Дипломне проектування

Save this PDF as:
 WORD  PNG  TXT  JPG

Размер: px
Начинать показ со страницы:

Download "Дипломне проектування"

Транскрипт

1 МІНІСТЕРСТВО ОСВІТИ І НАУКИ УКРАЇНИ ПАВЛОГРАДСКИЙ КОЛЕДЖ ДЕРЖАВНОГО ВИЩОГО НАВЧАЛЬНОГО ЗАКЛАДУ «НАЦІОНАЛЬНИЙ ГІРНИЧИЙ УНІВЕРСИТЕТ» Дипломне проектування Методичні вказівки до виконання спеціальної частини дипломних проектів для студентів специальності 184 Гірництво (очисні роботи) Павлоград 2017

2 Дипломне проектування. Методичні вказівки до виконання спеціальної частини дипломних проектів для студентів специальності 184 Гірництво (очисні роботи) Розроблено викладачем гіничих дисциплін Єфименко Т.О. Розглянуто та схвалено на засіданні циклової комісії гірничих технологічних дисциплін Протокол від 6 квітня 2017 года 9 Розглянуто та схвалено на засіданні Методичной ради коледжа Протокол від 2017р. Література 1. Методичні вказівки до провелення практичних занять з дисципліни «Процеси гірничих робіт» для студентів спеціальності Розробка родовищ корисних копалин В.С.Рахутін, М.П. Овчинников, В.І. Сулаєв, Р. О. Дичковський Дніпропетровськ: НГУ, К.Ф. Сапицкий и др. Задачник по подземной разработке угольных месторождений. М.: Недра, Руководство по проектированию вентиляции угольных шахт. К: Основа, Процессы очистных работ на пластах угольных шахт: В.В. Харченко, Н.П. Овчинников, В.И. Сулаев, А.А. Гайдай, В.В. Русских; Мво освіти і науки України, Нац. гірн. унт. Д. : НГУ,

3 1 Вибір та перевірка механізованого кріплення на відповідність коливанням потужності пласта Для вибору очисного механізованого комплексу і технології робіт з виїмки вугілля проводиться аналіз відповідності гірничогеологічних даних ділянки до технічної характеристики комплексу. Гірничогеологічні умови залягання представлені в геологомаркшейдерській документації та у прогнозному гірничогеологічному паспорті виїмкової дільниці. Аналізується мінімальна і максимальна потужності пласта (m min і m max ), коливання кута падіння (α min і α max ), опір вугілля різанню (Ар), установлюється тип покрівлі за стійкістю (Б) і обвалювальністю (А). Крім цього, враховується водоносність пласта, його газоносність, схильність до раптових викидів вугілля і газу, тектонічні порушення, система розробки. Технічні характеристики комплексів зіставляються з параметрами конкретних гірничогеологічних умов його застосування Обраний комплекс буде підходити до конкретних гірничогеологічних умов ділянки шахтного поля, коли m H, m min. max 2 н max H в Н н і Н в межі нижньої і верхньої придатності комплексів за потужністю пласта, м; α min, α max мінімальний і максимальний кути падіння пласта, град; α ф допустимий кут падіння пласта за технічною характеристикою комплексу, град; Після вибору механізованого комплексу необхідно перевірити кріплення за роздвижністю з урахуванням коливання потужності пласта у виїмковому полі і можливого опускання бічних порід у робочому просторі лави. Розрахункова схема представлена на рис. 1. Перевірка механізованої кріплення за роздвижністю виконується за виразами: H min mmin ( h2 ), м, (1.1) H m h, м; (1.2) max max 1 ф

4 де H max і H min необхідні максимальна і мінімальна висоти секцій кріплення, м; Δh 1 і Δh 2 можлива величина опускання покрівлі по осі передньої і задньої стійки секції кріплення, м; θ запас роздвижності стійки механізованого кріплення, м. Рис. 1.1 Розрахункова схема перевірки кріплення за роздвижністю h1 m, м; (1.3) h m, м. (1.4) 2 minl п maxl з Тут К коефіцієнт, що враховує тип покрівлі за стійкістю. m max і m min максимальна і мінімальна потужність пласта в межах виїмкового поля. Мінімальна (m min ) і максимальна потужності пласта (m max ) визначається за формулами: m max = m cp. + m cp m /100, м (1.5) m min = m cp. m cp m /100, м; (1.6) де m коливання потужності пласта, %. Значення α и θ приведені в табл. 1.1 Обране механізоване кріплення придатне, якщо виконується умова: H min H 1 н, H max H 1 в, де H 1 н і H 1 в відповідно, мінімальна і максимальна конструктивні висоти секцій механізованого кріплення. Перевірка індивідуального кріплення за роздвижністю виконується за аналогічними виразами: H m h h ), м; max max ( 1 3 в

5 H m h h ), м min min ( 2 де h в висота верхняка, м. Таблиця 1.1 Значення α и θ Значення α Тип покрівлі Значення θ Потужність пласта, м 0.04 Дуже хитлива (Б 1 ) 0.03 до 0.8 Хитлива (Б 2 ) Малостійка (Б 3 ) Середньої стійкості (Б 4 ) Стійка (Б 5 ) 0.05 > 1.2 Перевірка несучої здатності секції кріплення Кріплення очисного вибою безупинно взаємодіє з безпосередньою покрівлею і періодично, у міру її обвалення з основною покрівлею. У визначених умовах основна покрівля не впливає на поводження порід безпосередньої покрівлі. Відшаровуючись від основної покрівлі, безпосередня покрівля своєю вагою натискає на кріплення. Секції кріплення повинна витримати вагу безпосередньої покрівлі з врахуванням можливого її зависання у виробленому просторі лави. У технічній характеристиці кріплення зазначено опір підтримуючої частини. Величина опору змінюється від 300 до 1000 кн/м 2. Знаючи вагу безпосередньої покрівлі, можна перевірити, чи витримає секція кріплення навантаження. Розрахункова схема представлена на рис. 2. Відповідно до розрахункової схеми, навантаження R на підтримуючу частину секції кріплення складе: R b ( l l r) h, т, (1.7) крепи кон кр н. к. де b крепи крок установлення кріплення, м; l кон можлива величина зависання покрівлі, м; l кр довжина кріплення, м; h нк потужність безпосередньої покрівлі, м; середня щільність порід безпосередньої покрівлі, т/м 3. ср Розмір консолі (кроку обвалення) блока можливо визначити за виразом: 4 ср в

6 б п * h нк, (1.8) l кон 3* ср где: h н потужність безпосередньої покрівлі, м; б п межа опору порід покрівлі вигину, МПа; сp середня щільність порід безпосередньої покрівлі, т/м 3 Кріплення витримає вагу безпосередньої покрівлі, якщо витримується умова R п >R 1, де R п паспортний опір підтримуючої частини секції кріплення, кн/м 2, R 1 навантаження на 1 м 2 секції кріплення, кн/м 2. Площа верхняка механізованої кріплення S складе: S, м 2. (1.9) b крепи l кр Отже, навантаження R 1 на 1 м 2 секції кріплення складе R R 1, кн/м 2. (1.10) S Рис Розрахункова схема для визначення навантаження на секцію механізованого кріплення 2 Вибір швидкості подачі комбайна Під продуктивністю вугільного комбайна розуміють кількість вугілля, відокремленого комбайном від пласта за одиницю часу. Продуктивність комбайна визначається за формулою: 5

7 Q = V n m в r, т/хв, (2.1) де V n швидкість подачі комбайна, м/хв; m в потужність пласта, м; r ширина захвату комбайна, м; густина вугілля, т/м 3. Для конкретного пласта і комбайна величини m в r постійні. Таким чином, продуктивність комбайна залежить тільки від швидкості його подачі. Швидкість подачі комбайна визначається за трьома факторами: опірності вугілля різанню, газовому фактору і швидкості кріплення лави Швидкість подачі комбайна за опірністю вугілля різанню, м/хв: V k n 60 N H w уст, м/хв; (2.2) m r де N уст стала потужність двигуна комбайна, квт; H w питомі енерговитрати на руйнування вугілля, квт*год/т; m потужність пласта, що виймається, м; r ширина захвату комбайна, м; середньозважена густина вугілля, т/м 3 ; Стала потужність двигуна розраховується за формулою: N уст =(0,70,9) N пасп, квт; (2.3) де N пасп паспортна потужність двигуна. Для електродвигунів із зовнішнім обдувом типу ЭДКО можна приймати Nyст= 0,70,9Nч; для електродвигунів з водяним охолоджуванням типу ЭКВ Nyст = 0,91,1 Nдлит, де Nч та N дліт відповідно годинна і тривала потужність електродвигуна. Середньозважена густина вугілля визначається з врахуванням породних прошарків за формулою (11) m1 1 m2 2 m3 3 ср, т/м 3, (2.4) m cp 6

8 де m 1, m 2, m 3 відповідно потужність нижньої пачки вугілля, породного прошарку і верхньої пачки, м; γ 1, γ 2, γ 3 відповідно густина нижньої пачки, породного прошарку і верхньої пачки вугілля, т/м 3 ; m ср середня потужність пласта, м. (γ ср ) Питомі енерговитрати на руйнування вугілля, квт*год/т: H w =0,00185A p (0,77+0,008R) (2.5) де A p опірність вугілля різанню, кн/м. Середній опір пласта різанню (А рез.ср. ) визначається аналогічно m A m A m A, кн/м, (2.6) Aрез. ср. mcp де А 1, А 2, А 3 відповідно опір різанню нижньої пачки, породного прошарку і верхньої пачки вугілля, кн/м; R показник руйнування пласта. Таблиця 2.1 Значення показника руйнування вугілля Тип вугілля Значення R в язкий 0,25A p крихкий 0,15A p вельма крихкий 0,09A p Швидкість подачі комбайна за газовим фактором, м/хв: г 0.6 v m b d в ын k вп V, м/хв; (2.7) п q r m геол k н де v = 4 м/с припустима по ПБ швидкість руху повітря в лаві; m вин потужність пласта, що виймається, м; густина вугілля, т/м 3 ; b ширина привибійного простору лави, м; коефіцієнт звуження повітряного струменя ( =0,7...0,9); d = 1% допустимий за ПБ вміст метану у вихідному струмені; k вп коефіцієнт, що враховує рух частини повітря по відпрацьованому просторі. Для лав, що працюють з повним обваленням коефіцієнт k вп =1,21,3; q метаноємність пласта, м 3 /т; 7

9 r ширина захвату комбайна, м; m геол геологічна потужність пласта, м; k н коефіцієнт нерівномірності виділення метану в лаву. При видобутку кам яного вугілля k н =1,4, при видобутку антрацитів k н =1,6. Швидкість кріплення лави, м/хв: v кр b кр, м/хв; (2.8) кр де b кр крок установлення секцій кріплення, м; кр тривалість циклу пересувки кріплення, хв. Для механізованої кріплення кр =t 1 +t 2 +t 3 +t 4 +t 5 ; (2.9) де t 1 час на переміщення робітника від секції до секції й огляд покрівлі, (0,060,08хв); t 2 час на зачищення секції кріплення перед пересувкою, (0,080,8хв) (якщо t 2 >0,5 хв, то на зачищення секцій необхідно ставити окремого робітника); t 3 час на розвантаження секцій кріплення, (0,050,07 хв); t 4 час на пересування секції кріплення, (0,050,08 хв); t 5 час на розпір секцій (0,050,07 хв). Для індивідуального кріплення тривалість циклу розраховується аналогічно, відповідно до прийнятої технології установки рам. Розрахункова швидкість подачі комбайна приймається в результаті зіставлення отриманих результатів. Швидкість подачі, розрахована за газовим факторі, при необхідності може бути збільшена за рахунок інтенсифікації провітрювання чи часткової дегазації пласта. За кріпленням за рахунок зміни схеми кріплення з послідовної на шахову. 3 Продуктивність очисних комбайнів Виймальна машина (вузькозахватний комбайн, струг), будучи основною машиною сучасного комплексномеханізованого очисного забою, визначає навантаження на вибій, продуктивність праці та інші технікоекономічні показники роботи. 8

10 Продуктивність очисних комбайнів визначається в загальному випадку кількістю корисних копалин (вугілля), що видобувається в одиницю часу. Розрізняють теоретичну, технічну і експлуатаційну продуктивність очисного комбайна. Теоретична продуктивність Q Teop (т/хв) визначається кількістю вугілля, здобутого комбайном за одиницю часу при безперервній продуктивній його роботі Q теор = m r V n γ,т /хв (3.1) або Q теор = 60 m r V n γ,т /год (3.2) де т середня потужність пласта по довжині забою, м; r ширина захвату виконуючого органу, м; v n максимально можлива в конкретних умовах швидкість подачі комбайна, м/мін; r щільність вугілля, т/м 3. Технічна продуктивність комбайна Q Tex (т/ч) це середньогодинна (або середньозмінна) продуктивність за повний цикл виїмки вугілля з урахуванням витрат часу на виконання властивих машині допоміжних операцій і на усунення відмов, пов'язаних з конструкцією комбайна і технологічною схемою його роботи. Завжди Q Tex <Q Tеop Q Техн. = 60k тех. * Q теор., т/хв. (3.3) де k тех. < 1 коефіцієнт технічно можливої безперервності роботи комбайна в конкретних умовах експлуатації T kтех. (3.4) T Tво де T час продуктивної роботи комбайна по виїмці вугілля, хв/цикл L lн Т, хв (3.5) Vn де L довжина лави, м; l н довжина ніш, м (при безнішевої виїмці вугілля l н = 0). За час повного циклу роботи комбайна загальні витрати часу на допоміжні операції, не суміщені з його роботою, складуть Тво = Тмо +Тко+Тзр+Тун, хв (3.6) де Тмо витрати часу протягом циклу на несполучені маневрові операції (холосте пророблення машини, перегін машини в початкове 9

11 положення і т. п.); цей час може прийматися за даними хронометражних спостережень стосовно конкретного типа комбайна і технологічної схеми його роботи. Тко витрати часу на кінцеві операції, можна приймати в межах 1530 хв. При роботі вузькозахватного комбайна по човникової схемі кінцеві операції складаються з підготовки машини до виймання вугілля у зворотному напрямі: механізована перестановка вантажного пристрою; реверсування виконавчого органу; пересування кінцевої головки конвеєра, комбайна і крепі до вибою і т. п.; Тзр витрати часу на заміну зношених різців при відомій їх питомій витраті Т зр = m*r*l*γ*z*t з.р.. хв. (3.7) де L длина лави, м; Z питома витрата різців, шт/т; t з.р час на заміну одного різця, хв. Питома витрата різців залежить від їх стійкості, від міцності і абразивності вугілля. Таблиця 3.1 Значення Z для найбільш поширених різців, армованих твердим сплавом Міцність вугілля. Коефіцієнт міцності Питома витрата різців, шт/т М'які 0,71,0 0,0050,01 Середньої міцності 1,051,5 0,010,1 Міцні і вельми міцні 2 и более 0,10,25 Час заміни одного різця при кріпленні, що швидко знімається в різцетримачах складає близько 0,5 хв, при стопорному кріплені 23хв. В середньому час на заміну різців на цикл складає Т зр = 1015 мін; Тун (хв) витрати часу на усунення відмов (неполадок і несправностей) в роботі комбайна залежать від його надійності, яка характеризується коефіцієнтом готовності k г Для вузькозахватних комбайнів k г = 0,80,9. L 1 T ун ( 1) Vn kг (3.8) Підставляючи знайдені значення та зробивши перетворення у формулі (22), отримаємо: 10

12 k тех = Т 1 мо Т ко 1 Т зр Т 11 ун V n (3.9) L Визначивши таким чином k тех знаходимо по формулі (3.4) технічну продуктивність комбайна Q Tex. Експлуатаційна (змінна) продуктивність комбайна Q е (т/зміну) визначається з урахуванням усіх витрат часу як на виконання допоміжних операцій, так і на усунення організаційних і технічних неполадок в конкретних умовах очисного вибою, не пов'язаних безпосередньо з роботою комбайна (обмін вагонеток на вантажному пункті, очікування порожняка, відсутність електроенергії, затримка ізза відставання кріплення, усунення вивалів породи і т. п.). Всі ці витрати часу враховуються коефіцієнтом безперервності роботи комбайна при його експлуатації, званому також коефіцієнтом машинного часу k м. Експлуатаційна продуктивність Q э = k м *60 * Q теор * T см, т/смену (3.10) де T см тривалість зміни, ч; Q Teop теоретична продуктивність машини, відповідна остаточно вибраним параметрам її роботи, т/ч, див. (3.1) Коефіцієнт машинного часу k м звичайно на 810 % нижче за коефіцієнт k тех. Він може бути визначений також з виразу 1 k м (3.11) 1 Т мо Т ко Т зр Т эо * Vn k г Lл де Тео час усунення експлуатаційних неполадок (простоїв), не пов'язаних безпосередньо з роботою комбайна, орієнтовно Тео=2530 мин. Навантаження на очисний вибій Асут приймається рівній добовій експлуатаційній продуктивності комбайна А сут = 60 k м Q Teop Т cм n cм, (3.12) де п см число робочих змін за добу. При правильному виборі і ув'язці параметрів устаткування, що входять в очисний комплекс, теоретична продуктивність комплексу фактично рівна продуктивності основної машини комплексу очисного

13 комбайна. Устаткування, що входить в очисний комплекс, повинне забезпечувати роботу очисного комбайна з теоретичною продуктивністю Qтеоp. 4 Перевірочний розрахунок довжини лави При перевірці довжини лави необхідно враховувати наступні чинники: комплектну довжину прийнятого механізованого комплексу; як правило, кінцеві ділянки лави, у тому числі і ніші, кріпляться індивідуальним кріпленням. З вищезгаданого виходить, що орієнтовно можна визначити довжину лави з наступного виразу: Lл = Lм.к.+ Lи.кр (4.1) де: Lм.к. довжина механізованого комплексу в постачанні, м; Lи.кр довжина лави, закріплена індивідуальним кріпленням, м. Іншими словами, довжина лави при застосуванні виймальної машини, як правило складається з машинної частини (Lм.к ) і сумарної довжини ніш або берм (Lи.кр). Довжина ніш залежить від типу виймальної машини. При роботі комбайнів з виконавчим органом, який сам зарубається і відсутністю берм Lи.кр= 0 Довжину лави прийнято перевіряти по технічних, організаційних і економічних чинниках, і перевіряти по чиннику провітрювання, тобто перевіряти можливість пропуску потрібної для провітрювання лави кількості повітря з максимально допустимою по ПБ швидкістю руху струменя (V= 4м/с). Довжина лави, розрахована по будьякому з цих чинників, є орієнтовною, оскільки числові значення багатьох величин тих, що входять в ту або іншу розрахункову формулу, є наближені середні значення цих величин. Перевірка довжини лави по техніко організаційних чинниках Довжина лави по цих чинниках залежить головним чином від продуктивності виємочной машини, прийнятого режиму організації робіт і величини витрат часу на виконання окремих робочих операцій. 12

14 Довжина лави L у разі застосування вузькозахватного комбайна визначається по човникової і односторонньої схемам. Причому прогресивною і рекомендованою схемою роботи є човникова. Необхідність застосування односторонньої схеми роботи обґрунтовується конструктивними особливостями машин і комплексів. Для човникової схеми довжина лави визначається по формулі: Т см п з пр N см к о N ц k L ((.. )*. * ) (4.2) L н ( 1 з rmz в ) N V ц n Для односторонньої схеми: Т см п з пр N см к о N ц k L ((.. )*. * ) (4.3) L 1 н ( 1 t з rmz t в ) N V V ц n m де: Тсм тривалість зміни, Тсм = 360 хв; t п.з час на підготовчозавершальні операції; норматив часу на ці операції для сучасних вузькозахватних комбайнів t п.з = 1518хв. в зміну; t пр час на підривання в нішах і провітрювання лави (t пр. = 57хв); N см число змін, здобичі, в добу: Nсм = 3; t к.о час на кінцеві операції (підготовку комбайна до виїмки наступної смуги); залежить від схеми взаємодії крепі; конвеєра і комбайна комплексу; обумовленої нерідко їх конструктивними особливостями. Для орієнтовних розрахунків можна приймати t к.о = 20 30хв. за один цикл; Nц ціле число циклів в добу, якщо розрахунок ведеться на добу, (тобто Nсм = 3), то число циклів, що доводяться на одну зміну, необов'язково повинно бути цілим числом, але бажано; k коефіцієнт, що враховує змушені простої і втрати робочого часу, k = ; Vn швидкість подачі виємочной машини (комбайна); tз час на заміну одного зубка (різця), хвилина (в середньому tз = 1 хв.); r ширина захвату комбайна або смуги вугілля, м, що виймається; m потужність пласта, м, що виймається; 13

15 z витрата зубків на 1м 3 вугілля в целіку шт/м 3 ; він береться в межах z = шт/м 3 залежно від міцності вугілля і якості матеріалу арміровки зубків; при дуже міцному вугіллі z = шт/м 3 ; tв час на різного роду допоміжні операції, що не перекриваються роботою комбайна по виїмці, віднесене до 1 м довжини лави; цей час різний для різних комбайнів і комплексів (tв =0,08 0,3 хв. на 1м виїмки); Lн сумарна довжина верхньої і нижньої ніш м., вона різна для різних типів комбайнів, Vм маневрова швидкість комбайна м/мін, береться з характеристики комбайна. Для переважної більшості комбайнів Vм = 8,1 10,5 хв. По формулах (4.2) і (4.3) розраховується довжина лави як з індивідуальним, так і з механізованим кріпленням, оскільки нормально всі роботи по кріпленню здійснюються без зупинки комбайна, тобто вони перекриваються роботою комбайна. У разі застосування стругової установки довжина лави визначається по наступних формулах: при роботі струга по човникової схемі: N * r (( стр стр Т см п. з. пр )* N см * t к о N стр k a д. * ) (4.4) L L 1 н ( t в ) N V стр р при роботі струга по односторонній схемі: N * r (( стр стр Т см п. з. пр )* N см * t к о N стр k a д. * ) (4.5) L L 2 н ( t в ) N V стр р де r стр товщина стружки, м (вона береться з характеристики даного типа струга, причому максимально допустима товщина стружки відповідає м'якому вугіллю); t д час на одну перестановку домкратів, мин. (t д =2 4хв. причому менше значення при більшій потужності пласта); а крок пересування домкратів, що притискують конвеєр до забою, м (а = 0,6 м.); V р робоча швидкість руху струга м/хв.; N стр число стружок, що знімаються, за добу, воно визначається з виразу : 14

16 N стр = h (4.6) r стр h плановане посування лави в добу, м. Якщо включення струга для зворотного руху проводиться машиністом дистанційно, то tк.о= 1 1,5мин, а при автоматичному режимі включення залежить від режиму роботи автоматики. Час на всі допоміжні операції рекомендується приймати в межах від до 0.1 хв. на 1 м довжина лави. Час на підготовчозавершальні операції для стругової установки приймається 25 хв. При застосуванні комбайнів з виконавчим органом, що сам зарубається tпр = 0. При застосуванні комбайнів і стругів як з індивідуальним, так і з механізованим кріпленням, довжина лави в розрахунках по технікоорганізаційному чиннику при похилому падінні і інших рівних умовах звичайно приймається дещо менше, ніж при пологому падінні. Це пояснюється головним чином тим, що при похилому падінні виконання окремих операцій (як основних так і допоміжних) ускладнюється і вимагає великого часу на 1м довжини лави. У деяких випадках з'являються нові (додаткові) операції, зокрема зв'язані із застосуванням запобіжних канатів і різного роду пристосування для утримання механізованого кріплення від зсуву (сповзання) вниз по падінню. У формулах (4.2) (4.5) чисельник є часом, який використовується виймальною машиною тільки для добування в перебігу доби, а знаменник витрати часу на 1м довжини лави по всіх основних і допоміжних операціях (що не перекривається роботою виємочной машини). Перевірка довжини лави по газовому чиннику Перевірка прийнятої довжини лави по газовому чиннику проводиться по формулі: Lг.ф. = 864 * S св * Vmax * d * k о. з (4.7) u* m* * g л * k н * k * k ед д де Sсв площа поперечного перетину прізабойного простору очисного забою в світлі (прохідний перетин для повітря). Значення Sсв для лав, обладнаних механізованою крепью, береться з технічної характеристики комплексів; (див. таблицю 4.2). Vmax максимально допустима швидкість руху повітря по лаві, м/с; по ПБ Vmax = 4.0 м/с; 15

17 d допустима концентрація метану у вихідному вентиляційному струменю лави %: d = 1.0% ; kо.з коефіцієнт, що враховує рух повітря по частині виробленого простору; що безпосередньо прилягає до прівибойному; приймається по таблиці 4.3, залежно від способу управління крівлею і порід безпосередньої крівлі; u посуванні забою за добу: u = п ц * r, м g л відносна газоносність очисного забою м3/т сут. д.;; k н коефіцієнт нерівномірності виділення метану (див. таблицю 4.4) залежно від значення абсолютного газовиділення J; Kед коефіцієнт природної дегазації, залежить від швидкості посування забою, характеризує природну дегазацію джерел виділення метану в період відсутності робіт, здобичі (див. таблицю 4.2). Kд коефіцієнт, що враховує зниження газоносності з урахуванням заходів, що проводяться, щодо дегазації пласта, виробленого простору і т.д. Kд = ; якщо роботи, дегазації, не ведуться Kд = 1.0. Таблиця 4.1 Площа поперечного перетину прізабойних просторів в очисних виробленнях з механізованими крепямі. Тип крепі (комплексу) Потужність пласта, м, що виймається Переріз в світу, м 2 Тип крепі (комплексу) Потужність пласта, м, що виймається Переріз в світу, м 2 1 КМ103М 0,71,2 2,54,5 КД80 0,81,2 2,54,8 1 КДД 0,91,6 2,55,2 1КД90 0,91,4 2,25,0 ДМ 0,81,5 2,55,0 2КД90 1,11,5 2,55,2 1МКМ 1,41,75 2,33,8 КД99 0,81,2 2,54,8 Примітка. При потужності пласта і площі поперечного перетину, не вказаних в таблиці, перетин в світлі визначається інтерполяцією. Таблиця 4.2 Значення коефіцієнта природної дегазації Швидкість просування K ед Швидкість просування K ед вибою, м/сут вибою, м/сут 2,5 0,61 4,5 0,83 3,0 0,67 5,0 0,89 3,5 0,72 5,5 0,95 4,0 0,77 6,0 1,0 16

18 Абсолютне газовиділення, м 3 /хв. Більш 20,0 Таблиця 4.3 Значення коефіцієнта, що враховує рух повітря по частині виробленого простору, що безпосередньо прилягає до привибійному простору kоз Спосіб керування Породи безпосередньої покрівлі k о.з покрівлею Повне обвалення Піщаники 1,30 Повне обвалення Піщані сланці 1,25 Повне обвалення Глинисті сланці 1,20 Повне обвалення Сипучі 1,05 Повне опускання Незалежне від порід 1,15 Часткова закладка Незалежне від порід 1,10 Повна закладка Незалежне від порід 1,05 Таблица 4.4 Значення коефіцієнта нерівномірності виділення метану 0,2 0,5 0,5 1,0 1,0 1,5 1,5 2,0 2,0 3,0 3,0 4,0 4,0 6,0 6,0 10,0 10,0 15,0 15,0 20,0 k н 2,43 2,14 2,14 1,94 1,94 1,83 1,83 1,76 1,76 1,66 1,66 1,60 1,60 1,51 1,51 1,40 1,40 1,33 1,30 1,28 1,28 5 Визначення навантаження на очисний вибій На підставі Нормативів технологічного режиму роботи очисних і прохідницьких комбайнів для шахт Західного Донбасу, середньодобове навантаження на очисний вибій розраховується по формулі: Асут = 360*Nсм*kм*Vп*r*m*γ *С (5.1) де 360 встановлена тривалість зміни,хв; Nсм кількість змін по видобутку (Nсм = 3); kм нормативний коефіцієнт машинного часу; Vп швидкість подачі комбайна, м/мін; r ширина захвату комбайна, м; m потужність, що виймається, м. γ середня щільність вугілля, т/м 3 ; С коефіцієнт витягу вугілля; 17

19 Видобуток з однієї смуги складе: Ац = l*m* r* γ * С (5.2) Число смуг, що виймаються, в зміну: N ц = А сут (5.3) 3* А ц Визначення нормативного навантаження на лаву Нормативне навантаження визначається по формулі: Ац *Т Ан =, т (5.4) Тц де Ац об'єм видобутку вугілля з циклу, см формулу (5.2), т Т час роботи в очисному забої по виїмці вугілля за добу, хв.; Тц час виконання одного циклу, хв; При цьому: Т = (t см t пз )* n см, хв (5.5) де t см тривалість зміни по видобутку; tсм =360 хв; t пз тривалість підготовчозавершальних операцій в зміну, хв; звичайно приймається 1518 мін, виходячи з практичних даних; п см = 3 число змін по видобутку на добу. 1 1 Т ц = L м tв * К о * К к. о. Vn V. хв (5.6) x Lм прийнята або задана машинна довжина лави, м; \/п робоча швидкість подачі комбайна, м /хв; Vх швидкість переміщення машини уздовж вибою при перегоні її в початкове положення, м /хв; Σt в сумарний час на допоміжні операції циклу, віднесений до 1 м довжини лави, хв/м; при вузькозахватної виїмці Σt в =0,150,3 хв/м, рекомендується при довжинах лави 200м і більш Σt в = 0,150,2 хв/м; К o коефіцієнт, що враховує норматив часу на відпочинок, К o = 1,12; К ко коефіцієнт норматив часу, що враховує, на кінцеві операції. К ко = 1,15 Перевірка добового навантаження по газовиділенню Допустиме нормативне навантаження на очисний вибій повинне бути перевірене за умовами газовиділення і розраховане по формулі: 18

20 864 * V * S * d * Ко з Ас =, т/сут (5.7) Kн * qл * Kед * Kид 864 емпіричний коефіцієнт; V допустима Правилами безпеки максимальна швидкість руху повітря уздовж очисного вибою V= 4м/сек; S площа поперечного перетину лави, вільна для проходу повітря,м 2 ; (вибирається по таблиці 4.1) q допустима Правилами безпеки максимальна концентрація метану у витікаючому струмені; q =1% Коз коефіцієнт, що враховує витоки повітря через вироблений простір, безпосередньо прилеглий до прівибійному простору; (вибирається по таблиці 4.3) Кн коефіцієнт нерівномірності газовиділення, приймається по таблиці залежно від абсолютного метановиделенія в лаві (вибирається по таблиці 4.2). qл відносна метанообільность лави; м 3 /т Кед коефіцієнт природної дегазації, приймається залежно від швидкості просування забою по таблиці 4.4. Кид коефіцієнт штучної дегазації. Ан <Асут <Ас 6 Розрахунок провітрювання лави Розрахунок кількості повітря по газовому чиннику Витрата повітря для провітрювання очисного вироблення (лави) Qоч по виділенню метану визначається по формулі: Q оч = 100 * J оч * k н (6.1) С С о де: Jоч середнє очікуване (фактичне) газовиділення в очисному вибої, м 3 /хв. kн коефіцієнт нерівномірності метановиделенія, значення коефіцієнта нерівномірності береться з таблиці 4.2. С допустима згідно ПБ концентрація метану у витікаючому по очисному виробленню вентиляційному струмені 1 %; Со концентрація газу у вентиляційному струмені, що поступає на виємочну ділянку %; визначається для вироблень діючих шахт за наслідками вимірювань; а для проектованих приймається рівний 0,05%. 19

21 Витрата повітря для провітрювання лав при максимальному навантаженні на лаву по газовому чиннику (метановиделенію) визначається по формулі: Q оч мах = 60*S оч.min *V мах *k о.з (6.2) де: Q оч.мах максимальна витрата повітря, яке можна подати в очисне вироблення, м 3 /хв; k о.з коефіцієнт, що враховує рух повітря по частині виробленого простору, см таблицю 4.3 S оч.min мінімальна площа поперечного перерізу привибійного простору очисного вироблення в світлі, м 2 ; при механізованих кріпленнях приймається згідно технічної характеристики крепі або по таблиці 4.1. Розрахунок кількості повітря по газах що утворюється при підривних роботах Q оч = 34 B уг * V оч * k Т о. з (6.4) де: Т час провітрювання виробки, хв; приймається згідно ПБ; В уг маса ВВ, яке підривають одночасно по вугіллю, кг; Vоч провітрюваний об'єм очисного вибою, м 3, визначається по формулі: V оч = m в.пр *b мах *l оч (6.5) m в.пр потужність пласта вугілля, що виймається, з урахуванням порідних прошарків, м; b мах максимальна ширина привибійного простору, м; приймається згідно паспорта кріплення і управління крівлею; lоч довжина лави, м; Розрахунок витрати повітря по числу людей Проводиться по формулі: Qоч = 6*n чел *k о.з (6.6) де: n чел найбільше число одночасно працюючих в очисному виробленні людей Розрахунок витрати повітря з умови оптимальної швидкості по пиловому чиннику Проводиться по формулі: Qоч = 60*S оч.min *V опт *k о.з (6.7) де: Vопт оптимальна швидкість повітря в привибійному просторі лави, м/с; приймається 1,6 м/с. 20

22 Перевірка витрати повітря за швидкістю Проводиться по наступних формулах: по мінімальній швидкості повітря в очисному вибоїі. Qоч = 60*Sоч.mах*Vmin*kо.з (6.8) де: Sоч.mах максимальна площа поперечного перетину привибійного простору очисної виробки в світлі, м 2 при механізованих кріпленнях приймається згідно таблиці 4.1. Vmin мінімально допустима швидкість повітря в очисному вибої м/с; приймається згідно ПБ; по мінімальній швидкості повітря в очисної виробці. Qоч = 60*Sоч.min*Vmax*kо.з (6.9) Приложение Таблица 6. 1 Классификация углей по разрушаемости Категория углей по Классы углей по разрушаемости сопротивляемости Сопротивляемость резанию А, Н/м Тип углевыемочной машины резанию Хрупких Вязких Весьма слабые I 0 60 Струги, Слабые I I комбайны Средней крепости III II Выше средней крепости IV I Струги высокой энерговооруженности, комбайны Крепкие IV Комбайны Весьма крепкие V VI Комбайны Особо крепкие VII VIII и более высокой энерговооружен ности с барабанным исполнительным органом 21