Где    0,88-коэффициент учитывающий время на отдых;

Технико-экономическое обоснование принятых

технических решений ………………………………..…….24

5.Планирование добычи угля и развития горных работ …... .26

5.1. План развития очистных работ …………………….…..26

5.2. Планирование добычи угля ………………………….….26

Литература ………………………………………………….… 28

Приложения

                            

Задание к курсовой работе по курсу

" Организация и планирование горного производства ":

Исходные данные :

Комплекс                                                                           4ОКП-70

Комбайн                                                                            2 ГШ68

Конвейер                                                          СУОКП-70, 2ЛТ-80

Длина лавы L _л                                                             150м.

Группа рабочих скоростей                                          XV

Ширина захвата r                                                           0,63м.

Вынимаемая мощность пласта m                                 2,2м.

Объемный вес угля γ                                                       1,39т/м³

Схема выемки                                                          односторонняя

Гипсометрия                                                           волнистая

Перегружатель                                                                ПТК

Кабелеукладчик

Сопряжение лавы с конвейерным штреком :

Крепь пенального типа (4 стойки); установка деревянных стоек диаметром 20 см. под верхняки основного креплентя по нижнему борту, установка через 0,6м. и на 6м. впереди ; установка металлических стоек ГВКУ-15 весом 68кг. под верхняк основног крепления через 0,6м. по верхнему борту и на 6м. впереди; в завальной части установка деревянных стоек диаметром 20см. под верхняк по верхнему борту; пробивка деревянного органого ряда из стоек диаметром 20см. , высотой 2,5м. на протяжении 4м.

Сопряжение лавы с вентиляционным штреком:

2 металлических подхвата спецпрофиля СВП-22 длиной 4,5м. на 4-х стойках ГВКУ весом 68кг.; установка промежуточных деревянных рам ∅20см. впереди лавы на 6м. через 0,6м.; извлечение металлических верхняков вручную; демонтаж рельсового пути вручную, рельсы Р-24, длина плети 7м.

Метанообильность : — разрабатываемого пласта      3 м ³/т;

                                   — выработанного пространства 0,3 м ³/т.

РАСЧЁТ НАГРУЗКИ НА ОЧИСТНОЙ ЗАБОЙ

Среднесуточная нагрузка на очистной забой А^р_сут. определяется по формуле:         

А^р_сут.= Тсм • n _см • q • Км

 Под базовым понимается наиболее распространённый вариант технологии или механизации в очистном забое для аналогичных горно-геологических условий.

 где   Тсм -длительность рабочей смены, мин., Тсм = 360мин.;

       n _см - число рабочих смен по добыче в сутки, n _см = 3;

            q - средняя производительность комбайна, т/мин;

            Км - сменный коэффициент машинного времени комбайна по выемке угля ( определение его величины см. ниже ).

 Средняя производительность комбайна определяется по формуле:

q = q _п • Кпс , т/мин,

где q _п – производительность комбайна, рассчитанная по скорости подачи,     т/мин.         

q _п = m • γ • r • V п , т/мин;

               m - вынимаемая мощность пласта, м, m = 2,2м ;

               γ -плотность угля в массиве, т/м³, γ =1,39 ς/м³ ;

               r - ширина захвата комбайна,м, r = 0,63м;

               V п - скорость подачи, м/мин., V п = 2,711 м/мин;

q _п = 2,2 • 1,39 • 0,63 • 2,711 = 5,14 т/мин;

Кпс - коэффициент снижения производительности комбайна из-за недостаточного резерва приемной способ­ности участковой конвейерной линии (определяется по приложению [1] в зависимости от коэффициента резерва приемной способности участковой конвей­ерной линии К^пс_р );

К^пс_р = q_пс/q_п

где q _пс - приемная способность участковой конвейерной линии (скребковые конвейеры в лаве, печи, просеке и перегружатели),т/мин;

q _пс = Qq / 60 , т/мин ;

где Qq – минимальная производительность конвейера участковой линии, т/час , Qq = 540т/час [2] .

q _пс = 540/ 60 =9 т/мин ;

К^пс_р = 9 /5,14 = 1,75 ⇒ Кпс = 0,97;

q = 5,14 • 0,97 = 4,99 т/мин.

Сменный коэффициент машинного времени Км определяется по формуле:

Км = [1/ μ1 + (1/ μ2 - 1) · (1 +   1/ μ1 - 1   ) ]^-1,

                                                                                                             1/ К·μ2 + 1

К = ^{1/μ2 – 1}  ,

                                             ^{1/μ1 - 1}

где: μ1 - коэффициент готовности очистного забоя по группе последовательных перерывов, возникающих только при работе комбайна;

       μ2 - κоэффициент готовности очистного забоя по группе параллельных перерывов, возникающих с одинаковой вероятностью как при работе комбайна, так и при его остановке.

Коэффициент готовности очистного забоя по группе последовательных перерывов μ1 ξпределяется по формуле:

μ1=                                                   1                                                .                                                                                                                                                      

[1+ q·Ттехн +(1/μκ-1)+(1/μκр-1)+(1/μск-1)+(1/μοкр-1)+(1/μоп-1)+(1/μпп-1)+(1/μпр-1)]

           m·γ·r·l л

где Ттехн – суммарные нормативные затраты времени на неперекрываемые технологические перерывы, мин.;

Ттехн = ( t _всп + t_обм) l_л+t_взр+t_зач+t_к , мин.;

        t _всп – нормативные затраты времени на вспомогательные операции, мин/м;

t _всп = t _кк + t_зз , мин/м.;

t _кк , t_зз – нормативные затраты времени на манипуляции с ка белем, шлангом орошения и на замену зубков ( t кк=0,009; t зз=0,03 ), мин/1м длины лавы;

t _всп = 0,009 + 0,03 = 0,039мин/м;

t _взр - нормативные затраты времени на заряжание, взрывание шпуров в нишах, а также проветривание лавы, ( t взр=0), мин.;

  t _зач - затраты времени на зачистку дорожки лавы, мин.

При односторонней работе комбайна:

t _зач = __ l_л____ , мин.;

0,85·V п.доп

V п.доп - технически допустимая скорость подачи комбайна,м/мин (4,5-6 м/мин);

t _зач =   150__ = 39 мин.;

                                                      0,85 · 4

                                      t _обм = 0,196 ÷ 0,213

     

 

    t к - средняя продолжительность подготовки  комбайна к выемке следующей полосы, мин. ( t к=20-30мин.);

Ттехн = ( 0,039 + 0,196 ) 150 + 0 + 39 + 20 = 94 мин;

         μκ -коэффициент готовности комбайна, принимается μк = 0,84;

         μκр - коэффициент готовности крепи, μкр = 0,9;

         μρк - коэффициент готовности скребкового конвейера, μск = 0,92;

          μο.кр - коэффициент готовности процесса крепления за комбайном (μп.кр.=0,85-0,95);

          μξп - коэффициент готовности системы магистрального тран­спорта по фактору "отсутствие порожних вагонов" (μоп =0,9-0,95);

         μοп - коэффициент готовности погрузочного пункта при пог­рузке угля (μпп =0,95-0,98);

        μοр - коэффициент готовности очистного забоя по процессу проветривания, μпр =1.

 μ1=                                              1                                                .

     [ 1 +    9 · 94 + ( 1/ 0,84 - 1) + ( 1/0,9 - 1) + ( 1/0,92 - 1) + ( 1/0,85 - 1) +

                     2,2·1,39·0,63·150

                                                                                               = 0,17

   + ( 1/0,9 - 1) + ( 1/0,95 - 1) + ( 1/1 – 1 ) ]

Коэффициент готовности очистного забоя по группе параллельных перерывов определяется по формуле:

μ2 = (0,88 – Тпз/ Тсм )· μρэ·μсв ;

где    0,88-коэффициент учитывающий время на отдых;

        Тпз - суммарные нормативные затраты вpемeни на выполнение подготовитело-заключнтельных операций, мин. (17-20 мин.);

         μρэ - коэффициент готовности системы электроснабжения (μсэ =0, 965);

         μρв - коэффициент готовности сопряжения лавы с вентиляцион­ным штреком:

μρв = μэс· [ 1 – (1- μύс )·∑Кi] ,

          μύс - коэффициент готовности эталонного сопряжения, при котором отсутствует действие осложняющих технологи­ческих факторов ( μύс =0,98);

           К i - коэффициент увеличения времени простоев очистного забоя при действии i -го технологического фактора, осложняющего поддержание сопряжения, ∑Кi = 0;

μρв = 0,98 · [ 1 – (1- 0,98 ) · 0 ]= 0,98 ,

μ2 = (0,88 – 17 / 360 ) · 0,965 · 0,98 = 0,78,

К = ^{1/0,78 – 1} = 0,06,

                                            ^{1/0,17 - 1}

Км = [1/ 0,17 + (1/ 0,78 - 1) · (1 + 1 / 0,17 – 1    ) ]^-1 = 0,25,

                                                                                                               1/ 0,06·0,77 + 1

А^р_сут.= 360 • 3 • 4,99 • 0,25 = 1347,3 тонн.

Проверка нагрузки на очистной забой по газовому фактору.

Суточная нагрузка на очистной забой с учётом газового фактора Агсут определяется по формуле:

А^г_сут.= j • Ксм • Тсут , т/сут.,

где: j - расчётная производительность выемочной машины по газовому фактору, т/мин;

           Ксм - суточный коэффициент машинного времени,

Ксм = n_см·Тсм · Км,

1440

где: n _см - число добычных смен в сутки; Тсут=1440 мин.,

Ксм = 3 · 360 · 0,25 = 0,19.

                                                       1440

Производительность выемочной машины с учётом газового фактора j определяется по формуле:

      j  =         0,6 · Vmax · Sоч.р · С · 1/Крв_______________  ________  ,

               Кдег.е·q пл ·(1-Кдег.пл)+[(1-Кдег.е)·q пл ·(1-Кдег.пл)+Квп·q вп (1-Кдег.сп)]·Ксм

где: Vmax - максимально допустимая ПБ скорость движения воздуха по лаве ( Vmax =4м/сек);

            S оч.р. - расчётная площадь поперечного сечения призабойного пространства очистной выработки, S оч.р. = 4,6м²;

            С - допустимая по ПБ концентрация метана в исходящей струе лавы, % (С=1%);