етодические указания к выполнению курсового проекта

бщие указания по выполнению курсового проекта.

Курсовой проект выполняется с целью углубления и расширения знаний студентов по предмету «Технология подземной разработки месторождений полезных ископаемых», приобретения навыков самостоятельной работы при решении вопросов проектирования технологии очистных работ и навыков пользования справочной литературой.

Курсовой проект выполняется в строгом соответствии с полученным заданием. Все отклонения от задания согласовываются с руководителем проекта.

Проект состоит из пояснительной записки в объёме 25-30 страниц и графической части в объёме одного листа формата А1. В пояснительной записке приводятся необходимые расчёты и пояснения к ним. Записка должна быть написана чёрной пастой или чернилами, аккуратно, грамотно и разборчиво на листах формата А4.

Формулы, применяемые в расчётах, должны быть расшифрованы, таблицы пронумеро­ваны. Заимствованный из литературы материал нужно сопровождать ссылкой на источ­ник.

Оформление курсового проекта с соблюдением требований ЕСКД и методических ука­заний по применению стандартов при оформлении курсовых и дипломных проектов.

сходные данные для курсового проекта.

1. Размеры шахтного поля:

по простиранию S =.............................. м;

по падению Н =................................. М.

2. Мощность пласта:

m₁ =...................................... м;

m₂ =...................................... м;

m₃=....................................... м.

3. Колебания пласта по мощности: ∆_m=........... %.

4. Угол падения пласта: α =........ °.

5. Плотность угля: γ_уг =........... т/м^-3.

6. Непосредственная кровля:..........................

7. Мощность непосредственной кровли: М_н =........ м.

8. Основная кровля:........................

9. Мощность основной кровли: Мо =...м.

10. Почва пласта:.....................

11. Мощность пород почвы: М_п =...м.

12. Плотность боковых пород: γ _пор =...т/м³.

13. Газообильность пласта: q _пл =...м³/т.

14. Газообильность выработанного пространства: q _вп =...м /т.

15. Температура воздуха в лаве: t в = +...°С.

16. Влажность воздуха в лаве: ϕ _в =...%.

17. Глубина горных работ: Н =...м.

18. Система разработки:

3 Содержание курсового проекта.

 

Пояснительная записка

Введение

1. Выбор способа подготовки шахтного поля.

2. Выбор системы разработки й расчёт её элементов.

3. Выбор механизации и технологии очистных работ.

4. Выбор способа управления кровлей и проверка несущей способности крепи.

5. Расчёт суточной нагрузки на лаву.

6. Расчёт проветривания выемочного участка.

7. Организация работ в очистном забое.

8. Техника безопасности при очистных работах.

Перечень ссылок.

Графическая часть

1. Система разработки (1:2000).

2. Структура пласта (1:50).

3. План лавы (1:100).

4. Разрезы очистного забоя и сопряжений лавы (1:50, 1:100).

5. Планограмма работ в лаве.

6. График выходов рабочих.

7. Условные обозначения.

8. Таблица очистного оборудования.

9. Таблица технико-экономических показателей.

4 Рекомендуемая литература

 

1. Заплавский Г.А., Лесных В.А. Технология подготовительных и очистных работ. М., Недра, 1989.

2. Килячков А.П., Брайцев A.B. Горное дело. М., Недра, 1989.

3. Машины и оборудование для угольных шахт. Справочник. М. Недра, 1987.

4. Правила безопасности в угольных шахтах. Киев, 2000.

5. Сборник инструкций к правилам безопасности в угольных шахтах. 1 и 2 том. Киев, 1996.

6. Руководство по проектированию вентиляции угольных шахт. Киев, 1994.

7. Руководство по борьбе с пылью в угольных шахтах. М., Недра, 1979.

8. Правила технической эксплуатации угольных и сланцевых шахт. М., Недра, 1976.

9. Прогрессивные технологические схемы разработки пластов на угольных шахтах. М., ИГД им. A.A. Скочинского, 1979.

10. Журналы «Уголь Украины».

етодические указания к выполнению курсового проекта

Введение

В этом разделе нужно показать роль угольной промышленности в топливно- энергетическом комплексе страны, область использования угля, значение Донецкого угольного бассейна, роль очистных работ и перспективы их совершенствования, отразить цель и задачи, решаемые в курсовом проекте.

1 Выбор способа подготовки шахтного поля

 

В настоящее время при разработке шахтных полей используют этажный, панельный, погоризонтный, блоковый и комбинированный способы подготовки, которые достаточно подробно описаны в учебниках, например [2, с.23-29].

Этажный способ подготовки применяют при размерах шахтного поля по простиранию S < 5 км, а по Падению Н < 3 км.

 

Рисунок 1 – Этажный способ подготовки шахтного поля.

Панельный способ подготовки применяют при размерах шахтного поля по простиранию S=4-10 км, а по падению Н= 2-5 км.

 

Рисунок 2 – Панельный способ подготовки.

Погоризонтный способ подготовки применяют при размерах шахтного поля по простиранию =4-10 км, по падению Н=2-5 км с углом падения пласта α≤10-12⁰.

 

Рисунок 3 – Погоризонтный способ подготовки.

При выборе способа подготовки учитывают размеры шахтного поля по простиранию и падению пласта, а так же угол его падения. Рекомендуемые размеры панелей, горизонтов, этажей, ярусов и выемочных столбов указаны на рисунках 1-3.

 

2.Выбор системы разработки и расчёт её элементов

2.1Выбор системы разработки

При комплексной механизации очистных работ рекомендуется использование столбо­вых систем разработки, при которых отсутствует взаимное влияние очистных и подгото­вительных работ, повышается нагрузка на лаву, снижаются утечки воздуха через вырабо­танное пространство, создаются благоприятные условия для дегазации пласта.

На пологих пластах с углами падения α<10-12⁰ рекомендуются системы разработки длинными столбами по падению или восстанию пласта. В этом случае длина лавы постоянна, а бортовые выработки строго прямолинейны в горизонтальной плоскости, что соз­даёт весьма благоприятные условия для применения конвейерного транспорта угля [2. с. 151-155].

 

Рисунок 4 – Система разработки длинными столбами по падению.

 

Рисунок 5 – Система разработки длинными столбами по восстанию.

При углах падения α≤10-35⁰ применяется система разработки длинными столбами по простиранию [2, с. 143-151].

 

Рисунок 6 – Система разработки длинными столбами по простиранию.

2.2 Выбор способа охраны подготовительных выработок.

Конвейерные выработки, примыкающие к очистному забою, охраняются с обеих сто­рон угольным массивом, что обеспечивает их хорошую устойчивость в течение эксплуа­тации. В выработках располагается ленточный конвейер и рельсовая колея. (Рисунок 7) Вентиляционные выработки, примыкающие к очистному забою, охраняются чаще всего со стороны выработанного пространства угольным целиком, а с противоположной - угольным массивом. В выработках располагается рельсовая колея. (Рисунок 8)

 

Рисунок 7 – Схема охраны конвейерного ходка (а) и штрека (б).

 

Рисунок 8 – Схема охраны вентиляционного ходка (а) и штрека (б).

Ширина целика для условий Донбасса определяется по формуле профессора А.П. Килячкова:

h_ц = 0,04 ·Н_max ·m +6, м;

 

где m – мощность угольного пласта, м;

H_max – глубина ведения горных работ, м.

Рациональная ширина целика, с точки зрения потерь угля, не должна превышать 30 м. В случае превышения расчётной ширины рекомендуется производить охрану вентиляцион­ной выработки путём проведения её вприсечку к выработанному пространству с оставле­нием полосы угля шириной до 2-4 м.

2.3 Расчёт ширины лавы.

Производится с учётом ширины целика и подготовительных выработок.

а) при системах разработки длинными столбами по восстанию - падению пласта.

 

 

 

Рисунок 9 – Расчет длинны лавы по восстанию – падению

L_л = ℓ – h_ц - ∑h_х, м;

 

где ℓ – ширина выемочного столба, м;

∑h_х- суммарная ширина ходков, м;

h_ц - ширина угольного циклу, м.

б) при системе разработки длинными столбами по простиранию пласта.

Рисунок 10 – Расчет длинны лавы по простиранию пласта.

L_л = h_э(яр) – h_ц - ∑h_х, м;

 

где h_э(яр) – наклонная высота яруса (этажа), м;

∑h_х- суммарная ширина ходков, м;

h_ц - ширина угольного циклу, м.

 

3 Выбор механизации и технологии очистных работ

Включает в себя выбор выемочной машины, типа и конструкции крепи, средств дос­тавки угля, а так же вспомогательного оборудования.

При выборе механизации очистных работ следует ориентироваться на комплексную механизацию на основе комбайновой и струговой технологии. Тип комбайна и типоразмер крепи принимаются с учётом колебаний мощности пласта, для чего определяют мини­мальную и максимальную мощность пласта.

m_min = m – (Δm·m/100), м;

 

m_max = m + (Δm·m/100), м;

где m – мощность пласта, м;

Δm – колебания пласта по мощности, %.

 

3.1 Выбор выемочной машины

Для выбора выемочной машины используется литература [3], [10]. Основными крите­риями для выбора являются: марка угля, мощность пласта, угол падения, сопротивляе­мость угля резанию, устойчивость пород кровли. При выборе следует ориентироваться на безнишевую выемку угля.

Техническая характеристика выбранной выемочной машины приводится в таблице 3.1

Таблица 3.1 - Характеристика выемочной машины

Показатели	Значения
Вынимаемая мощность пласта, м
Угол падения, град
Сопротивляемость угля резанию, кН/см
Производительность, т/мин
Ширина захвата, м
Скорость подачи, м/мин
Длина корпуса комбайна, м

 

Характеристика серийных узкозахватных комбайнов приведена в приложении 1, а стру­говых установок в приложении 2.

 

3.2Выбор механизированной крепи

Для выбора типа механизированной крепи используется литература [3], [10]. Основны­ми факторами для выбора механизированной крепи являются: мощность пласта, угол па­дения. устойчивость и характер обрушения боковых пород.

Техническую характеристику принятого типоразмера механизированной крепи сводим в таблицу 3.2

Таблица 3.2 - Характеристика механизированной крепи

Показатели	Значения
Мощность пласта, м
Угол падения, град
Шаг передвижки секции, м
Шаг установки секции, м
Длина верхнего перекрытия секций, м
Минимальная высота крепи, м
Максимальная высота крепи, м
Сопротивление крепи на 1м² поддерживаемой кровли, т/м²
Сопротивление крепи на 1м длины посадочного ряда, т/м

 

Характеристика серийных образцов механизированных крепей приведена в приложе­нии 3.

 

3.3 Выбор средств доставки угля

Этот подраздел выполняется только при комбайновой выемке угля в лаве, так как при струговой технологии скребковые конвейеры входят в комплект струговой установки.

На пологих и наклонных пластах основным средством доставки угля являются скребко­вые конвейеры, которые транспортируют по лаве уголь при а < 18 ⁰ как снизу вверх, так и сверху вниз, а при а = 19-35 ⁰ - только сверху вниз. В обратном направлении при больших углах наклона их производительность резко падает.

Тип конвейера выбирается по литературе [3], [10]. При выборе нужно обращать внима­ние на соответствие конвейера ранее выбранному оборудованию и ориентироваться на скребковые конвейеры с плоским приводом для уменьшения длины или уменьшения ниш.

Техническая характеристика выбранного конвейера приводится в таблице 3.3

Таблица 3.3 - Характеристика конвейера

Показатели	Значения
Мощность пласта, м
Угол доставки, град
Производительность, т/ч
Длина конвейера в поставке, м
Схема передвижки

 

Характеристика серийных конвейеров приведена в приложении 4.

На базе основного оборудования для механизации очистных работ формируется меха­низированный комплекс и приводится марка серийно выпускаемого аналога или опытного образца [3], [10].

3.4Выбор вспомогательного оборудования

К вспомогательному оборудованию, которое обеспечивает нормальную и безопасную работу механизированного комплекса, относят: маслостанции, станции управления, оро­сительную систему, оборудование для нагнетания воды в пласт, предохранительную ле­бёдку, крепи сопряжения лавы со штреками.

Для транспортирования угля по штреку следует принимать систему конвейеров, кото­рые могут сокращаться по мере подвигания лавы. В настоящее время широко применяется комплект оборудования образующий телескопическую систему и состоящий из прегружателя ПТК-1 (ПТК-2, ПТК-3) и ленточного конвейера 2ЛТ-80 (1ЛТ-100).

Выбранное вспомогательное оборудование механизированного комплекса сводим в таблицу 3.4

 

Таблица 3.4 - Вспомогательное оборудование

Наименование	Тип	Количество
Маслостанция
Система орошения
Крепь сопряжения
Пререгружатель

 

3.5 Выбор технологии очистных робот

При выборе технологии работ в лаве следует руководствоваться «Прогрессивными технологическими схемами разработки пластов на угольных шахтах» [9] учитывая реаль­ные горно-геологические условия и принятое очистное оборудование. Большую помощь в выборе рациональной технологии очистных работ оказывает изучение опыта передовиков производства, который освещается в журналах «Уголь Украины».

В этом разделе необходимо описать схему работы узкозахватного комбайна или струго­вой установки, схему передвижки забойного конвейера, схему передвижки секций крепи, способ выемки ниш.

Челноковой схеме следует отдавать предпочтение при мощности пласта до 1,5-2 м, при слабом отжиме угля и устойчивой кровле. При челноковой схеме возрастает коэффициент машинного времени и нагрузка на лаву, но усложняется зачистка угля за комбайном, ве­лика площадь незакреплённой кровли над корпусом выемочной машины.

Односторонняя схема применяется при интенсивном отжиме угля, при слабой кровле, при мощности пласта более 1,5-2 м и на выбросоопасных пластах. При односторонней схеме уменьшается обнажение кровли над корпусом комбайна, упрощается зачистка лавы, которая производится при холостом перегоне комбайна, повышается производительность труда, более равномерно дегазируется забой.

Струговые установки при небольших скоростях струга (до 1 м/с) работают по челноко­вой схеме, обеспечивая снятие стружки одинаковой толщины в обеих направлениях, а при больших скоростях (свыше 1 м/с) эксплуатируются с различной толщиной стружки в обе­их направлениях. Это делается с тем, чтобы не перегружать конвейер. Реверс струга на концевых участках лавы производится автоматически и струговая технология по своему характеру приближается к поточной.

Схема передвижки скребкового конвейера заложена в его конструкцию. Большинство конвейеров имеют изгибающийся став и передвигаются по фланговой схеме - вслед за выемкой угля комбайном с отставанием 10-15 м. Эта схема позволяет совместить во вре­мени задвижку конвейера с выемкой угля и сократить время на концевые операции.

Скребковые конвейеры типа СП-87П имеют жёсткую конструкцию става и передвига­ются по фронтальной схеме - после выемки угля по лаве сразу на всю длину. Эта схема отличается значительными затратами времени на концевые операции, которые достигают 20-30 минут. Поэтому рекомендуется на задвижку включать все маслостанции. Опыт ра­боты донецких шахт показал, что и жёсткие конвейеры можно передвигать по фланговой схеме, но чтобы не разорвать став задвижку линии следует производить не ближе 20-30 м от комбайна.

Конвейеры, входящие в состав струговых установок, являются базовым элементом на­правляющим движение струга. Поэтому они постоянно прижаты к забою домкратами по­дачи струговой установки.

Схема передвижки секций крепи выбирается в зависимости от рабочей скорости подачи комбайна и устойчивости пород кровли. На шахтах принимают в основном две схемы: ли­нейную и шахматную.

Линейная схема передвижки секций рекомендуется при слабой кровле и скоростях по­дачи комбайна до 3 м/мин. Шахматная схема передвижки применяется при устойчивой кровле и больших скоростях подачи комбайна, свыше 3 м/мин.

В комплексах КМК-97, КМК-98 в конструкцию крепи заложена шахматная схема пере­движки комплектов: за комбайном передвигается секция с консольным верхняком, а после задвижки конвейера - секция с рессорным верхняком (у крепи МК-98 обе секции ком­плекта имеют консольные верхняки).

Секции механизированной крепи при струговой выемке передвигаются аналогично, с той лишь разницей, что организация работ там «паевая», т.е. рабочий обслуживает свой участок лавы - «пай» длиной 10-20 м.

Подробное описание технологии работ по основным процессам можно найти в литера­туре [3], [10].

В зависимости от принятых средств выемки и доставки угля обосновывается необходи­мость ниш, их расположение, размеры и способ проведения.

Комбайны типа ГШ, РКУ, УКД, КА могут осуществлять безнишевую выемку угля в ла­ве при использовании конвейеров с плоскими приводами.

Комбайн МК-67М имеет исполнительный орган примерно в центре корпуса и нуждает­ся в двух одинаковых нишах. Комбайны типа 1К-101У, 2К-52МУ, КШ-1КГУ имеют одно­стороннее расположение исполнительного органа, поэтому нижняя ниша для них невели­ка, а верхняя - превышает длину корпуса.

Рекомендуемая длина ниш для узкозахватных комбайнов приведена в приложении 5, а для струговых установок - в приложении 6.

Выемка ниш может производиться буровзрывным способом или отбойными молотками. Буровзрывной способ получил наибольшее распространение из-за своей универсальности. Его применение ограничивается только газообильностью пласта. Недостатком буро­взрывного способа является необходимость остановки работ и вывода людей из лавы.

Глубина ниш при буровзрывном способе 2-3 ширины захвата комбайна.

Выемка ниш отбойными молотками применяется только при мягких углях или значи­тельном газовыделении, когда затруднительно вести взрывные работы. Хотя выемку ниш можно совмещать с работой комбайна, ориентироваться на неё не следует из-за большой трудоёмкости. Глубина ниш при выемке отбойными молотками 1-2 ширины захвата ком­байна.

Заслуживает внимания опыт безнишевой технологии очистных работ с помощью двух комбайнов типа 1К-101У, 2К-52МУ и их аналогов. Основной комбайн расположен испол­нительными органами к откаточному штреку, а вспомогательный - шнеками к вентиляци­онному штреку и работает на участке лавы длиной 20-30 м.

4 Выбор способа управления кровлей и проверка несущей способности крепи

4.1 Выбор способа управления кровлей

При комплексной механизации очистных работ применяют управление горным давле­нием полным обрушением пород кровли. Этот способ применяется при подбучивании основной кровли, когда мощность непосредственной кровли превышает 6-8 мощностей пласта.

При комплексной механизации очистных работ применяют способ управления горным давлением полным обрушением пород кровли. Этот способ применяется при подбучивании основной кровли, т.е. мощность непосредственной кровли должна превышать 6-8 мощностей пласта.

 

Рисунок 11 – Расчет соотношений между мощностью непосредственной кровли

и мощностью пласта.

Мкр ³ (6¸8)×m, м;

 

Где М_кр – мощность пород непосредственной кровли, м

m – мощность пласта, м.

 

4.2 Расчёт механизированной крепи и проверка ее несущей способности

 

Расчёт минимальной мощности пласта, при которой обеспечивается нормальное функционирование выемочной машины под крепью произведен по формуле:

 

m_min = , м;

 

где Н_к – габаритная высота корпуса комбайна (на конвейере), от почвы пласта, мм(Приложение 12);

b₁ – толщина консоли перекрытия секции крепи в зоне прохода выемочной машины под крепью, мм;

t_к – величина подштыбовки завальной стороны конвейера, мм;

t₁ – высота породной подушки на консоли перекрытия секции крепи в зоне прохода выемочной машины, мм;

t_к – величина подштыбовки завальной стороны конвейера, мм;

t₁ – высота породной подушки на консоли перекрытия секции крепи в зоне прохода выемочной машины, мм;

h_у – величина свободного пространства для управления комбайном по простиранию, мм;

h_r – величина свободного пространства для прохода выемочной машины под крепью при изменении гипсометрии по падению пласта, мм;

h_з – запас свободного пространства для прохода выемочной машины под крепью, мм.

R₁ – расстояние от забоя до наиболее удалённой части корпуса комбайна, м.

Минимальная мощность, при которой обеспечивается нормальная эксплуатация комплекса

 

m_кр = , м;

 

где Н_min – конструктивная высота крепи в сложенном положении, мм;

h_р – запас гидравлической раздвижности стоек на разгрузку крепи от давления, мм.

R₃ – расстояние от забоя до заднего ряда стоек крепи, м.

 

 

4.2.1 Определение нагрузки на 1м² призабойного пространства:

Q_пр = М_кр·g_кр, т/м²;

 

где М_кр- мощность непосредственной кровли, м;

g_кр – объёмная масса пород кровли, т/м³;

 

4.2.2 Определение нагрузки на 1м длины посадочного ряда.

 

Rн = , т/м;

 

где В – шаг посадки кровли, м;

 

в_m = в_с + В + 0,3, м;

 

Механизированная крепь обладает необходимым запасом несущей способности так как соблюдается неравенство:

 

Q_пр £ R_пр, т/м²;

 

R_н £ R_пос, т/м;

где R_пр - сопротивление крепи на 1м² поддерживаемой кровли, т/м²;

R_пос – сопротивление крепи на 1м посадочного ряда, т/м;

 

4.3Крепление ниш и сопряжений

В этом подразделе необходимо описать крепление ниш и сопряжений лавы со штрека­ми. При использовании механизированных комплексов следует для крепления ниш при­нимать гидравлические стойки и металлические шарнирные верхняки. Шаг установки стоек по падению и простиранию 0,8-1,0 м.

Места сопряжений лавы со штреками требуют усиления крепи. Это требование обу­словлено прежде всего необходимостью выноса головок забойного конвейера на штреки или ходки, для чего по мере подвигания лавы убираются ножки крепи с одной стороны выработки.

В настоящее время имеются два основных способа крепления сопряжений: первый - путём применения гидравлических стоек с удлинёнными до 4-5 м жёсткими верхняками, второй - внедрение специальных механизированных крепей сопряжения.

В настоящее время выпускаются следующие типы крепей сопряжения [3], [10]:

а) для комплексов с комбайновой выемкой: КСШ-5К, УКС;

б) для комплексов со струговыми установками: СО-75К; УКС.

Основные методы крепления ниш и мест сопряжений лавы со штреками или ходками изложены в справочниках по креплению выработок.

В пояснительной записке приводится схема лавы с учётом системы разработки (сплош­ная, столбовая) и направления (по простиранию, по падению, по восстанию), а так же ука­зывается размещение оборудования, длина лавы и размеры ниш.

 

 

5 Расчёт суточной нагрузки на лаву

 

5.1 Определение производительности комплекса

 

5.1.1 Определение скорости подачи комбайна по устойчивой мощности двигателей

 

Максимальная допустимая скорость подачи комбайна для заданных горно-геологических условий определяется по формуле:

 

Р_уст

V_п = ¾¾¾¾¾¾¾¾, м/мин;

60 · Н_ω · m_ср · В · ρ

 

где Р_уст - суммарная устойчивая мощность электродвигателя исполнительного органа комбайна, кВт. Р_уст.=ΣР_ном.;

m_ср– средняя вынимаемая мощность пласта, м;

В - ширина захвата комбайна, м; В = 0,7 м;

ρ - средняя плотность горной массы, т/м³;

где Н_ω- удельные энергозатраты по выемке горной массы, кВт×ч/т.

 

0,125

Н_ω = А _р.ср. (¾¾¾ + 0,19);

m_ср

 

где А_р.ср.- средняя сопротивляемость угля резанию, кН/см;

 

 

5.1.2 Определение скорости подачи комбайна в зависимости от скорости крепления лавы

 

Скорость перемещения комбайна не должна превышать скорость крепления лавы, т.е. должно выполняться неравенство:

 

V_п ≤ V_кр.;

 

где V_кр. – скорость крепления, м/мин; определяется по формуле

 

V_кр. = V_кр.¹ / S_кр

 

где V_кр.¹ – скорость площади крепления, м²/мин;

S_кр – площадь крепления, м²;

 

S_кр = В ×l_в

 

где: l_в - шаг установки секций, м;

Скорость крепления сдерживает скорость подачи машины. Принимается

 

V_п = V_кр. = 3,8 м/мин

 

5.2 Определение теоретической производительности комплекса

 

Теоретическая производительность комплекса определяется по формуле:

 

Q_т= V_п.. · m_ср· В · ρ; т/мин;

 

 

5.3 Определение сменной эксплуатационной производительности комплекса

 

Сменная эксплуатационная производительность комплекса определяется по формуле:

 

Q_э=60 ∙ k_м∙ Q_т ∙ Т_см, т/см;

где k_м– коэффициент машинного времени, которое учитывает потери времени на технические, технологические и организационные простой комбайна, определяется по формуле:

k_м= ¾¾¾¾¾¾¾¾¾¾¾¾¾¾¾¾¾¾

1 t_м.о. + t_к.о. + t_з.р. + t_у.о. + t_о

¾¾ + ¾¾¾¾¾¾¾¾¾¾¾ · V_п

k_г L_л

 

где k_г–коэффициент готовности комбайна;

t_м.в– время, необходимое для выполнения маневровых операций.

 

L­_л

t_м.в = ¾¾¾¾, мин

V_м

 

где L_­л – длина лавы, м

V_м – маневровая скорость подачи комбайна, м/мин; V_м = 0,9·V_{п. max}м/мин

t_к.в – время необходимое для выполнения конечных операций, мин/цикл; определяется соответственно длине косого заезда.

 

1,1åL_к.з

t_к.в = ¾¾¾¾, мин.;

V_п

 

где åL_к.с – суммарная длина косого заезда за цикл, м; L_к.з = 30 м/цикл;

t_з.р. – время необходимое на замену инструмента, мин; определяется по формуле:

t_з.р = m_ср · В · ρ · (L_­л + åL_к.з) · z · t_з.р1, мин.;

 

где z - удельные затраты резцов, шт/т; принимается в зависимости от крепости угля.

t_з.р1 – время на замену одного резца, мин;

t_у.о – время на устранение отказов комбайна, мин.;

 

L_л + åL_к.з 1

t_у.о = ¾¾¾¾¾ · (¾¾ – 1) мин

V_п. k_г

 

t_о– суммарное время простоев комбайна по организационно-техническим причинам, не связанным с работой комбайна, мин;

Т_см – продолжительность смены по выемке угля, час; Т_см= 6 часов.

 

5.4 Проверка производительности комплекса по газовому фактору

 

Расчет производительности комплекса по газовому фактору производится по формуле:

, т/сут;

 

где I_р– средняя абсолютная метанообильность очистной выработки, м³/мин;

I_р= 6,8 м³/мин;

с - допустимая концентрация метана в исходящей вентиляционной струе, %; с = 1%;

с₀ – допустимая концентрация метана в свежей вентиляционной струе, %; с₀ = 0%;

Q_р– максимальный расход воздуха в лаве, м³/мин;

Q_р = Q_оч.мах×k_о.с, м³/мин;

 

где k_о.з. – коэффициент, который учитывает движение воздуха по части призабойного пространства; принимается k_о.з. = 1,2

Q_оч.мах – максимальный расход воздуха, который можно подать в очистную выработку, м³/мин; определяется по формуле:

 

Q_оч.мах = 60 ×S_оч.min×u_max, м³/мин;

 

где u_max - максимальная допустимая скорость движения воздуха в лаве, м/с;

u_max = 4 м/с;

S_оч.min – минимальная площадь сечения призабойного пространства в свету, м²; определяется по технической характеристике крепи.

 

5.5 Определение суточной нагрузки на лаву

 

Определяется число циклов в сутки

 

 

Q_сут.р

n = ¾¾¾¾¾¾

m_ср· ρ · В · L_л

 

Принимаю целое, меньшее количество циклов.

Уточняется суточная нагрузка на лаву с учетом целого количества циклов по добыче за сутки

 

Q_сут = Q_ц× n, т/сут.

 

где Q_ц – добыча с одного цикла, т/цикл; определяется по формуле

Q_ц = m_ср· ρ · В · L_л, т/цикл

 

 

6Расчёт проветривания выемочного участка

Перед расчётом следует описать схему проветривания выемочного участка (прямоточ­ная, возвратноточная, с подсвежением исходящей струи) и путь движения воздуха.

 

6.1 Расчёт количества воздуха для очистного забоя

6.1.1 По выделению метана

Q_оч. = , м³/мин;

 

где I_о.ч. – ожидаемоегазовыделение в очистном забое, м³/мин;

 

I_оч. = , м³/мин;

 

где Д_сут. – суточная добыча, т/сут;

q_л– суммарная газообильность,м³/т;

 

q_л= q_пл. + q_вп., м³/т;

 

гдеК_н – коэффициент неравномерности газовыделения;

С – допустимое содержание метана в исходящей струе, %

С_о – содержание метана в поступающей струе воздуха, %

К_оз.- коэффициент, учитывающий движение воздуха о выработанному пространству

 

 

6.1.2 По максимальному числу людей в лаве

Q _оч= 6·n_ч, м³/мин;

 

Где n_ч – максимальное число людей в лаве, чел;

6.1.3 По газам образующимся при взрывных работах

, м³/мин,

Где t- время проветривания выработки по ПБ,

В – количество одновременно взрываемых ВВ, кг

V_оч- проветриваемый объем очистной выработки, м³

V_оч= m·b_пр·l_л, м³

где b_пр - ширина призабойного пространства лавы,

b_пр=b_с + 0,3, м

b_с – длинна секций по перекрытию

l_л– длинна лавы, м.

 

6.2 Проверка по скорости движения воздуха в лаве

6.2.1По минимально допустимой скорости воздушной струи

 

Q_оч³ 60×S_max×J_min, м³/мин;

 

S_max – максимальная площадь поперечного сечения лавы, м²;

 

S_max = к_з·m(в_с+В+0,3), м^2;

 

где к_з – коэффициент, учитывающий загромождённость рабочего пространства лавы;

 

 

J_min – минимально допустимая скорость движения воздуха в призабойном пространстве лавы, м/с

.

6.2.2 По максимально допустимой скорости струи.

 

Q_оч£ 60×S_min·J_max,м³/мин;

 

где S_min – минимальная площадь поперечного сечения лавы, м²;

 

S_min = К_з·m·(в_с+0,3), м²;

 

J_max – максимально допустимая скорость движения воздуха в лаве, м/с;

 

Если оба неравенства выполняются, то при вычисленном расходе воздуха, скорость воздушной струи в лаве будет находится в пределах, установленных Правилами безопас­ности.

6.3 Расчёт количества воздуха для участка

 

Q_уч. = К_ут.в·Q_оч., м³/мин;

 

где _Кут.в – коэффициент, учитывающий утечки воздуха через выработанное пространство;

 

7 Организация работ в очистном забое

Для обслуживания очистного забоя принимаем комплексную бригаду, состоящую из 4 звеньев; 3 -х добычных и 1-го ремонтного. На выбросоопасных пластах принимают 2 до­бычных звена, т.к. одна смена выделяется на противовыбросные мероприятия.

Расчёт численности рабочих добычного и ремонтного звена производим путём расста­новки рабочих по выполняемым процессам.

7.1. Расчёт численности добычного звена

Расчёт численности добычного звена сводим в таблицу 7.1

Таблица 7.1 - Численность рабочих добычного звена

Процессы	Профессия	Количество
Выемка угля комбайном	МГВМ
Передвижка секций крепи	ГРОЗ
Передвижка конвейера	ГРОЗ
Оформление забоя лавы	ГРОЗ
Обслуживание погрузочного пункта	ГРП
Обслуживание электрооборудования	Эл. Слесарь
Итого:

 

7.2 Расчёт численности ремонтного звена

Расчёт численности ремонтного звена сводим в таблицу 7.2

Таблица 7.2 - Численность рабочих ремонтного звена

 

Процессы	Профессия	Количество
Техническое обслуживание комбайна:	МГВМ/Эл. сле-сарь
Техническое обслуживание крепи:	ГРОЗ/Эл. Слес
Техническое обслуживание конвейера:	ГРОЗ/Эл. сле-сарь
Техническое обслуживание гидрооборудования:	ЭЛ. Слесарь
Техническое обслуживание эл. оборудования	Эл. Слесарь
Итого:

 

7.3 Явочный штат бригады

N_яв.=3·N_д + N_р, чел;

 

где N_д – число рабочих в добычную смену, чел;

N_р – число рабочих в ремонтную смену, чел;

 

7.4 Списочный состав бригады

 

N_сп.=K_сп.·N_яв., чел;

 

где К_сп – коэффициент списочного состава

 

7.5 Производительность труда на выход

П_вых. = , т/вых;

 

где Д_сут. – суточная нагрузка на лаву, т/сут;

 

 

7.6 Месячная производительность труда

П_мес = , т/мес;

 

8Техника безопасности при очистных работах

Все мероприятия в этом разделе указываются конкретно для проектируемого участка. Абстрактное переписывание параграфов и требований из нормативных документов недо­пустимо.

8.1Меры борьбы с метаном и угольной пылью

В подразделе описываются мероприятия по предупреждению опасных скоплений мета­на, дегазации пласта и выработанного пространства, контроль за содержанием метана на участке [4], [6].

Намечаются мероприятия по снижению запылённости воздуха, комплексному обеспы­ливанию, обеспечению работающих средствами индивидуальной защиты от пыли. Преду­сматриваются меры по предупреждению и локализации взрывов угольной пыли [4]. [6]. [7]..

8.2Меры безопасности при ведении очистных работ

В подразделе описываются безопасные приёмы работы при выемке угля комбайном или струговой установкой, при креплении и управлении кровлей, задвижке конвейера, при вы­емке ниш и креплении сопряжений, при доставке крепёжных материалов и других про­цессах в лаве [4], [5].

8.3Противопожарная защита горных выработок

В подразделе указывается расположение противопожарного трубопровода, места уста­новки пожарных кранов, размещения пожарных рукавов и стволов. Описывается так же размещение первичных и автоматических средств пожаротушения, места установки по­жарных дверей и водяных завес, характер огнестойкости крепи горных выработок [5].

 

 

Приложение 1 Характеристика очистных комбайнов

Тип комбайна	Вынимаемая мощность пла­ста, м	Угол падения, град	Сопротивляе­мость угля резанию, кН/см	Производи­тельность, т/мин	Ширина захва­та, м	Скорость по­дачи, м/мин	Длина ком­байна, м
1К103М	0,6-1,2	0-35	ДО 3,0	до 5,0	0,8	до 5,0	4,7
1К101УД-04	0,8-1,25	0-35	до 3,6	до 5,0	0,8	до 5,0	4,3
1К101У	0,8-1,3	0-35	до 3,0	до 4,0	0,63/0,8	до 4,4	6,4
УКДЗ	0,8-1,3	0-35	до 3,6	до 5,0	0,63/0,8	до 4,4	6,6
УКД200	0,8-1,3	0-35	до.3,6	до 5.0	0,63/0,8	до 5,0	6,6
КА80	0,85-1,25	0-35	до 3,6	до 3,3	0,8	до 5,0	5,0
КА90	0,8-1,25	0-35	до 4,0	до 5,0	0,8	до 5,0	5,2
2К52МУ	1,1-1,9	0-35	до 3,0	до 5,0	0,63/0,8	до 4,4	6,4
1ГШ68	1,3-3,2	0-35	до 3,6	до 5,0	0,5/0,63/0,8	до 4,4	9,6
2ГШ68Б	1,4-2,5	0-35	до 3,6	до 5,0	0,63/0,8	до 6,0	8,8
ГШ200Б	0,95-1,5	0-35	до 3,6	до 5,0	0,63/0,8	до 6,0	6,8
ГШ500	1,3-2,7	0-35	до 3,6	до 11,0	0,63	до 6,0	8,9
РКУ10	1,1-1,93	0-35	до 3,6	до 5,0	0,63/0,8	до 10	9,0
РКУ13	1,35-2,6	0-35	до 3,6	до 8,0	0,63/0,8	до 10	9,5

 

Приложение 2 Характеристика струговых установок

Тип струговой установки	Вынимаемая мощность пла­ста, м	Угол падения, град	Сопротивляе­мость угля реза­нию, кН/см	Производитель­ность, т/мин	Толщина струж­ки, мм	Скорость струга, м/с
УСТ4	0,55-1,2	0-25	до 2,5	ДО 5,2	50-75	0,58/1,5
1СНТ	0,6-1,0	0-25	до 3,0	до 4,5	50-75	0,58/1,5
С075	0,6-1,2	0-20	до 2,5	до 6,4	50-70	0,78/1,53
СН75	0,65-1,2	0-20	до 3,0	до 6,2	30-70	0,78/1,53
УСВ2	0,9-2,0	0-25	до 2,5	до 10	70-100	1,52
УСВЗ	0,9-1,4	0-25	до 3,0	до 12	75-100	1,5/2,2

 

Приложение 3 Характеристика механизированных крепей

Тип крепи	Мощность пласта, м	Угол падения, град	Шаг передвижки секций, м	Шаг установки секций, м (комплектов)	Длина• верхнего перекрытия секции,м	Минимальная высота крепи,м	Максимальная высота крепи, м	Сопротив­ление крепи на 1 м поддерживаемой кровли, т/м2	Сопротивление крепи на 1 м по длине лавы, т/м
1МК103	0,7-0,9	0-35	0,8	1,2	4,5	0,5	0,9
М137	0,8-1,4	0-35	0,8	1;5	4,1	0,56	1,4
1М138	1,1-1,6	0-35	0,63	1,5	4,5	0,8	1,6
2М138	1,4-2,1	0-35	0,63	1,5	4,5	1,0	2,1
3M138	1,6-2,5	0-35	0,63	1,5	4,5	1,25	2,5
1МК98Д	0,8-1,1	0-20	0,8	, 1,6	3,65	0,56	1,1
2МК98Д	0,95-1,3	0-20	0,8	4,6	3,65	0,64	1,3
1КД80	0,85-1,2	0-35!	0,8	1-І 1,35	3,8	0,56	1,2
2КД80	1,1-1,5	0-35	0,8	11,35	3,8	0,65	1,5
1КД90	0,8-1,25	0-35	0,8	И,5	3,8	0,56	1,25
2КД-90	1,1-1,5	0-35	0,63/0,8	1,5	3,8	0,71	1,5
ЗКД90	1,35-2,0	0-35	0,63	1,5	3,8	1,0	2,0
2КД90Т	1,1-1,5	0-35	0,63	1,5	3,8	0,75	1,5
ЗКД90Т	1,35-2,0	0-35	0,63	1,5	3,8	1,0	2,0
1КД99	0,8-1,3	0-35	0,63/0,8	1,5	4,0	0,58	1,3
1М87Л	1,0-1,6	0-20	0,63	0,95	3,8	0,75	1,6
2M87JI	1,35-2,0	0-20	0,63	0,95	3,8	0,88	2,0
1МТ	1,1-1,5	0-20	0,63	1,25	4,0	0,82	1,5
2МТ	1,35-2,0	0-20	0,63	1,25	4,0	1,0	2,0
1МТ1.5	1,1-1,5	0-20	0,63	1,5	4,0	0,84	1,5
2МТ1.5	1,35-2,0	0-20	0,63	1,5	4,0	0,99	2,0
1КДД	0,9-1,6	0-35	0,63/0,8	1,5	3,2	0,74	1,6
2КДД	1,35-2,4	0-35	0,63	1,5	3,2	1,1	2,4
1ДМ	0,85-1,5	0-35	0,63/0,8	1,5	3,6	0,61	1,5

 

Приложение 4 Характеристика скребковых конвейеров

Тип конвейера	Мощность пласта, м	Угол паде­ния пласта, град	Производитель­ность, т/ч	Длина в поставке, м	Тип механизированного комплекса
СП87ПМ	1,0-2,0	0-35	до 480		1КМ88, 2КМ87УМН, KMT, КМ138
СП88	1,0-2,0	0-35	до 480		1КМ88, 2КМ87УМН, KMT, КМ138
СП202М	0,9-2,0	0-35	до 430	150-300	КМК97, КМК98
СП202В1	0,7-1,4	0-35	до 430		1КМ103, КМ137
СП250	0,7-2,0	0-35	до 430		1КМ88, 2КМ87УМН, КМТ, МКД90, КМК98
СП291	0,85-2,0	0-35	до 430		МКД80
СП30ЇМ	1,35-4,5	0-35	до 600		КМК500, МКД90, КМТ1,5, КМ130
СП326	1,35-4,5	0-35	до 800	200-250	МКДЦ, МКД90, КМК500, КМТ1,5, КМ 130
СПЦ163	0,75-2,0	0-35	до 400		МКД80, МКД90, 1КМТ, 1МКД99
СПЦ230	1,35-4,5	0-35	до 720	200-300	МКД90, КМ 130, КМ 138, КМК500
СПЦ261	0,9-2,0	0-35	до 480	'170-200	1КМТ, 2КМТ
СПЦ262	1,35-2,0	0-35	до 480	160-200	2КМ87УМН, 2КМ87Д
СПЦ271	1,35-4,5	0-35	до 720		КМ 130, КМ81
СПЦ273	1,35-2,0	0-35	до 720		2КМТ1,5, ЗМКД-90
КСД28	1,4-2,5	0-30	до 1000		2МКД90, ЗМК90, 2МКДД, 2КМТ
КГТ1	1,2-2,5	0-35	до 780		МКД90, КМТ

 

Приложение 5 Размеры ниш для комбайнов с односторонним расположением исполнительного органа

Тип комбайна	Нижняя ниша, м	Верхняя ниша, м
Плоский привод	Наклонный привод	Плоский привод	Наклонный привод
1К-101У	-	3,0	7,0	10,0
2К-52МУ	-	3,0	7,0	10,0
КШ-1КГУ	-	5,0	9,0	12,0

 

Приложение 6 Размеры ниш для струговых установок

Тип струговой установки	Нижняя ниша, м	Верхняя ниша, м
СО-75, СМ-75	4,0	4,0
УСТ-4, 1 СИТ	5,5	6,5
УСВ-2, УСВ-3	-	-

 

Приложение 7 Значение коэффициента к_оз, учитывающего движение воздуха по выработанному пространству прилегающему к

очистному забою.

Способ управления кровлей 1	Породы непосредственной кровли	к о.з
Полное обрушение	Песчаники	1,30
Полное обрушение	Песчаные сланцы	1,25
Полное обрушение	Г линистые сланцы	1,20
Плавное опускание	Независимо от пород	1,15
Частичная закладка	Независимо от пород	1,10
Полная закладка	Независимо от пород	1,05

Приложение 8 Значение коэффициента неравномерности газовыделения

Ожидаемое метановыделение, м /мин	Кн
0,2-0,5	2,43-2,14
0,5-1,0	2,14-1,94
1,0-1,5	1,94-1,83
1,5-2,0	1,83-1,76
2,0-3,0	1,76-1,66
3,0-4,0	1,66-1,6
4,0-6,0	1,6-1,51
6,0-10,0	1,51-1,4
10,0-15,0	1,4-1,33
15,0-20,0	1,33-1,28
более 20,0	1,28

 

Приложение 9 Значения коэффициентов для расчета производительности струговых установок

Тип струговой установки	Значения коэффициентов
α1	α2	α3
СО-75, СН-75	13,3 ‘	2,3	5,6
УСТ-4, 1СНТ	11,2	3,3	6,8
УСВ-2, УСВ-3	14,4	2,4	8,1

 

Приложение 10 Скорость движения воздуха по тепловому фактору

Минимальная скорость воздуха, м/с	Допустимая температура (°С) при относительной влажности, %
75 и менее	76-90	свыше 90
До 0,25
0,25-0,50
0,51-1,00
1,01 и более

 

 

Приложение 11 Значения коэффициента утечек воздуха на участке

 

Схема провет­ривания выемоч­ного уча­стка	Примыкание выработок выемочного участка с вентиляционной струёй	Значение коэффициента к уг.вн. при
полном обрушении	частичной закладке	плавном опус­кании
Глини­ стые сланцы	Песча­ нистые сланцы	песча­ ники	Глини­ стые сланцы	Песча­ нистые сланцы	песча­ ники	Глини­ стые сланцы	извест­ няки
Свежей	исходящее	подсвежающей
Возвратоточная	к целику	к целику	-	1,25	1,30	1,40	1,10	1,15	1,25	1,10	1,15
к выработан­ному пространству	1,50	1,65	1,80	1,20	1,25	1,35	1,15	1,30
к вырабо­танному пространст­ву	к выработан­ному про­странству	-	1,40	1,55	1,