Анализ и планирование основных технико-экономических показателей работы Горного цеха ООО «Сибирский гранитный карьер»

Содержание Введение.

1. Технологическая часть. Общие сведения о районе предприятия.

1.1 Краткая геологическая характеристика месторождения.

1.2 Гидрогеологическая характеристика месторождения.

1.3 Режим работы и производительность карьера.

1.4 Добычные работы.

1.5 Буровзрывные работы.

1.6 Транспортировка и складирование готовой продукции.

1.7 Электроснабжение и освещение.

1.8 Водоснабжение и водоотлив.

1.9 Потери полезного ископаемого при добыче.

2. Анализ и планирование основных ТЭП работы Горного цеха ООО «Сибирский гранитный карьер».

2.1 Анализ основных технико-экономических показателей работы Горного цеха в 2006 году.

2.1.1 Анализ ритмичности работы цеха.

2.1.2 Анализ себестоимости продукции.

2.1.3 Анализ эффективности использования трудовых ресурсов.

2.2. Планирование технико-экономических показателей работы Горного цеха на 2007 год.

2.2.1 Планирование объемов производства и сбыта продукции.

2.2.2 Плановый расчет потребности в материально-технических ресурсах.

2.2.3 Планирование численности рабочих и фонда оплаты труда.

2.2.4 Планирование издержек производства.

2.2.5 Планирование безубыточности производства.

2.2.6 Основные технико-экономические показатели работы Горного цеха на 2007 год.

3. Природоохранная деятельность.

3.1 Организация природоохранной службы на предприятии ООО «Сибирский гранитный карьер».

3.2 Воздействие на окружающую среду.

3.3 Контроль на предприятии.

3.4 План природоохранных мероприятий.

3.5 Экологический механизм природопользования и охраны окружающей среды.

4. Охрана труда и техника безопасности.

4.1. Общая характеристика условий и охраны труда и общие требования безопасности.

4.2 Техника безопасности.

4.2.1 Меры безопасности при ведении горных работ.

4.2.2 Меры безопасности при ведении буровых работ.

4.2.3 Меры безопасности при эксплуатации машин и механизмов.

4.2.4 Меры по предотвращению опасных действий персонала: знаки безопасности и устройства безопасности.

4.2.5 Меры безопасности при передвижении персонала.

4.2.6 Электробезопасность.

4.3 Мероприятия по промсанитарии.

4.3.1 Характеристика рабочих мест с вредными условиями труда. Льготы и компенсации.

4.3.2 Основные санитарно-гигиенические требования к производственным помещениям и рабочим местам.

4.3.3 Решения по нормализации атмосферы рабочих мест, обеспечению комфортных климатических условий труда.

4.3.4 Средства индивидуальной защиты работников.

4.3.5 Решения по снижению шума и вибрации. Освещение.

4.4 Противопожарная защита, профилактика и ликвидация чрезвычайных ситуаций.

5. Диагностика вероятности банкротства и пути улучшения финансового состояния ООО «Сибирский гранитный карьер».

5.1 Теоретические основы банкротства предприятий.

5.1.1 Сущность и причины банкротства.

5.1.2 Общие подходы к антикризисному управлению.

5.2 Сравнительная характеристика различных подходов и методов прогнозирования банкротства предприятия.

5.3 Оценка финансового состояния ООО «СГК».

5.3.1 Оценка имущественного положения предприятия.

5.3.2 Оценка финансового положения.

5.3.3 Оценка результативности финансово-хозяйственной деятельности предприятия.

5.4 Диагностика вероятности банкротства ООО «Сибирский гранитный карьер».

5.5 Пути улучшения финансового состояния.

5.5.1 Опыт реформирования и реструктуризации предприятий.

5.5.2 Создание службы маркетинга.

5.5.3. Разработка ценовой политики.

5.5.4. Совершенствование структуры управления Заключение Список используемой литературы.

Введение

Квалифицированный специалист в области экономики и управления должен хорошо владеть современными методами экономических исследований. С помощью анализа изучаются тенденции развития, исследуются факторы изменения результатов деятельности, обосновываются управленческие решения, выявляются резервы повышения эффективности производства, оцениваются результаты деятельности предприятия, вырабатывается экономическая стратегия его развития.

Экономический анализ взаимодействует с такой важнейшей функцией управления как планирование, которое связано с распределением ресурсов, адаптацией к внешней среде, внутренней координацией и организационным стратегическим предвидением. Формальное планирование способствует снижению риска при принятии решений, служит для формулирования установленных целей, помогает создать единство общей цели внутри предприятия.

Целью выпускной квалификационной работы является анализ и планирование основных технико-экономических показателей работы ООО «Сибирский гранитный карьер».

Для достижения данной цели потребовалось решение следующих задач:

— изучение технологии производства гранитных блоков;

— анализ основных технико-экономических показателей работы Горного цеха за предшествующий период и их планирование на предстоящий;

— оценка организации природоохранной деятельности предприятия;

— рассмотрение организации охраны труда и промышленной безопасности на предприятии;

— оценка финансового состояния и прогнозирования банкротства предприятия;

— поиск путей улучшения финансового состояния.

Объектом исследования выпускной квалификационной работы является ООО «Сибирский гранитный карьер», а также одно из его структурных подразделений — Горный цех.

ООО «Сибирский гранитный карьер» является действующим предприятием и находится в Октябрьском районе города Екатеринбурга, в юго-восточной части промышленно-коммуникационной зоны «Базовая».

Сибирское месторождение разрабатывается двумя карьерами: с 1952 года Шарташским карьером; с 1959 года Сибирским карьером.

В 0,2 км к югу от Сибирского карьера проходит автомагистраль «Сибирский тракт», к которой примыкает подъездная дорога предприятия с асфальтобетонным покрытием протяжением 1,5 км.

Шарташский цех также связан с городом автодорогой.

Готовая продукция предприятия вывозится в основном автотранспортом потребителя и частично в железнодорожных вагонах.

Производственная структура ООО «Сибирский гранитный карьер» включает три цеха: Горный цех по добыче гранита; Камнеобрабатывающий цех; Шарташский цех, включающий дробильно-сортировочную фабрику. Каждый цех специализируется на выпуске определенного вида продукции. Горный цех является производителем гранитных блоков, которые в виде сырья поступают в камнеобрабатывающий цех. Камнеобрабатывающий цех осуществляет выпуск пиленой продукции: плиты пиленные, бортовой камень, товары народного потребления (ступени, бордюры, памятники). Шарташский цех производит щебень фракции 40−70 мм, 20−40 мм, 5−20 мм, песок из отсева.

Основными потребителями продукции ООО «Сибирский гранитный карьер» являются строительные, дорожно-строительные, благоустройственные организации, пиленые плиты приобретаются для отделки маленьких магазинов, офисов.

Но у предприятия есть и конкуренты. Поэтому для того, чтобы сохранить свое место на рынке, необходимо постоянно следить за качеством продукции, покупать новое, более экономичное и производительное оборудование, совершенствовать технологию производства, увеличивать затраты на рекламу.

Основной информационной базой написания выпускной квалификационной работы явилась бухгалтерская и статистическая отчетность ООО «Сибирский гранитный карьер».

1. Технологическая часть.

1.1 Общие сведения о районе предприятия ООО «Сибирский гранитный карьер» расположено на восточной окраине г. Екатеринбурга (в Октябрьском районе) на 7 км Сибирского тракта, между двумя железнодорожными линиями: Екатеринбург-Челябинск и Екатеринбург-Омск. В 120 м севернее карьера размещается железнодорожная станция «Путевка» РЖД с интенсивным пригородным пассажирским движением. В двух километрах севернее гранитного карьера находится Сибирский щебеночный карьер.

Месторождение размещается на восточном склоне Среднего Урала в верховьях бассейна реки Исеть и занимает площадь 16,6 га.

Действующим карьером разрабатывается центральная часть Сибирского месторождения гранитов, являющегося сырьевой базой Сибирского гранитного карьера.

Водными артериями района являются реки Исеть, Пышма и верховья реки Исток. Из многочисленных озер наиболее крупные-Шарташ, Малый Шарташ, Карасье.

Озеро Шарташ расположено в 3,5 км к северо-востоку от месторождения гранита. Озеро является составной частью лесопарковой зоны г. Екатеринбурга. Абсолютные отметки уреза воды озера — 275,6 м.

Севернее карьера находится Мало-Шарташский болотный массив, в центральной части которого находится озеро Малый Шарташ. Шарташский болотный массив является водосбором реки Исток.

План Сибирского месторождения гранитов изображен на рисунке 1.1.1.

Рельеф района.

Месторождение приурочено к южной части Шарташского гранитного массива, в орографическом отношении представляющего довольно ровное плато с редкими невысокими холмами, на вершинах которого развиты глыбы коренных пород. Склоны холмов пологие, задернованные и часто покрыты валунами гранитов. Естественный орографический облик месторождения потерян, так как большая часть его занята карьерными разработками и ямами. На нетронутой хозяйственной деятельностью поверхности абсолютные отметки изменяются от 267 до 281 м.

Климат района.

Климат района резко континентальный с преобладанием ветров западного направления (54% из годовых розы ветров). Средняя температура воздуха самого жаркого месяца (июль) составляет плюс 23,1? С; самого холодного месяца (январь)-минус 15,5? С. Продолжительность безморозного периода в среднем составляет 116 дней. Число дней со снежным покровом в среднем 166 дней. Холодный период времени характеризуется выпадением 114 мм осадков, а теплый период времени-383 мм осадков. Глубина слоя промерзания от 25 см до 3 м.

1.2 Краткая геологическая характеристика месторождения Сибирское месторождение расположено в южной части Шарташского гранитного массива, залегающего в ядре одноименной брахисинклинальной структуры. Сложено месторождение на всю разведанную глубину (40−60 м) однородными биотитовыми полнокристаллическими мезо — и меланократовыми, массивными, среднезернистыми гранитами светло-серого и серого цветов.

Минералогический состав гранитов:

— плагиоклаз — 40−60% (среднее значение 50−57%);

— микроклин — 17−23%;

— кварц — 18−30%, преобладает: 20−25%;

— биотит — 3−8%, преобладает: 4−6%.

Минералогический состав гранитов отвечает требованиям заказчика (полевой шпат — 60−70%, кварц — не менее 20%, слюда — не более 8%, зернистость гранитов (1,5−2,0 мм) менее требуемых 3 мм).

Полезная толща месторождения содержит редкие включения в виде жил кварц-полевошпатовых пород, гранит — порфиров, порфировых риодацитов порфиров, а также шлировые обособления овальной и округлой формы размером от 5−8 мм до 3−5 см мелкозернистых гранитов, обогащенных темноцветными минералами. Эти образования в объеме полезной толщи составляют менее 1% и наиболее часто встречаются вблизи контактов гранитов и диоритов.

Жилы порфировых риодацитов имеют мощность 2,0−3,7 м. В стенках карьера мощность этих жил не превышает 5−10 см. Контакты риодацитов с вмещающими гранитами четкие с крутым северо — восточным падением под углом, который составляет 60−75?.

Жилы и прожилки гранит — порфиров встречаются редко. Мощность их от 1 см до 0,2−0,6 м, контакты с вмещающими гранитами четкие, чаще с юго-восточным, северо-восточным и восточным падением под углом 30−60?.

Жилы и прожилки риодацитов, гранит-порфиров и кварц — плагиоклазовых пород не сопровождаются увеличением трещиноватости во вмещающих их гранитах и не влияют на выход блочной продукции. Наличие этих прожилок и жил на полированной поверхности плит вносит разнообразие в их декоративный рисунок. В то же время наличие их в блоках — заготовках для валов бумагоделательной промышленности недопустимо.

Кроме вышеперечисленных жил на месторождении встречены дайки диоритов и равномерно-зернистой и порфировой структуры. Это мелкозернистые темно — серые массивные породы. Мощность даек от 0,6 до 1,0 м. Контакт с гранитами четкий. Падение северо-восточное под углом 60−80?.

Диориты обладают повышенной трещиноватостью и, как показала многолетняя практика, не пригодны для получения блочной продукции, но могут быть использованы для получения строительного щебня, поэтому при подсчете запасов блочных гранитов эти породы из объема исключены. Общий объем диоритов составляет не более 0,25%.

Таким образом полезная толща месторождения, в основном, представлена однородными гранитами, минералогический состав которых отвечает «исходным требованием на разработку заготовок гранитных блоков для прессовых валов широкоформатных бумагоделательных и картоноделательных машин».

Отмеченные включения в виде редких жил кварц — плагиоклазовых пород, гранит — порфиров и порфировых риодацитов, составляющие в объеме не более 1%, не влияют на выход блоков.

Верхняя часть полезной толщи представлена гранитами затронутыми выветриванием, характеризующимися повышенной трещиноватостью и понижением физико-механических показателей. Мощность затронутых выветриванием гранитов изменяется от 0 до 13,3 м и в среднем равна 2,7 м.

Трещиноватость гранитов.

Трещиноватость гранитов определена путем замеров параметров трещин в действующем карьере. Всего было установлено наличие трех основных систем трещин и пяти систем, имеющих незначительное распространение и не влияющих на выход блоков.

I система — субгоризонтальные (пластовые) трещины с углами падения 0−30?, азимутом падения 0−360?. Эта группа трещин составляет около 60% от всего количества замеров. Расстояние между трещинами изменяется в верхних частях от 0,3 до 2,2 м, в среднем составляет 1,2 м.

II система — субвертикальные трещины с углами падения 50−90? и азимутом падения 66−108 ?.Трещины этой системы составляют 22% от всего количества трещин. Расстояние между ними изменяется от 0,3 до 4,5 м, в среднем — 1,2 м.

III система — трещины с углами падения 50−83?, азимутом падения 153−167?.Трещины этой системы составляют 12% от всего количества трещин. Расстояние между ними изменяется от 0,4 до 7,5 м, в среднем 1,7 м.

Системы трещин позволяют получать на месторождении природные блоки, приближенные по форме к параллелепипеду.

При эксплуатационных работах выявлено два основных направления наилучшего раскола гранита: первое направление с азимутом простирания от 250 до 270? (лучшая делимость поверхности сколов: ровные, гладкие); второе направление с азимутом простирания от 345 до 350? (поверхность сколов шероховатая).

Вскрышные породы.

В верхней части разреза месторождения на всей площади, за исключением участков, вскрытых карьером, залегают покровные элювиальноделювиальные образования, представленные песчаными глинами, содержащими редкую мелкую угловатую гальку кварца и обломки выветрелых гранитов. Мощность песчаных глин (рыхлой вскрыши) до 0,5 м.

В юго-западной части месторождения под глинами залегает песчано-дресвяно-щебнистая и щебнистая кора выветривания, которая постепенно переходит в выветрелые граниты. Мощность коры выветривания вместе с зоной выветрелых гранитов (скальная вскрыша) изменяется от 0 до 5 м.

Общая мощность вскрыши пород изменяется от 0 до 5,5 м и, в среднем, составляет 1,2 м.

1.3 Гидрогеологическая характеристика месторождения В пределах Сибирского месторождения полезная толща, представленная гранитами Шарташского гранитного массива, обладает слабой водоносностью. Причем основная водоносность приурочена к элювиальным отложениям, представленным дресвяно-щебнистыми образованиями; гранитами, затронутыми выветриванием и верхней частью невыветрелых гранитов до глубины не более 15−30 м, обладающих повышенной трещиноватостью.

Уровень грунтовых вод залегает на небольшой глубине и отражает в сглаженной форме рельеф земной поверхности. В заболоченных местах Шарташского массива уровень грунтовых вод встречается на глубине от 0,1 до 1,5 м. На возвышенных участках, в зонах трещиноватых гранитов, уровень вод понижается в пределах до 10,0−13,5 м. Общее направление потока подземных вод северо-восточное, в пределах же существующих скважин созданы местные депрессионные воронки с радиусом влияния до 200 м.

В действующем карьере установлены три насоса типа К 100−65−250 А (один насос рабочий, два в резерве).

Коэффициент фильтрации гранитов 0,05−0,1 м/сутки, а активная мощность водоносного горизонта 28−30 м. Водопритоки за счет подземных вод очень малы.

Основные водопритоки в проектируемый карьер будут формироваться за счет паводковых (талых) и ливневых вод.

По данным химических анализов подземные воды гранитов (колодцев и скважин) имеют гидрокарбонатный, кальциево-магниевый состав с минерализацией до 0,3−0,4 г/л, повышенное содержание марганца в 5 раз против норм ГОСТа на питьевую воду, а также железа, нитратов, аммиака и нитритов. Наличие нитритов и низкий коли-титр, в весенне-летний период, говорит о свежем загрязнении этих вод и непригодности использования их для питьевых нужд. Водоснабжение карьера осуществляется от сетей городского водопровода.

Ожидаемые водопритоки в карьер, в основном определяются ливневыми водами, по которым выбирается производительность насосов.

1.4 Режим работы и производительность карьера Режим работы.

Режим работы карьера на добыче с прерывной рабочей неделей в течение 251 дня, в две смены.

Первая смена используется для добычи и отгрузки блоков, выполнения горно-подготовительных работ, вторая смена — только для работы терморезчиков. Взрывные работы ведутся согласно графику, в основном в обеденный перерыв с 12−00 до 13−00).

Удаление рыхлых вскрышных пород производится сезонно в теплый период года в одну смену.

План производства и подготовка запасов.

Движение подготовленных запасов и потребность в гранитных блоках по кварталам приводится в таблице 1.4.1..

Таблица 1.4.1 Движение подготовленных запасов и потребность в горной массе в гранитных блоках по кварталам.

Вскрытые запасы составляют (43 875 м²*40 м)=1755 тыс. м³ на (175 лет), в т. ч. готовые к выемке (43 875 м²*1,5 м)=66 тыс. м³ (на 7 лет).

Для обеспечения нормальной работы карьера и подготовки запасов на последующие годы запланировано проведение горно-подготовительных работ в объеме 3400 м³.

Календарный план горных работ.

Снятие вскрышных мягких пород на карьере в 2007 году не предусматривается. Календарным планом добычных работ на 2007 год намечается отработка нижнего и верхнего участков в пределах существующих бортов карьера.

Добычные бригады отрабатывают массив в пределах высотных отметок 243−260 м, 262−270 м наклонными слоями с высотой уступа до 3 метров.

Горно-подготовительные работы планируются на верхнем и нижнем участке в объеме 3400 м³.

Сводные показатели приведены в таблице 1.4.2.

Таблица 1.4.2.

Сводные планово — производительные показатели.

1.5 Добычные работы Добычные работы проводятся в две смены, во 2-ю смену — только терморезка пластов. Добычные уступы — пласты отрабатываются последовательно сверху вниз. Одновременно разработка ведется тремя забоями. Высота уступа определяется горизонтальной трещиноватостью массива. Способ добычи блоков — комбинированный (огневой с буроклиновым или огневой с буровым).

Сначала производится разметка пласта. При разметке вертикальных терморезов необходимо учесть анизотропные свойства гранита. Потому что, при буроклиновом и гидроклиновом способах наиболее благоприятное откалывание блоков обеспечивается при таком расположении забоя, когда направление раскалывания совпадает с направлением продольных трещин, а основание блока определено горизонтальной раздельностью (трещиной). Затем терморезаком проходят два параллельных реза на расстоянии 4 ч 8 метров друг от друга на всю мощность пласта. Щели (резы) получаются шириной около 10 см, это зависит от диаметра корпуса горелки терморезака, где в среде сжатого воздуха сжигается бензин или керосин, или природный газ, и достигается температура 1000 ч 1100^° С. Далее гранитный целик между терморезаками размечают на блоки — монолиты и раскалывают буроклиновым или бурогидроклиновым способом. При буроклиновом способе чаще используют клинья со щечками, чем раскалывание одними клиньями. Для этого перфоратором забуриваются шпуры d 32 мм на всю мощность пласта с интервалом между ними до 200 мм. В них вставляют остальные клинья или клинья со щечками и ударами кувалды, весом 5 ч 7 кг пробиваются поочередно все клинья до тех пор, пока достигнутое напряжение разрезе в камне не даст вертикальную трещину. После этого в выколотом блоке — монолите забуриваются перфоратором необходимое количество шпуров, как правило, не более двух, диаметром 43 мм, длиной до 300 м. в них вставляются металлические прутки (штыри) диаметром 40 мм, длиной 400 мм, за которые зацепляется трос тяговой лебедки и производится перемещение волоком блока — монолита из массива. При необходимости, для перемещения выколки в нужном направлении используют отклоняющие блоки, которые крепятся на таких же штырях в шпурах, забуренных в гранитном целике.

Последующая разделка блока — монолита на блоки производится тоже буроклиновым или бурогидроклиновым способами. Для этого при буроклиновом способе делается разметка блоков нужных размеров, забуриваются шпуры диаметром 32 мм на всю мощность блока — монолита с интервалом 200 мм. Устанавливаются в шпуры щечки с клиньями и ударами кувалды добиваются появления видимой трещины раскола. Затем в блоке забуривается шпур диаметром 43 м, длиной 300 мм, в который вставляют инвентарный стальной штырь диаметром 40 мм, за который зацепляют трос тяговой лебедки и подтягивают блок в радиус обслуживания грузоподъемного крана.

Отличие буроклинового способа выкалывания от бурового заключается в том, что в строчку шпуров диаметром 32 мм на одинаковом расстоянии (около 1 метра) от терморезов пробуриваются два шпура диаметром 43 мм глубиной 500 мм для размещения в них молотков гидроклиновой установки. В молотки давлением от маслостанции подается масло, которое перемещает в них клинья и раскалывает камень.

Умение кольщиков в определении плоскости раскола относительно направления плоскостного деления камня позволяет уменьшить длину шпуров диаметром 32 мм, пробуриваемых при этих способах выкалывания блоков до 200 ч 250 мм. При этом выход блочного камня составляет 61% из общего объема извлеченного гранита с учетом разборки трех диорито — порфиритовых даек шириной около 1 метра, пересекающих карьер с севера на юг и не использующихся в получении блочного камня.

1.6 Буровзрывные работы Буровзрывные работы проводятся для отделения от массива и разрушения непосредственно в забоях камня, из которого невозможно получить гранитные блоки. Это массивы, имеющие большую трещиноватость и слоистость, в зонах тектонических нарушений, как правило, у диорито — порфиритных даек. Камень после взрыва собирается по возможности бульдозером и грузится гидравлическим экскаватором в технологический автотранспорт или вручную в металлическую тару, из которой грузоподъемными кранами высыпается в автосамосвалы и вывозится на склад бутового камня.

Несмотря на принимаемые меры предосторожности, применение взрывных работ приводит к разрушению монолитов и образованию микротрещин, снижающих целостность блоков и прочность полученных плит буровзрывные работы производятся в строгом соответствии с утвержденным «Паспортом на производство взрывных работ в карьере». В качестве взрывчатого вещества используется дымный порох, средств взрывания — огнепроводный шнур и электрозажигательные патроны (ЭЗ ОШ-М). Порох и средства взрывания хранятся в арендуемом помещении расходного склада взрывчатых материалов участка № 2 «Уралвзрывпрома». Учет прихода и расхода взрывчатых веществ в соответствии с «едиными правилами безопасности при взрывных работах».

Взрывание производится на открытой поверхности в забоях карьера зарядами скалывания в вертикальных шпурах диаметром 32 ч 43 мм, пробуренных перфораторами типа ПП-36, ПП-54 В, ССПБ-I с устройством забоек зарядов и установкой укрытий от разлета кусков.

Схема забоя представлена на рисунке 1.6.1.

Рисунок 1.6.1. Схема забоя.

1.7 Транспортировка и складирование готовой продукции Карьерный транспорт осуществляет следующие перевозки:

— вывозка блоков из карьера в камнеобрабатывающий цех;

— вывозка рыхлой вскрыши из карьера в отвал;

— вывозка выветрелых гранитов, некондиционных блоков на склад временно неиспользуемого минерального сырья.

— транспортировка блоков из забоя на перегрузочный склад «деррик» — краном.

Транспортировка блоков в пределах забоев производится тяговыми лебедками ЛМ — 12,5 и ТА — 7 с усилием 12,5 и 7 тонн.

Выколотые гранитные блоки обвязываются двуветвевыми стропами диаметром 24 ч 27 мм «петля в петлю» или, если есть возможность, «на удавку». Пневмоколесными кранами, грузоподъемностью 25 тонн, блоки грузятся в технологический транспорт (тип технологического автотранспорта — КРАЗ-256), который доставляет их в камнеобрабатывающий цех для распиловки или на склад блоков.

Погрузка гранитов от горно-подготовительных работ в автосамосвалы, после предварительного их сгребания в навалы бульдозером ДI-170, производится экскаватором ЭО-4321 с ковшом емкостью 1 м³.

Расчет потребности Горного цеха в автотранспорте приведен в таблице 1.7.1.

Таблица 1.7.1.

Расчет потребности Горного цеха в автотранспорте Установленный на западном борту карьера «деррик» — кран позволяет осуществлять погрузку, транспортировку части добытой горной массы из забоев на верхнюю погрузочную площадку отметкой 270 метров, частично исключив вывозку блочной продукции автотранспортом по существующей схеме.

Блоки хранятся на открытой спланированной площадке, обеспечивающей отвод воды. Проходы и автодорога свободны и не препятствуют проезду автотранспорта и передвижению людей.

Склад готовой продукции находится на промплощадке камнеобрабатывающего цеха и оборудован козловыми кранами грузоподъемностью 10 — 20 тонн. Заготовка блоков для камнеобрабатывающего цеха ведется на дневной поверхности круглый год.

Неполноценные отходы гранита, откол собираются в забоях карьера в соответствующую металлическую тару и вывозятся технологическим транспортом на отведенную для этого территорию, где бутобоем доводятся до размеров бутового камня (до 300 мм в поперечном размере) и гуртуются бульдозером в склад бутового камня.

1.8 Электроснабжение и освещение Электроснабжение карьера на Сибирском месторождении осуществляется от п/станции «Весна» (городские электрические сети) двумя кабелями ЛЭП 10 кв длиной 1470 м сечением 3*240 мм² до РП 197, принадлежащего карьеру.

РП 197 имеет две секции шин, соединенных секционной ячейкой типа КСО — 266.

С первой секции питание осуществляется:

1. КТП — I компрессорная, кабель ААБ — 103*240, длиной 250 м, мощность КТП — 1630 КВА;

2. ТП — 1807 камнеобрабатывающий цех, кабель СБ 103*70, длиной 250 м, мощность ТП — 1807 630 КВА;

3. 1807/2 камнеобрабатывающий цех, кабель СБ 103*50, длиной 250 м, мощность КТП — 400 КВА;

4. Трансформатор № 1 РП — 197 склады, кабель ААШВ 103*120, длиной 15 м, мощность трансформатора 320 КВА;

5. Питание ТП 1125, ТП 1148, Тп 1145 воздушная ЛЭП 10 сечением 70 мм, длиной 1500 м.

Вторая система шин осуществляет питание:

1. Резерв воздушной ЛЭП 1125, 1148, 1145;

2. КТП — 2 компрессорная, Кабель ААБ — 103*240 250 м, мощность КТП — 2 630 КВА.

В системе шин второй секции находится секционная ячейка.

Через ВЛ — 10 запитана КТП — 3 для горного цеха и бутобоя.

КТП — 3 — питание экскаватора ЭКГ — 5 и КТП — 10/630 — питание подсобных помещений горного цеха и агрегат бутобоя.

По схеме электроснабжения карьер имеет субабонентов: 3 промышленные площадки, мощностью до 750 КВА, два жилых поселка и СГСК «Автомобилист».

1.9 Водоснабжение и водоотлив Для водоснабжения карьера используется вода городского водопровода.

Водопритоки в карьере составляют за счет подземных вод 5 м³/час, дождевых стоков — 41 м³/час и ливневых вод 130 м³/час. Откачку воды из водосборника осуществляют две передвижные насосные установки (рабочая и резервная). Объем водосборника составляет 580 м³.

Рабочий насос включается от уровня в зумпфе, резервный во время ливня.

Откачка карьерных вод в двухсекционный отстойник производится по стальному водопроводу диаметром 108*2,8.

Длина сбросного коллектора — 250 м.

Очистные стоки направляются в шламоотстойник камнеобрабатывающего цеха на технические нужды. Для исключения попадания нефтепродуктов перепуск воды осуществляется «из-под уровня».

1.10 Потери полезного ископаемого при добыче В соответствии с «Типовыми методическими указаниями по определению и учету потерь твердых полезных ископаемых при добычи», утвержденными Госгортехнадзором 05,11,1979 г. и «Отраслевой инструкцией по определению и учету потерь полезных ископаемых при добычи блоков облицовочного», изданной в 1974 г. в г. Ереване, в Горном цехе ведется учет потерь запасов при их отработке.

В процессе эксплуатации принятых к отработке верхнего и нижнего участков (рабочий проект реконструкции Сибирского гранитного карьера, г. С — Петербург, 1993 г.) будут иметь место следующие виды потерь:

1. Общекарьерные потери полезного ископаемого проектом первоочередной отработки не предусматриваются и фактически не учитываются, так как оставляемое под заездами на горизонты полезное ископаемое будет извлечено при отработке последующих очередей карьера. Здания и сооружения, обеспечивающие нормальную работу карьера, находятся за контуром принятого к отработке участка.

2. Эксплуатационные потери первой группы (в массиве) при отработке запасов также отсутствуют. Это обусловлено тем, что, принятый проектом вдоль северного контура месторождения, борт карьера на конец отработки под углом 70° совпадает с углом подсчета геологических запасов на глубину.

3. Эксплуатационные потери второй группы (потери отделенного от массива полезного ископаемого) получаются при отделении блоков от горного массива (в пропилах, в резах). Данный норматив эксплуатационных потерь II группы согласован с Уральским округом Госгортехнадзора и составляет 2% от погашенных балансовых запасов.

При проходке дополнительных отрезных щелей терморезаком типа ТРВ — 7 рабочим проектом реконструкции карьера предусмотрен и рассчитан удельный расход резов на 1 м³ массива. Он составил при ширине щели 0,1 м — 0,2 м²/м³.

Выемочной единицей по карьеру Сибирского месторождения серых гранитов является добычной участок: верхний (выше отметки 260 м) и нижний.

Площадь дополнительных отрезных щелей составит (с учетом ГПР):

— при отработке нижнего участка — 940 м²;

— при работах на верхних участках — 660 м².

Потери полезного ископаемого в 2007 году:

— нижний участок — 940 м² * 0,1 м = 94 м³ или 94/4700 = 2%.

— верхний участок — 660 м² * 0,1 м = 66 м³ или 66/3300 = 2%.

Всего 160 м³ или 160/8000 = 2%.

2. Анализ и планирование основных ТЭП работы Горного цеха ООО «Сибирский гранитный карьер».

2.1 Анализ основных технико-экономических показателей работы Горного цеха в 2006 году Основные технико-экономические показатели за 2006 год представлены в таблице 2.1.

Таблица 2.1.

Основные технико-экономические показатели за 2006 год.

Данные таблицы 2.1. показывают, что фактический объем производства соответствовал плановому. Это свидетельствует о том, что все договорные обязательства предприятия перед заказчиками были выполнены полностью.

Себестоимость производства продукции увеличилась на 15,53 тыс. руб. по сравнению с плановой. Это изменение связано с увеличением цен на некоторые материалы и со среднегодовой стоимостью основных фондов, введенных в эксплуатацию в 2006 г.

Себестоимость единицы продукции увеличилась незначительно, на 0,002 тыс. руб./м³ или на 2 руб./м³.

Далее сделаем более детальный анализ представленных ТЭП.

2.1.1 Анализ ритмичности работы цеха При изучении деятельности Горного цеха важен анализ ритмичности производства продукции. Ритмичность — равномерный выпуск продукции в соответствии с графиком в объеме и ассортименте, предусмотренных планом.

Ритмичная работа является основным условием своевременного выпуска и реализации продукции. Неритмичность ухудшает все экономические показатели: снижается качество продукции; увеличиваются объем незавершенного производства и сверхплановые остатки готовой продукции на складах и, как следствие, замедляется оборачиваемость капитала; не выполняются поставки по договорам и предприятие платит штрафы за несвоевременную отгрузку продукции; несвоевременно поступает выручка; перерасходуется фонд заработной платы в связи с тем, что в начале месяца рабочим платят за простои, а в конце за сверхурочные работы. Все это приводит к повышению себестоимости продукции, уменьшению суммы прибыли, ухудшению финансового состояния предприятия.

Для оценки выполнения плана по ритмичности используются прямые и косвенные показатели. Прямые показатели — коэффициент ритмичности, коэффициент вариации, коэффициент аритмичности, удельный вес производства продукции за квартал к годовому выпуску.

Косвенные показатели ритмичности — наличие доплат за сверхурочные работы, оплата простоев по вине хозяйствующего субъекта, потери от брака, уплата штрафов за недопоставку и несвоевременную отгрузку продукции, наличие сверхнормативных остатков незавершенного производства и готовой продукции на складах.

Один из наиболее распространенных показателей — коэффициент ритмичности. Величина его определяется путем суммирования фактических удельных весов выпуска за каждый период, но не более их планового уровня Анализ ритмичности добычи гранитных блоков в Горном цехе по декадам 2006 г. представлен в таблице 2.2.

Критм = 23,33+25,00+25,00+23,89 = 97,22%.

Таблица 2.2.

Анализ ритмичности добычи гранитных блоков по декадам 2006 г.

Коэффициент вариации (Кв) определяется как отношение среднеквадратического отклонения от планового задания за квартал к среднеквартальному плановому выпуску продукции:

(2.1).

где.

(х-х)² — квадратическое отклонение от среднеквартального задания;

n — число периодов;

х — среднеквартальное задание по графику.

Кв = (v[(2,10−2,25)²+(2,50−2,25)²+(2,25−2,25)²+(2,15−2,25²]/4)/2,25 = 0,068.

Коэффициент вариации составляет 0,068. Это значит, что выпуск продукции по кварталам в 2006 г. отклонялся от графика в среднем на 6,8%.

Причинами аритмичности выпуска продукции являются трудности сбыта продукции, низкий уровень организации, технологии и материально-технического обеспечения производства, а также планирования и контроля.

По данным таблицы 2.2. видно, что в течение года допускались незначительные отклонения от запланированного уровня выпуска продукции. Так, в первом и четвертом кварталах 2006 г. план не был выполнен на соответственно на 150 м³ и 100 м³ из-за неисправности оборудования; во втором же квартале произошло превышение плана на 250 м³.

2.1.2 Анализ себестоимости продукции Себестоимость продукции — важнейший показатель экономической эффективности ее производства, отражающий все стороны хозяйственной деятельности и аккумулирующий результаты использования всех производственных ресурсов. От его уровня зависят финансовые результаты деятельности предприятия, темпы расширенного воспроизводства, финансовое состояние субъектов хозяйствования.

Анализ себестоимости продукции играет огромную роль в оперативном управлении затратами на производство. Анализ позволяет выявить основные (значимые) издержки, выявить причины их увеличения, факторы, влияющие на это изменение, и с учетом результатов проведенного анализа принять верное управленческое решение.

Анализ себестоимости гранита за 2006 год представлен в таблице 2.3.

Таблица 2.3.

Затраты на добычу гранита за 2006 год Как видно из таблицы 2.3, фактические затраты цеха в 2006 г. оказались выше плановых на 15,53 тыс. руб. Увеличение произошло по таким элементам затрат, как энергетические затраты, амортизация, общезаводские и внепроизводственные расходы. Увеличение энергетических затрат связано с повышением тарифов на электроэнергию; амортизации — с покупкой нового оборудования; общезаводских — с увеличением командировок. Изменилась несколько и структура затрат: увеличилась доля энергетических и общезаводских расходов, а доля заработной платы и прочих производственных расходов уменьшилась.

Уменьшение доли заработной платы и увеличение доли амортизации свидетельствуют о небольшом повышении технического уровня предприятия (покупка нового бурового станка), росте производительности труда.

Общая сумма затрат (З общ.) может изменяться из-за:

— объема выпуска продукции в целом по предприятию (VBП общ.);

— ее структуры (Удi);

— уровня переменных затрат на единицу продукции (bi);

— суммы постоянных расходов на весь выпуск продукции (А):

З общ =? (VBП общ.* Удi * bi) + А (2.2).

Данные для расчета влияния этих факторов приведены в табл. 2.4.

Таблица 2.4.

Исходные данные для факторного анализа общей суммы издержек на добычу гранита В связи с тем, что плановый и фактический объемы добычи гранита совпадают, т. е. произошло 100% выполнение плана, объем добычи никак не повлиял на изменение общей суммы затрат.

Структура выпуска также не оказала никакого влияния на изменение общей суммы затрат.

Из-за повышения уровня удельных переменных затрат перерасход издержек по добыче гранита составил 41,54 тыс. руб. (21 040,53−20 998,99), что послужило одной из причин увеличения общей суммы затрат. Постоянные расходы уменьшились по сравнению с планом на 26,01 тыс. руб. (21 014,52−21 040,53).

Таким образом, общая сумма затрат оказалась выше плановой на 15,53 тыс. руб. (21 014,52 — 20 998,99).

2.1.3 Анализ эффективности использования трудовых ресурсов К трудовым ресурсам относится та часть населения, которая обладает необходимыми физическими данными, знаниями и навыками труда в соответствующей отрасли. Достаточная обеспеченность цеха нужными трудовыми ресурсами, их рациональное использование, высокий уровень производительности труда имеют большое значение для увеличения объемов продукции и повышения эффективности производства. В частности, от обеспеченности цеха трудовыми ресурсами и эффективности их использования зависят объем и своевременность выполнения всех работ, эффективность использования оборудования, машин, механизмов и как результат объем производства продукции, ее себестоимость, прибыль и ряд других экономических показателей.

Полноту использования трудовых ресурсов можно оценить по количеству отработанных дней и часов одним работником за анализируемый период времени, а также по степени использования фонда рабочего времени. Анализ использования трудовых ресурсов Горного цеха за 2006 г. представлен в таблице 2.5.

Таблица 2.5.

Анализ использования трудовых ресурсов Горного цеха за 2006 год Пояснения к таблице 2.5:

Строка 4 — фонд рабочего времени рассчитывается по формуле:

Т = ЧР * Д * П, (2.3).

где Т — фонд рабочего времени, ЧР — численность рабочих, Д — количество отработанных дней одним рабочим в среднем за год, П — средняя продолжительность рабочего дня.

В Горном цехе фактический фонд рабочего времени в 2006 г. оказался меньше планового на 3261,6 ч. Влияние факторов на его изменение можно установить способом абсолютных разниц:

1. влияние изменения количества отработанных дней одним рабочим в среднем за год.

?Тд = (Дф — Дпл) * ЧРф * Ппл, (2.4).

где.

Дф, Дпл — соответственно фактическое и плановое количество отработанных дней одним рабочим в среднем за год, ЧРф — фактическая численность, чел.,.

Ппл — плановая средняя продолжительность рабочего дня, час.

?Тд = (212,0−222,0) * 36 * 8,0 = -2880,0 ч;

2. влияние изменения средней продолжительности рабочего дня:

?Тп = (Пф — Ппл) * Дф * ЧРф, (2.5).

где.

Пф, Ппл — соответственно фактическая и плановая средняя продолжительность рабочего дня, ч;

Дф — фактическое количество отработанных дней одним рабочим в среднем за год;

ЧРф — фактическая численность рабочих, чел.

?Тп = (7,95 — 8,0) * 212,0 * 36 = -381,6 ч.

Общее изменение равно -3261,6 ч. Это величина общих потерь рабочего времени.

Таким образом, имеющиеся трудовые ресурсы Горный цех использует недостаточно полно. В среднем одним рабочим отработано 212 дней вместо 222, в связи с чем сверхплановые целодневные потери рабочего времени составили на одного рабочего 10 дней, а на всех — 360 дней, или 2880 часов (360,0*8,0).

Наблюдаются и внутрисменные потери рабочего времени: за один день они составили 0,5 ч, а за все отработанные дни всеми рабочими 381,6 ч.

Таким образом, на основании выполненного анализа можно сделать вывод, что в 2006 году фактический объем производства продукции соответствовал плановому. Это свидетельствует о том, что все договорные обязательства предприятия перед заказчиками были выполнены полностью.

Коэффициент вариации составляет 0,068. Это значит, что выпуск продукции по кварталам в 2006 г. отклонялся от графика в среднем на 6,8%.

В течение года допускались незначительные отклонения от запланированного уровня выпуска продукции. Так, в первом и четвертом кварталах 2006 г. план не был выполнен на соответственно на 150 м³ и 100 м³ из-за неисправности оборудования; во втором же квартале произошло превышение плана на 250 м³.

Фактические затраты цеха в 2006 г. оказались выше плановых на 15,53 тыс. руб. Увеличение произошло по таким элементам затрат, как энергетические затраты, амортизация, общезаводские и внепроизводственные расходы. Увеличение энергетических затрат связано с повышением тарифов на электроэнергию; амортизации — с покупкой нового оборудования; общезаводских — с увеличением командировок. Изменилась несколько и структура затрат: увеличилась доля энергетических и общезаводских расходов, а доля заработной платы и прочих производственных расходов уменьшилась.

Уменьшение доли заработной платы и увеличение доли амортизации свидетельствуют о небольшом повышении технического уровня предприятия (покупка нового бурового станка), росте производительности труда.

В связи с тем, что плановый и фактический объемы добычи гранита совпадают, т. е. произошло 100% выполнение плана, объем добычи никак не повлиял на изменение общей суммы затрат. Структура выпуска также не оказала никакого влияния на изменение общей суммы затрат.

Из-за повышения уровня удельных переменных затрат перерасход издержек по добыче гранита составил 41,54 тыс. руб., что послужило одной из причин увеличения общей суммы затрат. Постоянные расходы уменьшились по сравнению с планом на 26,01 тыс. руб. Таким образом, общая сумма затрат оказалась выше плановой на 15,53 тыс. руб.

Себестоимость единицы продукции увеличилась незначительно, на 0,002 тыс. руб./м³ или на 2 руб./м³.

В Горном цехе фактический фонд рабочего времени в 2006 г. оказался меньше планового на 3261,6 ч. Это величина общих потерь рабочего времени.

Таким образом, имеющиеся трудовые ресурсы используются недостаточно полно. В среднем одним рабочим отработано 212 дней вместо 222, в связи с чем сверхплановые целодневные потери рабочего времени составили на одного рабочего 10 дней, а на всех — 360 дней, или 2880 часов .

Наблюдаются и внутрисменные потери рабочего времени: за один день они составили 0,5 ч, а за все отработанные дни всеми рабочими 381,6 ч.

2.2 Планирование технико-экономических показателей работы Горного цеха на 2007 год.

2.2.1 Планирование объемов производства и сбыта продукции Планирование производственной программы основано на данных портфеля заказов. Планируемый объем выпуска и реализации продукции Горного цеха в 2007 году составляет 9500 м³.

Продукция Горного цеха отправляется непосредственно на переработку в Камнеобрабатывающий цех. Цена на гранитные блоки, добытые в Горном цехе, устанавливается условно на основе себестоимости и нормы прибыли, взятой в размере 35% (по данным предприятия).

План по сбыту представлен в таблице 2.6.

Таблица 2.6.

План по сбыту продукции Горного цеха на 2007 год.

2.2.2 Плановый расчет потребности в материально-технических ресурсах В соответствии с запланированным объемом производства на 2007 год, равным 9500 м³, ведется расчет потребности в топливе, вспомогательных материалах и энергии, представленный в таблице 2.7.

Таблица 2.7.

Расчет потребности в материалах, топливе и электроэнергии Пояснения к таблице 2.7:

Графа 3 — нормы расхода на 1 м³ продукции берутся по данным предприятия.

Графа 4 — общий расход материалов находится по формуле:

Робщ = Ред * Vпр, (2.6).

где Ред — норма расхода на 1 м³ продукции;

Vпробъем продукции, м³.

Графа 5 — цены на материалы установлены в соответствии с договором поставки.

Графа 7 — транспортные расходы заложены в размере 4% от графы 6.

Графа 8 — заготовительно-складские расходы заложены в размере 1,5% от графы 6.

Графа 9 — общая стоимость равна сумме транспортных, заготовительно-складских расходов и затрат на приобретение данных материалов.

Стоимость электроэнергии и топлива планируется на основании соответствующих затрат за 2006 год с поправочным коэффициентом 1,2 (исходя из предполагаемого повышения цен и уровня инфляции в планируемом периоде на 20%).

Расчет амортизационных отчислений по основным фондам Дополнительное оборудование в 2007 г. закупать не планируется. Будет использоваться имеющееся.

Расчет амортизационных отчислений производится с учетом первоначальной стоимости, суммы износа (амортизации) на начало и конец планируемого года. Исходя из расчета, определяется остаточная стоимость основных фондов (таблица 2.8).