Реферат: 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.  

2. РАСЧЕТ СЕБЕСТОИМОСТИ ДОБЫЧИ 1т. УГЛЯ.

2.1. ЗАРАБОТНАЯ ПЛАТА.

       РАСЧЕТ КОМПЛЕКСНОЙ НОРМЫ ВЫРАБОТКИ И РАСЦЕНКИ.

ПОПРАВОЧНЫЕ КОЭФФИЦИЕНТЫ К НОРМАМ.

Выемка угля комбайном:

При работе комплекса с кабелеукладчиком К1=0,85,

волнистая гипсометрия пласта К2 = 0,9,

объемный вес угля К3 = 1,05,

     обобщенный коэффициент    Коб = 0,85· 0,9 ·1,05 = 0,8033. 

Установка промежуточных рам из дерева:

при установке подпарочных рам из двух и трех стойках  К1 = 1,05,

Установка деревянных стоек под верхняк основного крепления по нижнему и верхнему бортам:

-    при креплении стойками под верхняк из круглого лесоматериала К=0,9

Возведение деревянной органной крепи на конвейерном штреке:

отсутствие перепиливания стоек К = 1,25.

РАСЧЕТ ОБЪЕМОВ РАБОТ НА ЦИКЛ.

Добыча угля комбайном :

              Д _ц  = L_л • m • γ • r = 150 • 2,2 • 1,39 • 0,63 = 289 т.

Передвижка крепи сопряжения на конвейерном штреке :  0,63м.

Передвижка перегружателя ПТК :  0,63м.

7.   Установка металлических стоек ГВКУ под верхняк на конвейерном штреке :

            V_ст =  0,63  = 1,05 ст.

                       0,6                                            

  Выбивка металлических стоек ГВКУ на конвейерном штреке :

            V_выб = 1,12 ст.

  Пробивка деревянного органного ряда на конвейерном штреке :

            V_орг =  0,63   = 3,15 ст.

                         0,2

  Установка металлических стоек ГВКУ под верхняк на вентиляционном штреке :

            V_ст.в =1,12 ст.

Выбивка металлических стоек ГВКУ на вентиляционном  штреке :

V_выб.в = 1,12 ст.

  Установка промежуточных деревянных рам на вентиляционном штреке :

            V_п.рам =  0,63  = 1,05рамы.

                           0,6                                               

  Извлечение металлических верхняков вручную :

V_верх =  0,63  = 1,05верх.

   0,6                                                 

  Демонтаж рельсового пути :    V_дем = 0,63 м.

  Доставка леса по лаве : V_лес = 0,33 м³.

  Обслуживание и ремонт оборудования :

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

                                     900       

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

                                  900       

где  900 -  норматив сменной нагрузки обслуживаемого оборудования,т/см.,

       1;5  -  нормативная трудоемкость на обслуживание оборудования,

                 чел.-см./см.

Данные для расчета комплексной нормы выработки и расценки сведены в табл.1.

Комплексная расценка (Р_к) определяется делением суммарного сменного заработка рабочих-сдельщиков по тарифу (ΣΗПсм) на объем добычи угля за смену из машинной части  лавы  ( Д_см ).

Комплексная норма выработки (Н_К) рассчитывается делением объема добычи угля эа смену из машиной части лавы (Д_СМ) на суммарную трудоемкость работ технологического цикла за смену (Т_СМ)

Комплексная норма выработки  Нк = Дсм  =    450          = 41,4 т/чел.-см.,                                                      Тсм     10,8606

Комплексная расценка Рк = ΣΗПсм = 327067,37 = 726,98 руб/т,

                                                            Дсм             450

Тарифные ставки при расчетах приняты в соответствии с действующими на предприятии, а попроцессные нормы выработки - по справочнику [1].

Месячный плановый фонд заработной платы по участку определен в табл. 3.

Явочная численность основных рабочих-сдельщиков комплексной суточной бригады определяется из отношения произведения общей трудоемкости работ технологического цикла на количество циклов в сутки к коэффициенту перевыполнения норм выработки, величина которого может быть равна 1,05-1,1. Явочная численность вспомогательных рабочих-повременщиков определяется расстановкой по рабочим местам с использованием шахтных данных.

Численность ИТР принимается по утвержденному штатному расписанию в зависимости от объема добычи и режима работы участка.

Списочная численность различных категорий рабочих определяется умножением явочного состава рабочих на коэффициент списочного состава, величины которого принимаются по данным практики (форма №2).

Фонд прямой заработной платы рабочих-сдельщиков определяется произведением месячного объема работ, установленного с учетом сменной добычи угля, принятого суточного режима работы и количества рабочих дней в месяце, на комплексную расценку (см. табл. 1). 

Фонд заработной платы по месячным окладам исчисляется произведением состава ИТР на их месячные оклады, размеры которых устанавливаются по данным практики. Размеры премий для различных категорий рабочих устанавливаются в соответствии с шахтными данными (форма №2).

Доплаты за работу в ночное и вечернее время рассчитаны в табл. 2. Причем, так как на предприятии принят 4-хсменный режим работы, то расчет производится за две ночные смены. За каждый час ночной смены доплаты составляют 40% часовой тарифной ставки.

Доплата по районному коэффициенту в Кузбассе установлена в размере 30% от основного заработка.

ВСПОМОГАТЕЛЬНЫЕ МАТЕРИАЛЫ.

Расчет потребности участка в материалах производится на ос­нове предусмотренных в плане объемов работ и расхода соответствующих материалов на единицу работ по установленным нормам, паспортам крепления и буровзрывных работ.

Затраты по данному элементу в участковой себестоимости пла­нируются на основании нормативов их расхода и стоимости за еди­ницу по оптовым ценам с учетом транспортно-заготовительных расходов. Результаты расчетов сведены в табл.4.

Нормы расхода и стоимость за единицу материалов разового потребления, а также эксплуатационные расходы по горюче-сма­зочным материалам разового потребления, по материалом длительного пользования по счету "Расходы будущих периодов", запасным частям, износу малоценных предметов принимаются по шахтным данным, скорректированным на плановый объем добычи .

2.3.  АМОРТИЗАЦИЯ ОБОРУДОВАНИЯ.

Расчет амортизационных отчислений производится по месячным ноpмам от балансовой стоимости горношахтного оборудования на участке. Балансовая стоимость оборудования принимается по шахтным данным. Результаты расчетов сведены в таблицу 5.

Результаты расчетов себестоимости по предлагаемому и данные по базовому вариантам обобщены в таблице 6.

СОСТАВЛЕНИЕ ГРАФИКА ОРГАНИЗАЦИИ РАБОТ В ЗАБОЕ.

График организации работ состоит из трех частей : планограммы работ; графика выходов рабочих; таблицы технико-экономических показателей.

ПЛАНОГРАММА РАБОТ.

Продолжительность 1 технологического цикла выемки угля Тц определим исходя из сменного коэффициента цикличности ( табл.1) и продолжительности рабочей смены :

Тц = 360 / 1,6 = 225 мин.

     Планограмма работ в очистном забое на сутки изображена на рис.1.

где                                ремонтные работы ;

                                      выемка угля комбайном ;

                                      передвижка секций крепи;

                                      управление комбайном при перегоне ;

                                      передвижка лавного конвейера;

                                      подготовка к выемке следующей полосы.

3.3.    ТЕХНИКО-ЭКОНОМИЧЕСКИЕ ПОКАЗАТЕЛИ.

Основные технико-экономические показатели рассчитаны в таблице 8.

Плановая производительность труда рабочего очистного забоя на выход определяется из отношения величины плановой суточной добычи угля к явочной численности основных рабочих-сдельщиков. Месячная производительность труда рабочего очистного забоя  равна частномy от деления величины месячной плановой добычи угля на списочную численность основных рабочих-сдельщиков.

Месячная производительность труда рабочего по участку равна частному от деления величины месячной плановой добычи угля на списочную  численность всех рабочих участка.

4. ТЕХНИКО-ЭКОНОМИЧЕСКОЕ ОБОСНОВАНИЕ ПРИНЯТЫХ      ТЕХНИЧЕСКИХ РЕШЕНИЙ.

Целесообразность принятых решений в курсовой работе должна быть обоснована экономическими расчетами. В качестве основного обобщающего показателя при сравнении базового и предлагаемого вариантов служит показатель экономического эффекта, кото­рый определяется как разность между величиной стоимостной оценки реэультатов осуществления мероприятия и величиной стоимост­ной оценки затрат на его осуществление. Лучшим считается вариант, по которому расчетный показатель зкономического эф­фекта больше. Величина стоимостной оценки результатов ocyществления  мероприятия определяется произведением себестоимости на годовые объемы добычи угля по вариантам. Последние определяются по соответствующим показателям плановой себестоимости и нагрузки на забой. Величина стоимостной оценки затрат на осуществление мероприятия по вариантам определяется суммой капитальных затрат, расчет которых произведен в табл. 9.

Ээк.1=Ст.1*Дмес.1*12-З1=7541,59*35030*12-3980426513= -810243740,6 руб.

Ээк.0=Ст.0*Дмес.0*12-З0=14031,55*25000*12-3911957517=297507483 руб.

Ээк.=(Ст.1 – Ст.0) – (З1 – З0 )= (7541,59*35030*12-14031,55*25000*12) –(3980426513-3911957517)=-1107751223,6 руб.

5.ПЛАНИРОВАНИЕ ДОБЫЧИ  УГЛЯ И РАЗВИТИЯ ГОРНЫХ РАБОТ УЧАСТКА НА ГОД.

5.1. ПЛАН РАЗВИТИЯ ОЧИСТНЫХ РАБОТ.

        На выкопировке с плана горных работ указано ожидаемое положение очистного забоя на начало планового периода.

Исходные данные и результаты расчета показателей развития очистных работ по участку приведены в таблице 10.

5.2. ПЛАНИРОВАНИЕ ДОБЫЧИ УГЛЯ.

Плановая месячная добыча угля из забоя рассчитывается умножением средней длины лавы в планируемом месяце на величину подвигания забоя за цикл, количество циклов в сутки, плановое количество дней работы лавы и среднюю производительность пласта. При этом плановая месячная добыча угля должна быть равна или превышать величину нагрузки на забой, которая устанавливается в соответствии с нормативами.

ЛИТЕРАТУРА.

Единые нормы выработки (времени) для шахт Кузнецкого бассейна, Москва, 1981г.

«Расчет нагрузки на очистной забой»   методические указания

Н.Г.Вершинин, Л.С.Скрынник  «Организация и планирование горного производства» ; методические указания, КузГТУ, Кемерово, 1989г.

Материалы производственной практики