Технология горного производства и обогащение полезных ископаемых

В разделе необходимо изобразить вертикальный разрез шахтного поля в масштабе 1:10000 (рис. 5.1).

5.3 Запасы шахтного поля

Границы и размеры шахтного поля по падению и простиранию указаны в задании на проектирование. В процессе выполнения курсового проекта необходимо произвести расчет балансовых и промышленных запасов /1/ по тем пластам, которые отнесены к рабочим в соответствии со структурой и последовательностью, представленной на рис. 5.2.

Если шахтное поле имеет сложную конфигурацию, то его необходимо разбивать на отдельные геометрически правильные фигуры, в пределах которых определяются запасы, затем запасы всех фигур суммировать.

Геологические запасы в шахтном поле, тыс. т

Z_геол = S * H * m * , (5.1)

где S - размер шахтного поля по простиранию, м;

H - размер шахтного поля по падению, м;

m - суммарная мощность пластов, м;

- средняя плотность угля, т/м³.

h_n - мощность наносов, м;

? - угол падения пластов, град.;

m₁, m₂ , m₃ - мощности пластов, м;

h₁ и h₂ - расстояния между пластами, м;

H - размер шахтного поля по падению, м;

S - размер шахтного поля по простиранию, м.

Рисунок 5.1 - Вертикальный разрез шахтного поля

Балансовые запасы шахтного поля равны геологическим за вычетом забалансовых запасов, которые не удовлетворяют кондициям их промышленного использования при современном уровне техники и экономики.

Z_бал= Z_геол - Z_заб (5.2)

Согласно действующим кондициям по мощности и зольности к балансовым необходимо отнести пласты по мощности: угли марок Г, Ж, К, ОС на крутом падении при мощности пластов более 0,45 м, а на пологом падении - более 0,5 м; угли марок А при мощности пластов более 0,6 м - по зольности; угли марок Д, Г при зольности менее 30%, угли марок Т, А - менее 30%, угли марок Ж, ОС, К при зольности менее 40%.

Если в шахтном поле отсутствуют пласты, которые отнесены к забалансовым, то в этом случае необходимо принимать величину балансовых запасов равную геологическим.

Промышленные запасы необходимо определять путем исключения из балансовых запасов проектных потерь, тыс.т.

Z_пром = Z_бал - Z_п, (5.3)

где Z_п - проектные потери угля, т.

Проектные потери угля включают в себя потери в целиках и эксплутационные потери, тыс.т

Z_п = Z_оц + Z_бц + Z_э (5.4)

Потери угля в охранных и барьерных целиках следует рассчитывать согласно правилам охраны сооружений. При отсутствии данных о потерях в целиках их следует ориентировочно принимать равными: на пологих пластах 1% балансовых запасов, а на крутых - 2%.

Z_ц = Z_оц + Z_бц = (0,01 0,02) Z_бал (5.5)

Эксплуатационные потери необходимо рассчитывать по формуле

Z_э = ( Z_бал - Z_ц ) k, (5.6)

где k - коэффициент эксплуатационных потерь (при разработке тонких пластов k = 0,05-0,10; при разработке пластов средней мощности и мощных k = = 0,10-0,15);

Z_ц- суммарные потери угля в охранных и барьерных целиках, тыс.т.

Вцелом, количество полезного ископаемого, добываемого из месторождения или шахтного поля, необходимо оценивать коэффициентом извлечения, который показывает, какая часть балансовых запасов выдается на поверхность

Z_пром

С = 1, (5.7)

Z_бал

Величина его зависит от горно-геологических факторов. При ориентировочных расчетах величину коэффициента извлечения следует принимать для пластов: тонких - 0,92-0,90; средней мощности 0,88-0,85; мощных крутых - 0,80-0,75.

5.4 Режим работы, мощность и срок службы шахты

Режим работы шахты по добыче угля необходимо принимать следующим:

- число рабочих дней в году - 300;

- число рабочих смен по добыче угля в сутки - 3, а в особо сложных горно-геологических условиях, где необходимо проводить противовыбросные мероприятия - 2;

- продолжительность рабочей смены на подземных работах - 6 часов;

- продолжительность рабочей смены на поверхности - 8 часов.

Режим работы трудящихся необходимо принимать из расчета пятидневной недели (шахта работает 6 дней в неделю, а рабочие - 5 дней в неделю со скользящим выходом в течение недели).

Проектная мощность шахты должна обосновываться с учетом величины промышленных запасов и рекомендаций, изложенных в работе [2].

Годовую производственную мощность шахты ориентировочно можно принимать по данным таблицы 5.1.

Таблица 5.1 - Значения проектной мощности шахты при различных запасах угля в шахтном поле

Расчетный срок службы необходимо определить как производную величину, лет

T_р = Z_пром / A , (5.9)

где А - принятая из таблицы 5.1 годовая производственная мощность шахты, тыс. т.

При этом следует ориентироваться на сроки службы для шахт, мощностью до 1,8 млн.т в год не менее 50 лет, а при мощности шахт более 1,8 млн.т - не менее 60 лет.

Полный срок службы шахты необходимо устанавливать с учетом времени на развитие и затухание добычи, лет

Т = Т_р + 0,5 t , (5.10)

Фактическое суммарное время на развитие и свертывание добычи в зависимости от годовой производственной мощности угольной шахты ориентировочно можно определить по формуле, лет

t = 2,3 + 1,8 А , (5.11)

где А - млн.т/год.

5.5 Вскрытие шахтного поля

При выборе схемы вскрытия необходимо принимать такие технические решения, которые должны обеспечивать:

высокую концентрацию горных работ с наибольшими реально достигаемыми в данных горно-геологических условиях нагрузками на горизонт, пласт, наклонную выработку и очистной забой;

минимально необходимый объем проводимых и поддерживаемых выработок;

обеспечение своевременной подготовки выбывающей линии очистных забоев;

бесступенчатый и непрерывный транспорт;

строительство шахт в минимальные сроки;

постоянство качества рабочей продукции.

Вопросы вскрытия должны решаться с учетом всех пластов в шахтном поле.

При обосновании рационального способа вскрытия необходимо учитывать количественные значения таких факторов, как размеры шахтного поля по падению и простиранию, угол падения пластов, их количество и расстояние между ними, а также расстояние между поверхностью и верхней границей шахтного поля. Зная пределы возможных значений размеров горизонтов по падению, необходимо определить число горизонтов. Этот дополнительный параметр весьма необходим при решении вопросов о применении одно- или многогоризонтной схемы вскрытия.

Расстояние от верхней границы до поверхности оказывает решающее влияние на выбор способа вскрытия вертикальными или наклонными стволами, а также комбинированного способа.

Угол падения пластов в сочетании с расстоянием между пластами предопределяет тип дополнительной вскрывающей выработки (квершлагов, гезенков).

Для пологих и наклонных пластов в качестве основных рекомендуется применять следующие схемы вскрытия:

вертикальными стволами с капитальными или погоризонтными квершлагами в зависимости от размеров шахтного поля по падению;

наклонными стволами для выдачи угля высокопроизводительными конвейерами и вертикальными стволами для выполнения вспомогательных

операций с капитальным квершлагом, а при большой угленасыщенности месторождения - с этажными квершлагами.

При размерах шахтного поля по простиранию более 8000 м, газоносности пластов более 15 м³/т и мощности шахты свыше 1,8 млн.т необходимо отдавать предпочтение блоковому способу вскрытия с независимым проветриванием каждого блока и транспортом угля по штрекам к центральному стволу.

Для крутонаклонных и крутых пластов - вертикальными стволами с наклонными квершлагами, при этом закладку стволов предусматривать, как правило, в лежачем боку свиты для исключения возможности их подработки и уменьшения потерь угля в охранных целиках под промплощадку.

При вскрытии должно обеспечиваться прямое проветривание. Уклонные работы допускать только при разработке последнего горизонта и длине уклона не более 1200 м.

В районах с гористым рельефом поверхности необходимо предусматривать вскрытие штольнями в сочетании со слепыми вертикальными стволами.

Кроме перечисленных схем вскрытия, необходимо предусматривать любые другие экономически и технически осуществимые схемы вскрытия. Выбранную схему вскрытия необходимо изобразить на листе графической части в масштабе 1:10000 (рис. 5.3).

Глубину ствола определять по формуле, м

H_С = L_Б * sin + h₃ + h_H , (5.12)

где L_Б - наклонная длина бремсберговой части шахтного поля, м;

h₃ - глубина зумпфа, м. Глубину зумпфа вспомогательного ствола принимать 6-7 м, а главного ствола - 20-40 м;

h_H - мощность наносов или расстояние от земной поверхности до верхней границы шахтного поля, м.

Длину квершлага L_K определять по формуле, м

h

L_к= , (5.13)

sin

где h - суммарная мощность междупластья, м.

При малых углах падения ( < 8⁰) с целью сокращения длины квершлага его необходимо проводить с углом наклона , который, исходя из условий применения конвейерного транспорта, не должен превышать 18⁰. Длина наклонного квершлага, м

L_нк = L_к * sin , (5.14)

где L_к - длина горизонтального квершлага, м.

В случае применения многогоризонтных схем вскрытия аналогичным образом необходимо определять величину углубки ствола и размеры квершлагов.

5.6 Выбор способа подготовки шахтного поля

Выбор и обоснование способа подготовки шахтного поля необходимо осуществлять с учетом горно-геологических и горно-технических факторов: размера шахтного поля по простиранию, угла падения пласта, числа одновременно отрабатываемых пластов, естественной газоносности и наличия геологических нарушений.

Необходимо принимать следующие способы подготовки шахтного поля:

для пластов с углами падения до 10⁰ - погоризонтный способ подготовки с отработкой лавами, подвигаемыми по падению (восстанию);

для пластов с углами падения от 10⁰ до 18⁰ - панельный способ подготовки с отработкой ярусов лавами, подвигаемыми по простиранию;

для крутых и наклонных пластов - этажный способ подготовки с групповыми штреками, проводимыми с главных этажных квершлагов и промежуточными квершлагами.

При пологом и наклонном падении разработку пластов предусматривать, как правило, в бремсберговых полях;

разработку уклонами принимать только для последнего горизонта.

При разработке пластов на больших глубинах с высокой газоносностью и высокими температурами боковых пород предусматривать восходящее проветривание уклонных полей. Наклонную высоту горизонтов принимать 1000-1200 м, а при погоризонтной подготовке до 1500 м.

Размер панели по простиранию L_п принимать 2000-3000 м. Принятые размеры необходимо корректировать исходя из необходимости деления шахтного поля на целое число панелей, а также с учетом крупных геологических нарушений и технических возможностей проветривания подготовительных выработок.

Расчет количества панелей по простиранию производить по формуле

 S

N_п = , (5.15)

Lп

где S - размер шахтного поля по простиранию, м;

L_П - размер панели по простиранию, м.

При пологом залегании пластов наклонная высота яруса (этажа),м

Н^в_эт = n_л l + h_ц + h_ш , (5.16)

где n_л - число лав в ярусе или этаже, расположенных друг под другом по линии падения;

l - длина лавы, м;

h_ц - суммарная высота целиков по линии падения, оставляемых в этаже или ярусе над откаточными или под вентиляционными штреками, а также между этажами и под этажами, ярусами и подъярусами, м (при бесцеликовых способах охраны выработок h_ц = 0);

h_ш - суммарная ширина штреков и просеков в этаже или ярусе в плоскости пласта, м.

При разработке крутых пластов вертикальную высоту этажа принимать 110-130 м.

Наклонную высоту этажа определять по формуле, м

Н^н_эт= , (5.17)

где - угол падения пластов, град.

При наличии нескольких рабочих пластов необходимо обосновывать целесообразность их разработки одновременно или последовательно группами.

При этом следует учитывать их сближенность, марки, качество угля, защитное действие пласта и другие факторы. При групповой разработке сближенных, особенно наклонных и крутых пластов, расстояние между промежуточными квершлагами определять расчетом.

Количество одновременно разрабатываемых пластов определять в зависимости от проектной мощности шахты и нагрузки на очистной забой.

При пологом и наклонном залегании пластов следует принимать, как правило, одновременную отработку 2-3 пластов, при крутом залегании - не более 70-75% рабочих пластов, а при наличии 50% пластов, опасных по внезапным выбросам угля и газа, - 60% рабочих пластов от общей мощности пластов в свите.

Для устойчивой работы шахт, разрабатывающих пласты пологого и наклонного падения, как правило, принимать запасы угля в пределах горизонта из расчета обеспечения работы каждого не менее 15лет, а для шахт, разрабатывающих пласты крутого падения, не менее 10 лет.

Выемка отдельных пластов или групп пластов должна быть увязана в пространстве и времени. Как правило, необходимо применять нисходящий порядок отработки пластов, который должен обеспечивать максимальное использование защитного действия горных работ, проведение очистных и подготовительных выработок вне зоны опорного давления от смежных разрабатываемых пластов. Восходящий и смешанный порядок применять лишь при первоочередной отработке защитных пластов.

При разработке свит пластов и этажной подготовке шахтного поля предусматривать группирование пластов с отработкой выемочных полей прямым ходом с откаткой на передние промежуточные квершлаги, пройденные с этажных полевых и групповых штреков.

При панельном и погоризонтном способах подготовки необходимо принимать прямой порядок отработки бремсберговых полей и обратный порядок отработки уклонных полей (от границ шахтного поля к стволам).

В пределах выемочного поля или панели необходимо принимать, как правило, обратный порядок отработки этажей (ярусов).

Следует широко применять проведение групповых выработок для разработки 2-4 угольных пластов. Группирование сближенных пластов применять при расстоянии между пластами по нормали до 40 м. Групповые выработки располагать в лежачем боку пластов и проводить по пласту с устойчивыми боковыми породами.

Выбранную схему подготовки поля необходимо изобразить на листе графической части в масштабе 1:10000 (рис. 5.4 и рис. 5.5)

5.7 Выбор системы разработки

Выбор системы разработки необходимо проводить методом прямого отбора по принципу соответствия ее основным геологическим и горно-техническим условиям залегания пластов в шахтном поле с учетом достигнутых технико-экономических показателей. При этом следует учитывать также и факторы, влияющие на эффективность применения современных средств механизации очистных работ, надежность работы подземного транспорта, величину потерь полезного ископаемого, вопросы охраны труда и окружающей среды, пожарную безопасность [3].

Описать выбранный вариант системы разработки и указать ее основные параметры [4].

В зависимости от горно-геологических условий целесообразно применять для пологих и наклонных пластов мощностью до 3,5 м, а при соответствующей механизации до 4,5 м, при панельной подготовке - длинные столбы по простиранию, при погоризонтной - длинные столбы по восстанию, а на необводненных пластах - по падению; выемку по восстанию пласта мощностью более 1,5 м принимать при наличии соответствующих научных рекомендаций и обоснований.

При разработке тонких и средней мощности пластов следует применять системы разработки без оставления целиков угля и с повторным использованием штреков с охраной их искусственными жесткими полосами из бетонных плит и других материалов. При мощности пласта свыше 2,5 м применять проведение выемочных выработок вприсечку к выработанному пространству.

Для пластов мощностью более 3,5 м предусматривать деление их на наклонные слои с выемкой угля в каждом слое длинными столбами.

Толщину слоев при технологии выемки угля с индивидуальной крепью принимать в пределах 2-2,5 м, а при применении механизированных крепей - до 3,5 м.

Для пластов мощностью более 7 м необходимо применять комбинированную систему разработки в разных вариантах с использованием гибкого перекрытия.

Для условий, в которых применение системы разработки длинными столбами невозможно или экономически не оправдывается, необходимо применять комбинированную или сплошную систему разработки. Сплошную систему разработки, особенно с проведением штреков вслед за лавой, принимать на тонких (до 0,8 м) пластах с углами падения до 15⁰ на глубоких горизонтах, при пучащих вмещающих породах, а также на пластах, опасных по внезапным выбросам угля и газа.

На крутых и крутонаклонных пластах при мощности до 1,5 м принимать отработку этажей длинными столбами по простиранию с откаткой грузов и выводом исходящей струи на передние промежуточные квершлаги.

При мощности пластов от 0,7 до 3,5 м необходимо принимать систему разработки длинными столбами с выемкой по падению с различного рода щитовыми агрегатами.

Выбранный вариант системы разработки изобразить на листе графической части в масштабе 1:5000 (рис. 5.6).

5.8 Технология, механизация и организация очистных работ

Выбор средств комплексной механизации очистных работ следует обосновывать применительно к горно-геологическим условиям одного из разрабатываемых пластов шахтного поля.

При проектировании шахт необходимо предусматривать комплексную механизацию и автоматизацию работ в очистных забоях, наиболее прогрессивные виды оборудования, обеспечивающие высокие технико-экономические показатели, минимальную трудоемкость и максимальную безопасность труда. Выбор средств механизации производить с учетом прогноза развития техники в ближайшие годы.

Оборудование очистного забоя необходимо выбирать в такой последовательности: тип и типоразмер выемочной машины; средства доставки угля по лаве; средства крепления очистного забоя [5].

Тип и типоразмер выемочной машины необходимо выбирать путем сопоставления технических характеристик, приведенных в табл. 5.2, с горно-геологическими условиями. Если при этом окажется, что в условиях проектируемой лавы допустимо применение нескольких видов выемочных машин, то окончательное решение следует принимать руководствуясь данными табл. 5.3

Выбрав тип выемочной машины, определить ширину захвата ее исполнительного органа. Для узкозахватных комбайнов ширину захвата следует принимать 0,63 м для пластов мощностью 1,2 - 2,5 м; 0,8 м для пластов мощностью менее 1,2 м; 0,4 м - при неустойчивой непосредственной кровле или при выемке крепких углей и антрацитов для улучшения их сортности.

Для стругов ширину полосы, вынимаемой за цикл, принимать в пределах 0,8 - 1,2 м.

Таблица 5.2 - Техническая характеристика выемочных машин

Таблица 5.3 - Условия рационального применения выемочных машин

Примечание: "+” целесообразно применение;

"-" нецелесообразно применение.

Тип забойного конвейера необходимо выбирать по табл. 5.4, учитывая при этом вынимаемую мощность пласта, угол его падения, тип принятой выемочной машины.

Таблица 5.4 - Характеристика забойных конвейеров и комбайнов

При выборе средств крепления очистного забоя необходимо выбрать способ управления кровлей, а также категорию кровли по обрушаемости и устойчивости.

На основании исходных данных изобразить стратиграфическую колонку (рис. 5.7) в масштабе 1:100, используя классификацию ДонУГИ, выбрать способ управления кровлей и средства крепления [6].

В качестве основного способа управления кровлей при всех системах разработки на пластах пологого падения применять полное обрушение кровли, а на пластах наклонного и крутого падения - полное обрушение, плавное опускание, частичную или полную закладку.

Управление кровлей частичной или полной закладкой выработанного пространства применять в случаях, когда это необходимо для безопасного ведения горных работ, охраны поверхности или по экономическим соображениям.

Тип механизированной крепи выбирать по табл. 5.5 с учетом горно-геологических условий: мощности пласта, угла падения, типа выемочной машины и забойного конвейера [7]. При этом следует учитывать, что применение механизированных крепей нерационально при неустойчивой кровле; непереходимых геологических нарушениях; длине выемочного поля менее 800 м; водопритоке в лаву более 10 м³/ч, а также при наличии труднообрушаемой кровли, если в лаве не предусмотрено разупрочнение пород или использование крепей с повышенным сопротивлением.

В длинных очистных забоях рекомендуется применять следующее наиболее эффективное оборудование:

на пластах пологого падения - комплексы оборудования с узкозахватными комбайнами или струговыми установками, безразборными передвижными забойными конвейерами и механизированными гидрофицированными крепями со средствами гидроавтоматического управления;

на пластах наклонного и крутого падения - комплексы оборудования с узкозахватными комбайнами или струговыми установками и механизированными гидрофицированными крепями, а при необходимости и с оборудованием для закладки; комплексы оборудования, состоящие из щитовой крепи и выемочно-доставочных машин при выемке полосами по падению.

Таблица 5.5 - Техническая характеристика механизированных комплексов

В сложных горно-геологических условиях, когда применение механизированных крепей неэффективно, необходимо применять комплексы оборудования с узкозахватными комбайнами или струговыми установками, безразборными передвижными скребковыми конвейерами, гидропередвижчиками и индивидуальной металлической крепью - забойными и посадочными стойками (преимущественно гидравлическими с внешним питанием) и шарнирными верхняками.

Выемку тонких пластов в сложных горно-геологических условиях следует предусматривать с помощью бурошнековых машин без крепления очистного забоя и присутствия людей, а на крутых пластах - комплексами КМД-72.

После выбора основного оборудования в лаве необходимо выбрать вспомогательное оборудование. При выемке пласта по простиранию с углами падения 9⁰ и более и работе комбайна с рамы конвейера следует применять предохранительный канат с поддерживающей лебедкой ЛГКН.

При выемке угля узкозахватными комбайнами различают две принципиальные схемы: челноковую и односторонюю. Выбирая одну из них, необходимо руководствоваться следующими соображениями:

челноковая схема не рациональная при значительном отжиме угля, погрузка которого на конвейер при данной схеме недостаточно эффективна;

односторонняя схема не рекомендуется при залегании в непосредственной кровле неустойчивых пород, наличии ложной кровли, а также при добыче энергетических углей, для которых нежелательно переизмельчение в процессе погрузки.

В тех случаях, когда конструкция исполнительного органа применяемых выемочных машин обеспечивает самозарубку, использовать безнишевую технологию, предусматривающую самозарубку комбайнов: фронтальную или по способу "косой заезд”.

Фронтальную самозарубку применять при расположении исполнительных органов по обоим концам копруса и снабжении их исполнительных органов

торцевыми буровыми резцами. Для остальных узкозахватных комбайнов следует применять самозарубку в пласт "косыми заездами”. При этом челноковую схему выемки следует применять для комбайнов с двухсторонними исполнительными органами, а одностороннюю - при любом их расположении.

Для сокращения размеров ниш необходимо применять двухкомбайновую выемку. В таком случае комбайны должны быть повернуты исполнительным органом в сторону соответствующих концевых участков лав.

Применение различных схем самозарубки комбайнов сопровождать выносом приводов конвейеров на штреки. При этом ширина штреков должна составлять 4-5 м.

Для выемки ниш предусматривать нишенарезные комбайны. Ширину ниш принимать не менее двухкратной ширины захвата исполнительного органа комбайна.

Предусматривать крепление сопряжений лавы со штреком механизированными крепями (рис. 5.8)

5.9 Определение параметров очистного забоя

Длину лавы необходимо устанавливать исходя из условий полного использования имеющегося в лаве оборудования, нормального проветривания забоя, а при разработке запасов на больших глубинах следует также учитывать и температурный фактор.

Длину лав, оборудованных механизированными комплексами, определять по конструктивным параметрам из табл. 5.5 /8/.

Нагрузку на комплексно-механизированный забой, оборудо-ванный узкозахватным комбайном, определять по формуле 5.18, т/сут

nT - (T_пз + T_п+T_о) * K_н * L_р * r * m * *C

А = , (5.18)

L_м (1/_р + 1/_m + t_Б ) + t

где n - число смен по добыче, в сутки

T - длительность смены, мин, (360 мин при шестичасовой смене);

Т_пз - время на подготовительно-заключительные операции в смену, мин, (15-20 мин);

Т_п - суммарное время учитываемых технологических перерывов организационно-технических простоев в смену, мин (10-15 мин);

Т_о - время на отдых, мин, (15 мин в смену);

К_н - коэффициент надежности механизированного комплекса и средств транспорта на выемочном участке (формула 5.19);

L - длина лавы, м;

r - ширина захвата исполнительного органа выемочной машины, м;

m - вынимаемая мощность пласта, м;

- средняя плотность угля, т/м³;

С - коэффициент извлечения угля в лаве (0,98);

L_м - длина машинной части лавы (без учета суммарной длины верхней и нижней ниш, равной примерно 10 м, при самозарубывающихся комбайнах ниши отсутствуют), м;

_р - рабочая скорость подачи комбайна, м/мин (табл. 5.6);

_м - маневровая скорость подачи комбайна при зачистке лавы, м/мин (при работе комбайна по челноковой схеме это слагаемое не учитывается - оно равно нулю (табл. 5.6);

t_В - время на вспомогательные операции, отнесенные к 1 м длины машинной части лавы, мин (0,1 мин);

t - продолжительность концевых операций для подготовки лавы к следующему циклу, мин (15-20 мин).

Коэффициент надежности механизированного комплекса по техническим отказам определять по формуле

1

К_н = , (5.19)

1 + (1/К_к - 1) + (1/К_кр - 1) + (1/К_кл -1) + (1/К_п - 1) + n_к(1/К_лк -1)

где К_к - коэффициент готовности комбайна (0,94);

К_кр - коэффициент готовности механизированной крепи (0,93);

К_кл - коэффициент готовности конвейера лавы (0,94);

К_п - коэффициент готовности сопряжения с перегружателем (0,94);

n_к - число конвейеров на транспортной выработке;

К_лк - коэффициент готовности ленточного конвейера на транспортной выработке (0,97).

Рабочую скорость подачи комбайна принимать с учетом фактической сопротивляемости угля резанию по таблице 5.6.

С учетом наличия зоны отжима фактический показатель сопротивляемости угля резанию определять по формуле /8/, кН/м

А_ф = k_отж , (5.20)

где k_отж - коэффициент отжима угля в призабойной зоне пласта

r - 01

k_отж = 0,48 + , (5.21)

r + m_в

где r - ширина захвата, м;

m_в - вынимаемая мощность пласта, м.

Если коэффициент отжима при расчете получится больше единицы, то его принимать k_отж = 1.

Таблица 5.6 - Значения рабочих и маневровых скоростей подачи для различных типов комбайнов

Рабочую скорость подачи комбайна необходимо скорректировать со скоростью передвижения механизированной крепи с учетом состояния пород кровли и почвы пласта, м/мин

_кр = _расч К_пл , (5.22)

где _кр - средняя скорость передвижения крепи, м/мин;

_расч - расчетная скорость передвижения крепи, принимать по данным табл. 5.7, м/мин;

К_пл - коэффициент, учитывающий уменьшение скорости передвижения крепи в зависимости от состояния почвы и кровли пласта.

Таблица 5.7 - Техническая характеристика крепи