Государственное образовательное учреждение высшего профессионального образования
Читинский государственный университет
Институт переподготовки и повышения квалификации
Управление качеством
(72 час, контрольная работа, зачет)
Краткое содержание курса
Тема 1: Введение (понятия: управление качеством, уровень качества, индекс качества). Качество минерально-сырьевой базы.
Тема 2: Управление качеством на стадии геологоразведочных работ.
Тема 3: Экономическая оценка месторождений.
Тема 4:Управление качеством при добычных работах.
Тема 5: Управление качеством при первичной переработке руд.
Тема 6: Методы контроля за качеством продукции на промежуточных и конечных стадиях.
Тема 7: Оценка эффективности методов УКП.
Тема 8: Комплексная система управления качеством продукции.
Темы для самостоятельного изучения
1.Современное представление о механизме управления.
2. Общая теория управления.
3. Универсальная схема управления качеством продукции.
4. Категории управления качеством.
5. Органы управления качеством продукции.
6. Организация контроля и анализа качества сырья на ГОКах.
7. Экономические факторы, определяющие способы управления качеством руды.
8. Стандартизация и сертификация продукции.
Примеры практических работ
Практическая работа №1
Определение качества руды в дозах выпуска
На рис.4 представлен геологический разрез подготовленного к выемке эксплуатационного блока полиметаллического месторождения. Распределения качества руды в пределах эксплутационного блока показано изолиниями содержания свинца в процентах. Средний объем дозы выпуска руды из одной дучки за одну смену Q = 2600-60*n, м3 , где n- последняя цифра в зачетке.
Неравномерность выпуска из дучек учитывается с помощью коэффициентов: для первой дучки К1= 1,1; для второй дучки К2 = 0,9; для третьей дучки К3 = 0,7.
Между основными размерами фигуры выпуска и дозой выпуска на месторождении существуют следующие зависимости:
размер большой полуоси эллипса 
;
малой полуоси эллипса 
.
Требуется:
1. Построить контур доз выпуска в пределах эксплутационного блока.
2. Определить среднее содержание свинца в дозах выпуска посменно в каждой дучке
3. Определить среднее содержание в выпущенной руде из блока
Порядок выполнения работы.
1. Построение контура дозы выпуска проводят в следующей последовательности:
а) определяют объем дозы выпуска по каждой дучке: Qi =Ki * Q, м3 ;
б) определяют размер малой и большой полуосей эллипса a и b для:
Q = Qi, 2*Qi, 3*Qi, 4*Qi, ... m*Qi,
где m- число доз выпуска (выбирается из условия наиболее полной отработки блока, m = 3).
в) по значениям полуосей на геологическом разрезе эксплутационного блока в масштабе 1:500 строят «от руки» эллипсы выпуска, границы которых и являются контуром доз выпуска. Пример построения показан на рис. 5.
2.Содержание полезного компонента в дозах выпуска определяют методом П.К.Соболевского. На контур эксплутационного блока (эллипс) накладывают точечную палетку (калька размером 10х10 см, расчерченная вертикальными и горизонтальными линиями, где в местах пересечения линий проставлены точки) со стороной квадрата 0,7 см. По изолиниям содержания в каждой точке палетки в пределах каждой дозы выпуска определяют значение содержания свинца Сi и вычисляют среднее
Например:
С1=2.3; С2=2.5; С3=2.7; С4=2.7; С5=2.6; С6=2.3; С6=2.1.
Ссред = 2.3+2.5+2.7+2.7+2.6+2.3+2.1 = 2,46.
рис. 5. Пример построения эллипсов
Количество значений содержаний (i) должно совпадать с количеством точек палетки, попавшим в границы дозы выпуска (эллипс).
По результатам расчета заполняется таблица 2.
Таблица 2
-
1 дучка
2 дучка
3 дучка
Среднее
1 смена
2 смена
3 смена
Среднее
Практическая работа №2
Составление плана добычи руды в режиме усреднения.
Участок железорудного месторождения (рис.6) отрабатывается двумя экскаваторами ЭВГ-4 производительностью Q=43 тыс.м.3 в месяц каждый. Ширина заходки экскаватора L = 18 м. Высота рабочего уступа h =20 м. На плане горных работ показаны изолинии содержания полезного компонента и примерное расположение эксплуатационных блоков.
Требуется:
1. Составить план добычи железной руды на два месяца с разбивкой по декадам.
2. Выбрать направление работы экскаваторов так, чтобы среднее содержание железа в руде, выдаваемой каждую декаду на обогатительную фабрику, равнялось С = (17,1 1,7) %.
Порядок выполнения работы:
1. Определяют длину месячной заходки экскаватора
Д=Q\Lh
На плане горных работ вычерчивают эксплуатационные блоки (с учетом масштаба) в соответствии с геометрическими размерами месячной заходки, по два для каждого экскаватора. Каждый блок разбивают на три равные части, которые соответствуют декадной отработке.
2. Устанавливают направление работы экскаваторов и порядок отработки блоков, обозначая декадные заходки для каждого экскаватора римскими цифрами в порядке их отработки от I до VI. При этом руководствуются значениями средних содержаний по декадным заходкам, которые определяют методом точечной палетки. Среднее значения содержания железа в руде, выдаваемой двумя экскаваторами в одноименные декады, должны удовлетворять техническим условиям
С = (17,7 1,7) %.
Для определения среднего содержания, выдаваемого экскаватором в декаду, на план произвольно накладывают точечную палетку в виде сетки квадратов со стороной 0,5 см. По изолиниям содержаний в каждой вершине квадрата, в пределах декадной заходки, определяют значение содержания железа в руде и вычисляют среднее значение содержания за декаду (пример в практическом задании № 2).
Содержание железа в потоке руды, выдаваемой на обогатительную фабрику двумя экскаваторами, определяют как среднее арифметическое из значений содержаний в декадных заходках, отрабатываемых одновременно. Результаты вычислений сводят в таблицу 3.
Таблица 3
Подекадный план добычи руды экскаваторами №1и №2
-
Месяц
Декада
Содержание железа в руде Ci %
Экскаватор 1
Экскаватор № 2
В потоке
1-ый месяц
I
II
III
2-ой месяц
IV
V
VI
Если при изменении порядка отработки декад и эксплуатационных блоков не удается получить среднее содержание железа в потоке руды, отвечающей техническим условиям, следует сместить тот или иной блок в сторону более богатых или бедных содержаний и решение задачи повторить.
ПРАКТИЧЕСКАЯ РАБОТА № 3
Вариант принимается по последней цифре зачетной книжки
Расчет фактического уровня потерь и разубоживания руды при отработке приконтактной зоны добычного блока
В процессе отработки приконтактной зоны участка практически учитываются два вида потерь руды:
-
потери балансовой руды в породном отвале П0, куда направляется по родно-рудная смесь при отработке выемочного элемента эксплуатационного блока, т.е. элемента в пределах нижней бровки контакта и примерно его середины; -
потери руды при транспортировании рудной массы от добычного забоя до усреднительного склада (Пт).
Для решения задачи принимаем, что потерь руды при погрузке не допускалось, а потери руды при взрывании очень малы и в данном случае не учитываются.
Исходные величины для определения уровня потерь определялись двумя методами (в целях сравнения достоверности конечных величин): геометрическим и натурным.
Геометрическим методом рассчитывался объем теряемой рудной "призмы" (рис. 7) ,
Рис. 7. Схема к определению фактического уровня потерь при отработке приконтактной зоны:
b - горизонтальное ребро рудной призмы у основания контакта руды с породой, м; к - угол падения контакта (руды с породой), градус; у -угол откоса уступа в приконтактной зоне, градус; Вб - ширина блока или длина (высота) теряемой рудной призмы у основания контакта.
Задание 1. Определить фактический уровень потерь (исходные данные в табл. 4 по вариантам).
Таблица 4
|
№ |
к |
у |
Вб |
b |
Нб |
Sб |
Rср |
Д |
hп |
|
1 |
30 |
60 |
25 |
8,5 |
8 |
2 |
10 |
40 |
0.15 |
|
2 |
32 |
60 |
30 |
8 |
7 |
3 |
4 |
45 . |
0,17 |
|
3 |
34 |
70 |
35 |
7 |
9 |
21 |
8 |
50 |
0,19 |
|
4 |
36 |
65 |
40 |
6 |
12 |
3,2 |
3 |
55 |
0,2 |
|
5 |
38 |
72 |
45 |
5,5 |
13 |
4,12 |
15 |
60 |
0,18' |
|
6 |
40 |
75 |
41 |
4,7 |
10 |
3,5 |
12 |
65 |
0,16 |
|
7 |
50 |
64 |
33 |
3,0 |
11 |
2,2 |
11 |
70 |
0,14 |
|
9 |
42 |
66 |
28 |
4,5 |
15 |
2,19 |
7 |
15 |
0,15 |
|
10 |
46 |
15 |
42 |
3,0 |
8 |
3,7 |
5 |
8,5 |
0,20 |
Последовательность выполнения
1. По исходным данным варианта, указанного преподавателем, определить площадь сечения рудной "призмы" (Spп) и ее объем (Vpп):
Vрп = Sрп * Bрп
2. Определить количество руды, потерянной в породных отвалах (По)
где Kpп, - коэффициент разрыхления приконтактной зоны в результате произведенного взрыва блока (Крп = 1,03...1,08);
р - плотность руды, т/м3 (р=2,65 т/м3)
3. Определить потери части балансовой руды при транспортировании добытой рудной массы на усреднительный склад по формуле
Птр = Д*(1–R)*Кп.тр,
где Д- количество рудной массы, доставленной из добычного забоя на усреднительный склад, т (данные геолого-маркшейдерской службы);
R- средний уровень разубоживания добытой и перевезенной в склад руды, д.ед.;
Кп.тр- коэффициент потерь при транспортировании рудной массы (Кп.тр = 0,1 %, или Кп.тр = 0,001).
4. Общие потери отбитой руды при отработке блока составят
Пб=П0+Птр.
5. Общее количество погашенных балансовых запасов при отработке блока
Бб=Sб*(Нб-hп)*рo,
где Sб- средняя площадь горизонтального сечения блока, м2;
Нб- средняя высота блока, м (Нб= Ну);
hn - мощность породного слоя, покрывающего верхнюю часть рудного блока, м.
6. Относительные потери руды (коэффициент потерь П)
Задание 2. Определить фактический уровень разубоживания руды (исходные данные в табл. 5 по вариантам).
Рудная масса приконтактной зоны вывозится на склад. Определение исходных данных осуществляется натурным методом планиметрическим способом. Автосамосвал с породно-рудной смесью разгружается отдельно. С помощью бульдозера формируется плоский навал с параметрами: Sн - общая площадь навала, м; hн - высота навала, м; Vн- объем навала, м3. Заданы линии измерения L1...L4 поверхности навала с интервалом между ними d=0,8 м. По каждой линии осуществлялось измерение включении пустой породы (Lп1...Lп4).
Таблица 5
|
№ |
L1 |
L2 |
L3 |
L4 |
Lп1 |
Lп2 |
Lп3 |
Lп4 |
Д |
|
1 |
7 |
7 |
4,8 |
5,2 |
2 |
0,5 |
1,3 |
1,1 |
6,4 |
|
2 |
6 |
8 |
7 |
4 |
1,3 |
0,9 |
0,7 |
0,5 |
7,3 |
|
3 |
8 |
8 |
4 |
5 |
0,7 |
1,2 |
0,2 |
1,1 |
7,3 |
|
4 |
5 |
6 |
7 |
5 |
0,9 |
0,7 |
1,3 |
1,0 |
9,5 |
|
5 |
4,5 |
5,0 |
7 |
8 |
1,1 |
0,3 |
0,8 |
0,2 |
12,1 |
|
6 |
8 |
7 |
5 |
4 |
0,5 |
0,8 |
0,6 |
1,2 |
10,6 |
|
7 |
7 |
6 |
7 |
4 |
0,8 |
1,2 |
0,3 |
0,1 |
11,3 |
|
8 |
5 |
6 |
7 |
8 |
1,5 |
0,8 |
1,1 |
0,4 |
8,6 |
|
9 |
4,5 |
5,0 |
7 |
7,5 |
1,0 |
0,3 |
0,4 |
0,8 |
7,2 |
|
10 |
5 |
5,5 |
8 |
7 |
1,8 |
1,2 |
0,5 |
0,8 |
7,2 |
Последовательность выполнения
1. Рассчитывается доля породы в добытой рудно-породной массе по формуле
2. Определяется величина разубоживания
R = b1*100 %.
3. Аналогично определяется значение разубоживания в других навалах рудно-породной смеси
-
Устанавливается средняя величина разубоживания при отработке приконтактной зоны
5. Определяется количество примешанной породы к руде
где Дк - качество рудной массы из приконтактной зоны, вывезенной на склад
Вопросы для подготовки к зачету
1. Основные понятия качества продукции.
2. Взаимосвязь основных стадий производства горно-металлургической продукции.
3. Основные характеристики качества руды, регламентируемые потребителем( ОФ).
4. Закономерности влияния содержания полезных ископаемых на обогатительный и металлургический процессы.
5. Влияние качества руды и его стабильности на экономические показатели горно-обогатительного предприятия.
6. Геологические факторы , определяющие качество руды и его стабильность при добыче.
7. Технологические факторы, обеспечивающие качество и стабильность рудопотока.
8. Организационно-технические факторы, позволяющие регулировать и поддерживать качество и стабильность рудопотока.
9. Экономические факторы, определяющие выбор, схем, средств, оборудования и способов управления качеством руды.
10. Критерии и модели оценки изменчивости качества руды в запасах.
11. Контроль качества руды и его стабильности.
12. Принципы и этапы управления качеством руды при добыче.
13. Управление качеством руды- основа горно-технологического менеджмент.
Вопросы для контроля остаточных знаний
1.Что такое качество продукции.
2. Что такое управление качеством продукции.
3. Что такое качество руды.
4.Управление качеством руды.
5. Общая схема управления качеством продукции.
6. Влияние качества руд на обогащение и металлургический передел.
7.Геологические факторы, определяющие качество руды и его стабильность при добыче.
8.Технологические факторы, обеспечивающие качество и стабильность рудопотока.
9.Организационно-технические факторы, позволяющие регулировать и поддерживать качество и стабильность рудопотока.
10.Экономические факторы, определяющие выбор схем, средств, оборудования и способов управления качеством руды.
Список использованных источников
-
Барский А.А., Козин В.З. Системный анализ в обогащении полезных ископаемых, М.: Недра, 2002.-256с. -
Бастан, Н.К. Костина Н.Н. Смешивание и сортировка руд, М.:Недра, 2--4.-168 с. -
Кожиев Х.Х., Ломоносов Г.Г. Рудничные системы управления качеством руд, 2005. – 293 с. -
Лобанова Н.Я.Организация, планирование и управление производством в горной промышленности , М.: Недра, 2000.-289с. -
Шмален Г.И. Основы и проблемы экономики предприятия. М.:ФиС, 2005.-512с. -
Фейгенбаум А. А. Контроль качества продукции, М.: «Экономика»,2007,-471с. -
Богуславский Э.И. Управление качеством руды, Санкт-Петербург, 2002.-78с
Смотрите также: