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 r0,63м.
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 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/ 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 перерывовμ1 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 = (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 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
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 машиныпо 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