Меню

Выбор оборудования в лаве



ОСНОВНОЕ ОБОРУДОВАНИЕ ОЧИСТНЫХ КОМПЛЕКСОВ

Под комплексной механизацией очистных работ следует по­нимать систему технологически, кинематически и конструктивно связанных между собой машин и механизмов, производящих сле­дующие операции:

выемку угля без проведения ниш;

передвижку забойного конвейера в бесстоечном призабойном про­странстве;

зачистку забоя, крепление и управление горным дав­лением в забое, а также в местах сопряжения лавы с прилегаю­щими к ней подготовительными выработками;

укладку гибкого кабеля и шлангов орошения и некоторых других вспомогательных работ, число которых должно быть сведено к минимуму.

При этом необходимо предусматривать автоматизированное управление опе­рациями. Современный очистной комплекс состоит из оборудова­ния, смонтированного в очистном забое и размещаемого в приле­гающих к лаве выработках.

В лаве размещаются (рис. 21.1, а) узкозахватный комбайн 1 (или струг), цельнопередвижной или изгибающийся скребковый конвейер 3 с погрузочно-зачистными лемехами 2 и кабелеукладчиком 4, механизированная передвижная крепь 7.

В прилегающей к лаве выработке (штрек, ходок и т. п.) раз­мещаются (рис. 21.1, б):

передвижная механизированная крепь сопряжения 1,

скребковый перегружатель 2, передающий уголь с забойного на установленный по штреку ленточный конвейер (при погрузке на телескопический ленточный конвейер не при­меняется перегружатель, а при погрузке непосредственно в ваго­нетки не применяются перегружатель и ленточный конвейер);

состав из тележек на колесном ходу — энергопоезд, который обес­печивает комплекс электроэнергией, подачу рабочей жидкости (водомасляной эмульсии) для гидросистемы и орошающей жидко­сти к исполнительным органам комбайна и местам погрузки для пылеподавления.

В состав энергопоезда входят:

тележка 5 со станцией управле­ния СУВ-350;

тележка 6 с блоком фильтров с электрическим пуль­том управления 7 и гидравлическим пультом управления 8;

две тележки 9 и 10 (или три) с унифицированными насосными стан­циями типа СНУ5 (или другого типа), работающие на эмульсии;

тележка 11 со станцией орошения, имеющая насос НУМСЗО (или другого типа). Кроме того, в состав энергопоезда при необходи­мости могут быть включены тележки: для запасных частей и инструмента, противопожарного оборудования, с баком для доставки в шахту эмульсии, со специальной насосной установкой для закачки эмульсии в гидросистему.

От энергопоезда в лаву идут обычно три (реже четыре) гибких трубопровода (два для эмульсии — напорный и сливной, один — для подачи воды) и шесть гибких кабелей (для комбайна, конвейера предохранительной лебедки, управления, освещения, связи и сиг­нализации). Энергопоезд устанавливают обычно на разминовке или на временной колее 1100 мм с таким расчетом, чтобы под ним между рельсами свободно располагался скребковый перегружа­тель 2. Второй рельсовый путь используется для доставки и вы­воза материалов и оборудования.

Для предотвращения порывов шлангов и кабелей при передви­жении энергопоезда к первой его тележке присоединены от боко­вин перегружателя 2 два отрезка цепи 3 и цепь 4, прикрепленная к головке забойного конвейера. Длина каждой из этих цепей на этом участке на 2 м меньше длины шлангов и кабелей. Энерго­поезд вместе с перегружателем периодически перемещают по штреку в новое положение лебедкой 12 по мере подвигания забоя лавы.

Управление машинами и оборудованием очистного комплекса в процессе работы производят с пультов управления из двух мест: машинист комбайна управляет непосредственно из лавы, а оператор — со штрека.

Технические характеристики очистных комплексов для поло­гих и наклонных (до 35°) пластов, когда нужны средства доставки угля,

Источник

Выбор комбинированых параметров очистного комбайна для однонаправленной и двунаправленной системы добычи лавы

Автор: К. Крауз

Резюме

Описана методология выбора рабочих параметров комбайна с учетом необходимой суточной производителностью в лаве. Исследованы операции однонаправленной и двунаправленной добычи. Теоретические соображения дополняются примером расчета в лаве операций, где дневная добыча Vj 1 – для однонаправленной системы, Vp > Vm; H – высота горной выработки, L – длина лавы [м], z – скорость резания, y – вес единицы объема угля [мг/м], T – время работы машины в течение 24 часов [мин], Tр – время перемещения [мин], t0 – организационное время [мин], Vp – транспортировочная скорость комбайна [м/мин] и Vm – маневровая скорость комбайна [м/мин].

Последствия всех этих параметров на производстве были исследованы в работе (Краузе, 2000, Urabianie). Можно сделать следующие выводы:

  • параметры H, y, z, t пропорциональны (линейно связаны) с суточной добычей
  • длина лавы L детерминирована с выбором параметров – скорость перемещении комбайна, суммарное время работы комбайна tp+tp0
  • на короткие расстояния (около 100м) эффекты перевозки незначительны, поэтому комбайны со скоростью выше 4 м/мин не должны использоваться
  • на длинные расстояния (300м) комбайн используется с высокой скоростью (до 10м/мин), время tp и t0 должны быть малыми и должна использоваться двунаправленная система

Преобразование уравнения 1 дает формулу, определяющую скорость перемещения, с которой обеспечивается необходимый ежедневный объем:

Эта формула показывает скорость перемещения комбайна в двунаправленных работах. Она должна быть меньше скорости перемещения, которая определяется скоростью перемещения забойного конвейера, поддерживая заранее скорость и грузоподъемность органов. Выбор крепи определяется по фактическим условиям и параметрам лавы. Эксплуатационные параметры и время передвижения тоже. Питание и контроль системы должны быть разработаны таким образом, чтобы время выбора скорости Tst было меньше чем время перемещения по длине лавы (Mironowicz et al. 1995, Elektroniczne Sikora et al. 1995, Wybrane).

Где tob – высота одиночной секции (м). Допустимая скорость перемещения комбайна в зависимости от продвижения одиночной секции выглядит в виде:

Пропускная способность конвейера, его мощность перемещения и скорость цепи (в некоторых типах конвейеров), дают возможность точно управлять таким образом, чтобы весь добытый материал перемещался по ленте конвейера. Таким образом, допустимая скорость перевозки комабайна выражается как (Krauze. 2000 Urabianie):

Где: кr – прочность породы, kl – коэффициент, связанный с падением добываемого материала от боковой стенки под давлением горных пород, Vt – скорость цепи (м/с), Q1 – мощность конвейера, «-» – цепь движется по направления с машиной, «+» – цепь движется в противоположном направлении. Мощность нагрузки на орган определяется как разница между внешней мощностью этого органа и скорости горного производства Vu на один оборот (Krauze, 2000, Urabianie).

Где kw – коэффициент наполнения. При эксплуатации погрузочной техники требуется, чтобы нагрузка горной выработки на один оборот загрузочного устройство в передней части было меньше, чем мощность нагрузки органа. Соответственно, скорость перевозки можно записать в виде:

Где: np – повороты загрузочного устройства в передней (оборотов в минуту); Vop – внутренний объем загрузочного устройства в передней части, Z – переднее сечение органа (м), и Dsp – диаметр режущего инструмента [м]. Для передних (режущих) органов те же параметры проектирования и эксплуатации без загрузки оборудования, допустимые скорости перевозки выражаются так:

Читайте также:  Медицинское оборудование для медучреждений

Где H – высота добычи. Эти отношения определения скорости перевозок комбайна учитывают взаимодействие всех машин, участвующих в добыче полезных ископаемых. До тех пор, пока эти требования будут выполнены, выполнение всего комплекса горных работ в лаве происходит хорошо и нарушение утвержденного плана не наблюдается.

Однонаправленная горная система

Когда определенные требования двунаправленная система не может выполнить, загрузка добываемого материала на конвейер может представлять определенные трудности. В некоторых случаях скорости перевозки и эффективности загрузки органов не совместимы с пропускной способностью конвейера. В такой ситуации однонаправленная система добычи, является разумным выбором. Тем не менее, необходимые лимиты, по-прежнему остаются и требования к производительности машины по-прежнему в силе. При работе однонаправленной системы, некоторая часть добываемого материала может быть сброшены на пол во время резки (резки и погрузки) и должна быть загружена в обратном пути (загрузка). Факторы, влияющие на допустимые скорости перевозки включают в себя:

  • Предопределение уровня суточной добычи в процессе резки и движения
  • Пропускная способность главного конвейера
  • Грузоподъемность устройства (органов), без погрузчиков
  • Поддержка заранее заданной скорости

Допустимая скорость перевозки должна быть такой, чтобы добытый материал, упаший на пол, был загружен на ленту конвейера во время обратного пути (Krauze. 2002. Analiza). Допустимая скорость перевозки, связанные с эффективной загрузкой на ленту конвейера определяется по формуле:

Такое же количество, связанных по возможностям двух загрузочных устройств (для одновременной работы), определяется по формуле:

Допустимая скорость перемещения получается из представленных выше выражений, определяется перемещением конвейером и конвейерных цепей (Vp – комбайна, Vm – загрузка). Таким образом, мы получаем параметр к и суточную добычу, полученный из выражений выше. Если добыча достаточна с точки зрения пользователя, остальные параметры считаются удовлетворительными, в противном случае добыча может управляться (повышенная) только за счет изменения времен Tр и T0 или увеличения времени операции лаве Т. Следует иметь в виду, что этот метод определения параметров машины, установленных в однонаправленной системе, должен применяться только в определенных условиях. Всякий раз, когда должна быть начата добыча полезных ископаемых, следует провести попытки использования двунаправленной системы.

Выбранные предложения

Данные, необходимые для расчета собраны, мы приступаем к определению производительности и допустимой скорости перемещения, с использованием аналитических зависимостей, представленных в предыдущих разделах. Параметры, принятые для расчетов:

H = 3.0 м; L = 200 м; z = 0.75м; y = l.4 Mг/m 3 ; Vp = 5.0 м/мин; tp + to = 20 мин; T = 720 мин (12 часов); tob = 1.5 м; Vt = l Oб/с; загружающе-режущие устройства Ф 1800×750 (D = 1.67 м); D = 0.748 м; i = 4; b = 0.04 м; a = 20 c; Z = 0.67 м; n = 30 об/мин; к = 1.4; к = 1.0; к = 0.3; Q = 700 Mг/ч или 1400 Mг/ч; и Vd = 7000 Mг.

Соответственно, мы будем искать ответы на следующие вопросы:

  • будет ли необходимая производительность Vd = 7000 мг в день достигнута, используя двунаправленную систему
  • какие допустимые уставки перевозки, совместимые с пропускной способностью конвейера (v = 1 м/с, Q, = 1400 мг/ч), и способность погрузки устройств погрузки 1800 x 750 если бы работали в двунаправленной системе, с или без погрузчиков
  • какая уставка перемещения комбайна, чтобы достигнуть подобной производительности в однонаправленных и двунаправленных системных операциях (Q = 700 или 1400 мг/ч)

Когда используется двунаправленный метод:

  • на скорости перевозки Vp = 5 м/мин и для оставшихся параметров, достигнув ежедневной производительности был Vd = 7560 мг в день
  • время перемещения крепи (tob = 1.5 м) не должно превышать 18с
  • максимальные скорости транспортировки, совместимые с пропускной способностью конвейера, не должны превышать vp < 4.86 м/мин в прямом перемещении и vp < 5.8 м/мин в обратном
  • погрузочная способность устройств Ф 1800 x 750 допускает скорость транспортировки (k = 0.3) vp < 5.08 м/мин с погрузчиками и vp < 6.10 м/мин без погрузчиков

Становится ясно, что нагруженность машин с предопределенными эксплуатационными параметрами в лавах, приспособленных для того, чтобы добывать высоту H = 3 м и длину L = 200 м, учитывает достижение необходимой ежедневной производительности Vd = 7000 Mг/день. Эти данные далее использовались в вычислениях, выполненных для однонаправленного метода добычи уголя. Во время однонаправленного сокращения:

Сравнение результатов, полученных для однонаправленного и двунаправленного метода, позволяет подвести следующие заключения:

  • подобная производительность может быть достигнута, но скорости перевозки (vp, vm) в однонаправленном цикле должны быть больше
  • более высокие уставки перемещения требуют некоторых перестановок системы режущего инструмента
  • должны быть обеспечены более мощные двигатели в погрузчике комбайна, чтобы достигнуть желаемых скоростей перемещения (vp, vm)
  • время движения секции крепи должно быть сокращено настолько, сколько требует достаточный запас системы управления
  • если это возможно, использовать двунаправленный метод

ЗАКЛЮЧИТЕЛЬНЫЕ ЗАМЕЧАНИЯ

Эта методология определения набора эксплуатационных параметров добычи в горной промышленности для достижения необходимых уровней ежедневной производительности и угольного качества. Гарантируется хорошая работа всех вовлеченных машин, в то же самое время минимизируя угольные потери во время погрузки. Специализированное программное обеспечение может использоваться для облегчения вычисления (Krauze. 2002, Analiza, Sikora и др. 1995, Wybrane). Полученные результаты, обеспеченные в этом исследовании, показывают, что рекомендуется двунаправленный метод для лучшего использования машин. В определенных случаях однонаправленный метод может быть выбран по техническим причинам. Процесс принятия решений должен вовлечь подробный анализ набора эксплуатационных параметров добычи горной промышленности и инвестиционных затрат на обслуживание.

References

1. Krauze К.: Analiza procesu ladowania oraz opracowanie zalozen do proecktu frezujacego organu slimakowego. Ptoject badawczy nr 9T 12A 008 17. Krakow 2002 r.
2. Krauze K.: Urabianie skal kombajnami scianowymi. Wydawnictwa Naukowe «Slask», Katowice, 2000 r.
3. Mironowicz W., Sobczyk J.. Krodkicwicz J.: Elektroniczne sterowanie i kontrola w nowoczesnych przodkach scianowych. Mechanizacja i Automatyzacja Gomicrwa nr 7. Kalowice. 1995 r.
4. Sikora W., Jagla J., Krodkicwic/ J.: Wybrane zagadnienia z zakresu zasilama i sterowama w systemie hydraulicsnym obudowy. Mechanizacja i Automatyzaca Gornietwa nr 7. Kaiowice 1995 r.

Источник

Выбор оборудования для транспортировки породы

На основании расчетных данных необходимо сделать выбор транспортных средств.

Следует помнить, что грузопоток всегда зависит от производительности транспортной машины.

Читайте также:  Ооо лаборатория оборудования инновация

Для выбора машин для транспортировки обрушенной породы погонные метры необходимо перевести тонны.

Мы говорили, что основным оборудованием считается проходческий комбайн, все остальное относится к вспомогательному оборудованию.

Вспомогательное оборудование может представлять собой:

Выбор типа транспортного оборудования делается самостоятельно с учетом его пропускной способности. При этом должны учитываться:

— продолжительность рабочей смены;

— объем обрушенной породы за единицу времени;

— организация работ в забое (последовательная или совмещенная).

С целью оптимизации выбора транспортного средства будем ориентироваться на теоретическую производительность.

Для установок периодического действия (вагонеток, погрузочно-доставочных машин) теоретическая производительность

где z – число вагонеток в составе (если используется одна погрузочно-доставочная машина, то z=1);

ТЦ – время цикла;

где Lx и LP — длина транспортирования при холостом и рабочем ходе, м;

vX и vp – средняя скорость при холостом и рабочем ходе транспортной единицы, м/с;

Θ – средняя продолжительность пауз, определяется суммарным временем, затрачиваемым на простои и маневры транспорта;

G – масса груза в кузове (вагонетке), кг

где VГ – геометрическая емкость кузова, м 3 ;

γ – плотность груза, т/м 3 ;

φ – коэффициент заполнения емкости.

Если вы выбираете переполнение емкости – насыпку над кузовом, то φ>1, если считаете, что лучше не переполнять кузов, так как возможны просыпки, то φ 2 ,

F2 площадь сечения насыпного груза над желобом, м 2 ,

где b – ширина основания треугольника насыпи, м;

ρТ – угол естественного откоса насыпного груза при движении, градус;

для пластинчатых конвейеров ρТ=20

для скребковых конвейеров ρТ=30

для ленточных конвейеров ρТ≈15 ÷25 .

β – угол наклона установки желоба (конвейера).

Организация работ в лаве (забое)

На основании расчетных данных, а именно по данным Qсут необходимо рассчитать время проходки выработки.

Для расчета времени проходки выработки необходимо:

— определить необходимый объем проходки VΣ, м 3 ;

Объем проходки считается в погонных метрах, кубических метрах или в тоннах, в зависимости от требований заказчика. В данном случае требований преподавателя.

— на основании расчетных данных объема проходки VΣ определить время проходки выработки tΣ;

— уточнить время простоев (суммировать), обосновать график работы, построить планограмму работ и окончательно скорректировать время проходки tПВ;

— определить фактические сроки проведения выработки.

Для выполнения данной главы необходимо помнить, что для подземных условий существует несколько разновидностей технологических схем организации работ.

В некоторых случаях принимают длительность рабочих смен до 7 часов, в других до 8 часов. При этом предусматривают от трех до четырех смен для ведения проходческих работ и одну ремонтную смену или включают почасовой график ремонта во время проходческих работ.

В любом случае схема организации работ это «полет фантазии» с учетом специфических условий месторождения, законодательных актов по безопасности ведения работ, требований организации по объему проходки.

Как известно аварийные ситуации в забоях, связанные с проявлением горного давления, возникают при несоответствии силовых и кинематических параметров крепей величине и характеру деформации массива кровли.

В данном разделе студент делает окончательный выбор проходческого оборудования и типа крепи для конкретных горнотехнических условий, по условиям задания.

Источник

Выбор типоразмера и выемочного оборудования в лаве

Краткая характеристика угольного пласта

Согласно заданию на курсовой проект необходимо спроектировать технологическую схему выемки тонкого угольного пласта для следующих горно-геологических условий:

1. Мощность пласта средняя – 1,2 м ( m min= 1,15 м, m max=1,25 м).

3. Сопротивляемость угля резанию составляет 195 кН/м.

4. Плотность угля в массиве – 1,44 т/м 3 .

5. Приток воды в очистной забой составляет 2 м 3 /час.

6. Категория пород кровли по обрушаемости А 2 – основная кровля представлена песчаным сланцем мощностью 8,0 м и крепостью по шкале проф. Протодьяконова f=5.

7. Категория пород непосредственной кровли по устойчивости В 1 – непосредственная кровля представлена глинистым сланцем мощностью 0,1 м и крепостью по шкале проф. Протодьяконова f=1, («ложная кровля». Выше залегает глинистый сланец мощностью 6,0 м и крепостью по шкале проф. Протодьяконова f=4.

8. Непосредственная почва представлена песчаным сланцем мощностью 6,0 м и крепостью по шкале проф. Протодьяконова f=5.

9. Относительное метановыделение: общее — 23 м 3 /т; из отрабатываемого пласта – 16 м 3 /т и из выработанного пространства – 7 м 3 /т.

10. Глубина ведения работ 500 м.

11. Пласт опасен по внезапным выбросам.

12. Пласт не опасен по взрывам угольной пыли.

13. Пласт не склонен к самовозгоранию.

Марка угля – коксующийся К.

Выбор типоразмера и выемочного оборудования в лаве

Для создания безопасных условий труда горнорабочих и обеспечения эффективной работы очистного забоя применяется комплексно-механизированная выемка тонкого пласта угля.

Так как в непосредственной кровле пласта залегает ложная кровля, представленная глинистым сланцем мощностью 0,1 м и прочностью f=1, то наиболее рациональным способом предотвращения вывалов кровли в лаве является присечка этого слоя кровли и средняя мощность пласта составит 1,3 м.

Таким образом при средней вынимаемой мощности пласта составит 1,3 м и марка «К», целесообразным является применение узкозахватного комбайна РКУ-10 в составе механизированного комплекса 2МКД-90.

Согласно рекомендаций [3] для для отработки угольного пласта принимается механизированныйкомпллекс нового технического уровня типа 2МКД90, узкозахватный комбайн РКУ-10 и скребковый конвейер СПЦ-163.

В конвейерном штреке применяется конвейер-перегружатель СП-202.

Выбор механизации очистных работ производится на основе сравнения заданных горногеологических условий (табл. 2.1) с параметрами механизиро-ванных комплексов, выпускаемых промышленностью.

Таблица 2.1. Область применения комплекса 2МКД-90

Параметры Область применения комплекса 2МКД-90 Фактические условия
Мощность пласта,м 1,1-1,5 1,25-1,35; Средняя – 1,3
Угол залегания пласта, град до 35 17-19
Категория основной кровли по обрушаемости А 1, А 2 А 2
Устойчивость нижнего слоя непосредственной кровли Б 2,Б 3,Б 4, Б 5 Б 3
Минимально необходимая величина сопротивления пород почвы на вдавлива-ние, Мпа 4,0
Система разработки Столбовая, комбинированная комбинированная
Сопротивление угля резанию, КН/м До 300

Так как пласт угля выбросоопасный, то применяется технологическая схема с односторонней схемой выемки угля и холостым перегона комбайна для зачистки угля.

1.Оценка возможности применения комплекса по категории боковых пород (А 2, Б 1+ Б 3) – комплекс подходит, при условии совместной выемки угольного пласта.

Читайте также:  Пуск оборудования после капитального ремонта

2. Проверка выполнения требования по нагрузке на поддерживающую часть из условия

где Р ‘ 1 – сопротивление поддерживающей части крепи, Р ‘ 1 = 0,48 Мпа;

Р пл – сопротивление посадочного ряда, Р пл = 0,6 кН/м;

Р – минимально допустимая величина сопротивления соответственно категории пород и обрушаемости, Р = 0,25 Мпа;

Р ΄ пос – минимально допустимая величина сопротивления посадочного ряда, для нашей категории пород 0,95 кН/м.

3. Проверка на соответствие сопротивляемости почвы вдавливанию, где

должно выполнятся условие

4. Сопротивляемость угля резанию должна быть

5. Для сравниваемых механизированных комплексов и входящего в их состав оборудования определяем минимально необходимую мощность пласта m 1min, м, при которой обеспечивается нормальное функционирование выемочной машины в зоне ее прохода под крепью по формуле

где Нк – высота корпуса выемочной машины от почвы пласта, Нк = 800 мм для комбайна РКУ-10;

B 1 = 100 мм – толщина перекрытия секции крепи в зоне прохода выемочной машины под крепью;

t k = 40 мм – величина подштыбовки завальной боковины конвейера;

t 1 = 0– высота породной подушки на перекрытии секции крепи в зоне прохода выемочной машины под крепью, мм;

h у = 35 мм – величина свободного пространства для управления комбайном;

h r = 55 мм – величина свободного пространства для прохода выемочной машины под крепью при изменении гипсометрии пласта;

h 3 = 50 – запас свободного пространства для прохода выемочной машины под крепью, мм;

R 1 = 1,825 м – расстояние от забоя до наиболее удаленной от него части корпуса комбайна или борта струговой установки. Тогда:

14. Для сравниваемых механизированных комплексов и входящего в их состав оборудования определяем минимально необходимую мощность пласта m 2min, м, при которой обеспечивается допустимая высота для прохода людей под механизированной крепью из выражения

где: В о = 108 мм, В 2 = 90 мм – соответственно толщина основания и верхнего перекрытия секции крепи, мм;

Н л = 500 – минимальная высота прохода для людей под крепью, мм,

t 0, = 25 мм, t 2 = 30 мм – соответственно высота «штыбовой подушки» под основанием и «породной подушки» на верхнем перекрытии секции крепи, мм;

R 2 = 3,31 м – расстояние от забоя до середины прохода для людей.

Данные для расчетов по формуле (6.10) приведены в табл. 6.7 и 6.8. Результаты расчетов записываются в табл. 6.6.

15. Для сравниваемых механизированных комплексов и входящего в их состав оборудования определяем минимально необходимую мощность пласта m 3min, м, при которой обеспечивается работа механизированной крепи без исчерпания ее податливости в условиях максимального опускания пород кровли по формуле

где H min = 710 мм – минимальная высота крепи в сдвинутом положении;

h p – запас гидравлической раздвижности для разгрузки крепи, мм; для пластов мощностью менее 1 м принимается 30 мм, для пластов большей мощности – 50 мм;

R 3 =3,81 м – расстояние от забоя до заднего ряда стоек крепи.

Для выбора комплекса должно выполнятся следующее условие

Источник

Выбор средств механизации очистного забоя, страница 5

где V максимально допустимая по правилам безопасности скорость движения воздуха, V=4 м/с;

B – максимальная ширина призабойного пространства лавы, B=4,68 м;

φ – коэффициент, учитывающий уменьшение поперечного сечения призабойного пространства находящийся в нем крепью, для механизированной крепи φ=0,9,

K вп – коэффициент, учитывающий движение воздуха по прилегающему к лаве выработанному пространству. При полном обрушении кровли K вп=1,16,

q – норма воздуха на одну тонну суточной добычи лавы, для шахт с газоносностью пласта от 10 до 15м 3 /т (сверхкатегорийная по метану), q=1,8 м 3 /мин,

С о– коэффициент извлечения угля в лаве, C o=0,98

e – коэффициент, учитывающий какая часть метана, общей метанообильности участка проходит через призабойное пространство лавы, e =0,6;

1.4.1.3. Определение длины лавы по возможностям лавного конвейера

Требуемая производительность конвейера определяется в момент работы комбайна за один час:

где, K – коэффициент, учитывающий необходимый резерв производительности конвейера для одновременного транспортирования угля из ниш, K=1(т. к. комбайн 1КШЭ работает без ниш с самозарубкой в пласт)

Требуемая производительность сравнивается с приемной способностью конвейера из условия, что q≥ q т, где q=12 т/мин = 720 т/ч;

Так как условие выполняется 720 ≥ 495, то конвейер СП301 обеспечиит транспортирование угольной массы из очистного забоя.

Длина лавного конвейера:

N – суммарная мощность двигателей конвейера, N=220кВт;

η – КПД привода конвейера, η=0,85;

ν ц – скорость цепи, ν ц=1,02м/с.

q 0 – масса одного метра цепи со скребками, q 0=22,2 кг/м;

f 1– коэффициент сопротивления движению цепи, f 1=0,4;

f 2 – коэффициент сопротивления движению угля по желобу, f 2=0,6;

β – угол падения пласта, β=15 0 ;

q – масса груза расположенная на одном метре рештачного става конвейера, q=147 кг/м;

Окончательная длина лавы принимается по наименьшему значению из трех рассмотренных вариантов.

Длина лавы принимается по наименьшему значению из трех рассмотренных вариантов.

Длина лавы принимается равной L=120м, рассчитанная по организационному фактору.

По результатам расчета(n ц) строится планограмма организации работ (рисунок 1.1). Для успешной эксплуатации комплекса наиболее целесообразен режим работы лавы в три добычные и одну ремонтно-подготовительную смену.

Рис. 1.1. Планограмма работ в очистном забое.

1.4.2. Расчет грузопотока из очистного забоя.

Расчет количества циклов в смену и сменной добычи очистного забоя выполняется по методике, представленной в литературе[14].

Выемка угля происходит по челноковой схеме.

Сменная производительность комплекса

А см = m B L оз γ ц n ц, т (1.10 )

где m =3,2 м – вынимаемая мощность пласта;

В – ширина захвата, в=0,5 м;

L оз =120м – длина очистного забоя;

γ ц – 1,35 т/м 3 –плотность угля в целике;

n ц – число циклов, которое может совершить комбайн, при челноковой схеме работе;

А см– сменная добыча, т.

Выполняем пересчёт для уточнения коэффициента машинного времени.

А см = 3,2×0,5×120×1,35×4=1036,8т

Принимаем: А см =1036,8 т; К м = 0,453;

Суточная производительность комплекса

А сут = n×А см =3×1036,8=3110,4 т (1.12)

где, n =3 – число добычных смен в сутки.

Годовая производительность комплекса

А год = N год * А сут =310*3110,4=964224 т

где, N год =310 – число рабочих дней в году. (1.13)

Средний минутный грузопоток за время поступления угля из очистного забоя.

Источник