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 Lл
150м.
Группа рабочих скоростей
XV
Ширина захвата r
0,63м.
Вынимаемая мощность пласта m 2,2м.
Объемный вес угля ?
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 • ? • r • Vп , т/мин; m - вынимаемая мощность пласта, м, m = 2,2м;
? -плотность угля в массиве, т/м3, ? =1,39 ?/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 способности участковой конвейерной линии (определяется по приложению [1] в зависимости от коэффициента резерва приемной способности участковой конвейерной 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/ ?1 + (1/ ?2 - 1) · (1 + 1/ ?1 - 1 ) ]-1,
1/ К·?2 + 1
К = 1/?2 – 1 ,
1/?1 - 1 где: ?1 - коэффициент готовности очистного забоя по группе последовательных перерывов, возникающих только при работе комбайна;
?2 - ?оэффициент 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
?1 ?пределяется по формуле:
?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 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 ч 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;
?? -коэффициент готовности комбайна, принимается ?к = 0,84;
??р - коэффициент готовности крепи, ?кр = 0,9;
??к - коэффициент готовности скребкового конвейера, ?ск =
0,92;
??.кр - коэффициент готовности процесса крепления за комбайном (?п.кр.=0,85-0,95);
??п - коэффициент готовности системы магистрального транспорта по фактору "отсутствие порожних вагонов" (?оп =0,9-0,95);
??п - коэффициент готовности погрузочного пункта при погрузке угля (?пп =0,95-0,98);
??р - коэффициент готовности очистного забоя по процессу проветривания, ?пр =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 готовности очистного забоя по группе параллельных перерывов определяется по формуле:
?2 = (0,88 – Тпз/ Тсм)· ??э·?св ; где 0,88-коэффициент учитывающий время на отдых;
Тпз - суммарные нормативные затраты вpемeни на выполнение подготовитело-заключнтельных операций, мин. (17-20 мин.);
??э - коэффициент готовности системы электроснабжения
(?сэ=0,965);
??в - коэффициент готовности сопряжения лавы с вентиляционным штреком:
??в = ?эс·[ 1 – (1- ??с)·SКi] ,
??с - коэффициент готовности эталонного сопряжения, при котором отсутствует действие осложняющих технологических факторов
(??с=0,98);
Кi - коэффициент увеличения времени простоев очистного забоя при действии i-го технологического фактора, осложняющего поддержание сопряжения, SКi = 0;
??в = 0,98 · [ 1 – (1- 0,98 ) · 0 ]= 0,98 ,
?2 = (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 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
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.
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 = Lл • m • ? • 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 :
Vст = 0,63 = 1,05 ст.
0,6
Выбивка металлических стоек ГВКУ на конвейерном штреке :
Vвыб = 1,12 ст.
Пробивка деревянного органного ряда на конвейерном штреке :
Vорг = 0,63 = 3,15 ст.
0,2
Установка металлических стоек ГВКУ под верхняк на вентиляционном штреке :
Vст.в =1,12 ст.
Выбивка металлических стоек ГВКУ на вентиляционном штреке :
Vвыб.в = 1,12 ст.
Установка промежуточных деревянных рам на вентиляционном штреке :
Vп.рам = 0,63 = 1,05рамы.
0,6
Извлечение металлических верхняков вручную :
Vверх = 0,63 = 1,05верх.
0,6
Демонтаж рельсового пути : Vдем = 0,63 м.
Доставка леса по лаве : Vлес = 0,33 м3.
Обслуживание и ремонт оборудования :
МГВМ - Vобс = 1 · 450 = 0,4996 чел.-см./ см.
900
ГРОЗ - Vобс = 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 (Рк) определяется делением суммарного сменного заработка рабочих-сдельщиков по тарифу (??Псм) на объем добычи угля за смену из машинной части лавы ( Дсм ).
Комплексная норма выработки (НК) рассчитывается делением объема добычи угля эа смену из машиной части лавы (ДСМ) на суммарную трудоемкость работ технологического цикла за смену (ТСМ)
Комплексная норма выработки Нк = Дсм = 450 = 41,4 т/чел.-см.,
Тсм 10,8606
Комплексная расценка Рк = ??Псм = 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 ...
ВНИМАНИЕ!
Текст просматриваемого вами реферата (доклада, курсовой) урезан на треть (33%)!
Чтобы просматривать этот и другие рефераты полностью, авторизуйтесь на сайте:
|
|
