиваемая двумя веерами:

Производительность БУ «Симба» Р_бур=107 м/см

Время бурения:

Трудоемкость бурения:

2. Заряжание скважин

Заряжание – механизированное, зарядными машинами УЗДМ-1

Норма выработки при диаметре скважины 102мм-918 м/см.

Расход ВВ аммонит №6 ЖВ:

q=0,6  

Расход ВВ на 1 взрыв

Время заряжания:

Трудоемкость заряжания:

Уборка руды

На блоке используются 2 ПДМ типа «ТОРО 400 Е».

Время цикла = 15 смен, время проветривания 1,1 см или 7 ч 42 мин

Расчет основных показателей очистной выемки

1.  Среднесуточная производителность панели в период очистной выемки:

2.  Продолжительность очистной выемки блока:

где 987504 – балансовые запасы блока;

0,816 (18,4%) – потери руды;

0,867(13,3%) – разубоживание руды.

3.  Среднесуточная производительность блока:

4.  Количество блоков в одновременной отработке:

где 0,975 (97,5%) – процент добычи руды из очистных работ;

6835000 – годовая производственная мощность предприятия;

1,3 – коэффициент резерва;

305 – число дней работы предприятия в год.

5.  Трудоемкость очистной выемки:

§  Бурение скважин

§  Заряжание и взрывание

§  Доставка руды

6.  Производительность труда по процессам, т/чел-см:

§  Бурение скважин

§  Заряжание и взрывание

§  Доставка руды

7. Производительность труда 1 забойного рабочего

Для оценки условий проведения выработок и очистной выемки определим необходимую интенсивность ведения работ.

Таблица 20

1. Расчёт затрат на з/пл.

Тарифная ставка – 128,61 руб./см

Премия за выполнение плана 25% (от тарифной ставки): 32,15 руб./см

Прочие доплаты 15%: 19,29 руб./см

ОЗП = 180,05 руб./см

Дополнительная ЗП 20% (от основнойЗП): 36,01 руб./см

Районный коэффициент 50%: 108,03 руб./см

Полярный коэффициент 80%: 102,89 руб./см

Кол-во отбитой руды за цикл m = 10815 (т.)

Т_ц = 15 => 15:3 = 5 (суток), а т.к. в месяце 23 раб. дня, то

Кол-во циклов в месяц:

N_ц^мес. = 23:5 = 4,6 (циклов) и

Количество отбитой руды за 1 месяц:

m_мес = n_ц^мес. * m_{за цикл} = 4,6 * 28840 = 132664 (т./мес.)

Определение заработной платы.

Штат подземных рабочих по добычному блоку

Таблица 21

Зарплата рабочих по добычному участку.

Таблица 22

Условный сменный заработок. = основная ЗП + дополнительная ЗП + доплата по районному коэффициенту +полярная надбавка

Месячный фонд заработной платы = УСЗ * явочный состав * количество рабочих дней в месяц.

Месячный ФЗП = 3263,85*23 = 75068,55 руб./мес.

На 1т руды = 75068,55/132664 = 0,56 руб./т мес.

Себестоимость добычи 1 тонны руды по статье "Затраты на материалы".

Таблица 23

Общее количество расходуемого материала находится как произведения удельного расхода (на 1 т руды) на добычу руды за месяц.

На 1 т руды = З/Q_рм = 277630,02/132664= 2,08 руб/т.

Себестоимость добычи 1 тонны руды по статье "Затраты на энергию" (1 в)

Таблица 24

Общий расход сжатого воздуха по процессу находится как произведение удельного расхода, коэффициента потерь, количества смен по процессу на блок, продолжительность смены (7 часов), 60 - перевод в минуты.

На 1 т руды = З/Q_рм =90502,5/132664 = 0,68 руб/т мес..

Себестоимость отбойки руды по статье "Амортизация". Таблица 25

Амортизационные отчисления за месяц 16342026/12=1195168,8 руб./мес.

На 1 т руды = З/Q_рм =1195168,8 /132664 = 8,7 руб./т мес.

Общая себестоимость 1 т руды за месяц Таблица 26

Сводная таблица ТЭП. Таблица 27

Вывод:

Введение в эксплуатацию более производительного оборудования на бурении позволило избежать использования большего числа бурильных установок (одну вместо двух), также увеличение числа (2 вместо 1) погрузо-доставочных машин позволило сократить время уборки руды (28,2 см), которое было значительно больше времени бурения(11,5 см). При введении на практике разработанного мероприятия должно привести к сокращению цикла добычи (до 15 смен), уменьшения времени по отработке блока, более эффективному использованию рабочего времени, уменьшению простоев оборудования. Общая себестоимость 1 тонны добытой руды снизится на 4,06 руб./т

В результате проведённых расчётов, сравнив графики организации работ до проведения мероприятия и после его разработки, можно сделать вывод, что это мероприятие является эффективным, так как сокращаются простои бурового оборудования за счёт выбора оптимального комплекса очистных работ.

1.  Конспект лекций по дисциплине «Организации производства на предприятии и отрасли».

2.  Данные производственной практики

3.  Именитов «Разработка рудных месторождений»