- •1.2. Современное состояние и пути совершенствования технологии подземной разработки угля
- •1.3. Основные принципы совершенствования технологии производственных процессов в угольных шахтах
- •II.2. Основные технологические свойства массива пород
- •II.3. Структура и слоистость массива пород
- •II. 4, Трещиноватость горных пород
- •II.5. Устойчивость обнажений горных пород
- •II.6. Обрушаемость кровли угольных пластов
- •II.7. Свойства угольного пласта как объекта разрушения
- •II.8. Зона отжима угля и ее определение
- •II.9. Свойства угольного пласта в зоне отжима
- •11.10. Влияние основных горнотехнических факторов
- •III.2. Технологические параметры очистных комбайнов
- •III.3. Выемка угля комбайном
- •III.5. Определение производительности очистных комбайнов
- •111,6. Общие сведения о выемке угля , с помощью стругов
- •III.8. Процесс выемки угля стругами
- •III.9. Скрепероструги
- •III. 10. Процесс бурения при выемке угля буровзрывным способом
- •111.11. Методы взрывных работ
- •IV.2. Индивидуальные призабойные крепи
- •IV.3. Посадочные крепи
- •IV.4 Верхняки призабойной крепи
- •IV.5. Механизированные крепи
- •IV.6. Щитовые крепи
- •5 М). Каждая секция состоит из
- •IV.7. Крепи сопряжений
- •Iy.8. Процессы взаимодействия крепи с массивом пород
- •IV.9. Влияние производственных процессов на взаимодействие крепи с породами кровли
- •IV. 10. Выбор типоразмеров крепи и паспорта крепления
- •IV.11. Выбор типоразмеров механизированных крепей
- •IV.12. Процесс крепления очистного забоя
- •46 Тс/м2 уменьшает опускание кровли на 10%, а до 60 тс/м2—
- •V.2,2. Крутые пласты
- •V.2.3. Применение гибких перекрытий
- •V.2.4. Полное обрушение при щитовой выемке
- •V.3. Частичная закладка
- •V.4. Плавное опускание кровли
- •V.5. Удержание кровли на кострах
- •V.6.4. Пневматическая закладка
- •V.6.5. Гидравлическая закладка
- •V.6.6. Твердеющая закладка
- •V.6.8. Выбор способа закладки
- •VI.2. Передвижение комбайнов в подготовленную нишу
- •VII.2. Демонтаж комплексов
- •VII.3. Монтаж щитовых перекрытий
- •VIII. Взаимная увязка процессов очистных работ
- •VIII.2. Увязка процессов очистных работ на пологих пластах
- •VIII.3. Увязка процессов очистных работ на крутых пластах
- •IX. 1.2. Анализ технологической схемы
- •IX.2.2. Применение комплексов с крепями поддерживающего типа
- •IX.2.3. Применение комплексов с крепями оградительно-поддерживающего типа
- •IX.2.4. Применение комплексов с крепями поддерживающе-оградительного типа
- •IX.2.5. Применение комплексов с крепями оградительного типа
- •IX.3.2. Применение струговых установок в лавах, оборудованных индивидуальной крепью
- •IX.3.3. Применение струговых установок с механизированными крепями
- •X. Технологические схемы очистных работ на крутых и наклонных пластах
- •X.4. Основные направления развития комплексно-механизированной технологии очистных работ на мощных и средней мощности крутых пластах
- •XI.2. Технологические схемы очистных работ
- •XI.3. Область применения
- •XII.2. Технология бурошнековой выемки
- •XII.3. Технико-экономические показатели и область применения бурошнековой выемки
- •XIII.2. Гидравлическая выемка угля
- •XIII.3. Механогидравлическая выемка угля
- •XIII.4. Гидромеханическая выемка угля
- •XIII.5. Взрывогидравлическая выемка угля
- •XIII.6. Технология проведения подготовительных выработок на гидрошахтах
- •XIII.9. Технико-экономическая эффективность гидродобычи
- •XIV.2. Методы организации очистных работ
- •XV.2. Участковый транспорт
- •IHa рис. XV. 1 показана схема транспортирования конвейером 1лт100 при отработке этажа в бремсберговом поле одиночными лавами по падению с нагрузкой на забой до 2000 т/сут.
- •XV.3. Магистральный транспорт
- •XV.4. Обеспечение высокой надежности транспортных процессов
- •XVI.2. Определение объемов ремонтных работ
- •Xvuo) для почвы
- •XVI.3. Организация ремонтных работ
- •XVII. 1.2. Метаноносность угольных пластов
- •Xvi1.1.3. Рудничная пыль
- •XVII. 1.4. Температура воздуха
- •XVII.2. Процесс проветривания очистных выработок
- •XVII.2.1. Проветривание при обычных способах добычи угля и протяженных очистных забоях
- •XVII.2.2. Проветривание при гидравлической добыче угля
- •XVII.2.3. Схемы 'проветривания при высоких скоростях подвигания очистного забоя
- •XVII.3.2. Дегазация неразгруженных угольных пластов
- •XVII.3.3. Дегазация подрабатываемых в надрабатываемых угольных пластов
- •XVII.3.4. Дегазация выработанных пространств
- •XVII.4.3. Проветривание очистных забоев
- •XVIII.2.2. Погрузка угля в железнодорожные полувагоны
- •XVIII.2.3. Аккумуляция и складирование угля
- •XVIII.3. Породный комплекс
- •XVIII.4. Комплекс обмена и откатки вагонеток в надшахтных зданиях
- •XVIII.6. Склады лесных крепежных материалов
- •XIX.2. Комплексные критерии надежности
- •XIX.3. Моделирование процесса механизированного крепления аналитическим методом с учетом надежности
- •IXIX.43)
- •XIX.4. Комплексный расчет надежности технологического процесса выемки угля по техническим факторам *
- •XIX.5. Проектирование организации труда в очистных забоях
- •XXI.2. Определение экономической эффективности технологических схем
- •1) Как изменение годовой суммы амортизации основных фондов, начисляемой по потонным ставкам, если она не вошла в состав затрат, определяющих себестоимость угля:
- •2) В направлении изменения выручки от реализации угля при валовой выемке горной массы в подготовительных выработках со-смешанным забоем:
- •377 Закладка:
III.3. Выемка угля комбайном
При выемке угля комбайном работы начинают с подготовки его в конечных пунктах лавы. Характер этих работ зависит от способа подготовки нищи самозарубки комбайна, а также от конструкции погрузочных устройств.
При челноковой схеме работы комбайна с лемехами и передвижке его в заранее подготовленную нишу машинист и его помощник начинают цикл с приемки смены и осмотра комбайна, демонтажа лемеха и передвижки комбайна к забою вместе с головкой конвейера. После передвижки конвейера комбайн перемещается по лаве на 3—4 м без лемеха. При этом погрузка угля производится вручную помощником машиниста и другими рабочими. Они же монтируют лемех. На эти операции затрачивается 20—30 мин.
При самозарубающихся комбайнах концевые операции производятся иным образом (см. ниже).
Во время выемки угля (рис. III.2) комбайном управляют машинист и два его помощника. Часть угольной мелочи, остающейся после прохода
комбайна, грузится на конвейер вручную. После снятия одной полосы угля комбайн заводят в нишу у вентиляционного штрека, производят то же концевые операции и затем снимают следующую полосу угля.
Основные недостатки челноковой схемы: недостаточная механизация погрузки отбитого угля при наличии значительного отжима угля; проникновение обрушенных пород в призабойное пространство, так как при последовательном передви-
Рлс. 111.2. Технологическая схема выемки угля узкозахватиыы комбайном:
J1 2 — нижняя и иерхння ниши; 3 — комбайн; 4 — погрузочный лемех; 5 — конвейер; 4,7 — верхняя и нижняя приводные головни
Рис. III.3. Схема к определению выхода угля от зачистки
жении секций сверху вниз остаются зазоры, не перекрытые крепью; работа людей в запыленной атмосфере.
При односторонней схеме работы комбайна выемка угля осуществляется при движении снизу вверх. При движении в обратном
направлении комбайн наваливает на конвейер оставшийся на почве уголь. Вслед за комбайном производятся лишь незначительная подчистка лавы вручную и оформление забоя. Пр'и значительном количестве остающегося на почве угля трудоемкость основных операций по выемке на 1 м длины забоя на 30—40% ниже, чем при челноковой схеме, за счет сокращения ручных работ по зачистке лавы. Объем погруженного угля при зачистке угля комбайном (рис. III.3).
где г—ширина захвата, м; hK — высота конвейера от
забоя, м;
P — угол естественного откоса отбитого угля (35—45°) в зависимости от крупности и влажности угля); Тотб — объемная масса отбитого угля в насыпке (0,9-1,1 т/м3); LM — длина части лавы, с которой вынимается уголь комбайном, м. На перегон комбайна с зачисткой затрачивается в среднем 32,5 мин для комбайна 2К-52 при длине лавы 200м и 17 мин для комбайна КШ-ЗМ при длине лавы 100 м.
Основными достоинствами односторонней выемки угля являются: снижение трудоемкости ручных работ по зачистке лавы; нахождение на незапылённой струе воздуха основной части рабочих, занятых на оформлении забоя
Рис. III.4. Технологическая схема выемки угля комбайном на крутом падении
и креплении; независимость скорости выемки угля комбайном от скорости выполнения работ по оформлению забоя и зачистке лавы; повышение безопасности работ по оформлению забоя.
Основные недостатки односторонней выемки: ухудшение при прочих равных условиях использования комбайна во времени и дополнительное измельчение отбитого угля при навалке его на конвейер исполнительным органом комбайна.
Выемка угля комбайном на крутом падении производится снизу вверх в лоб заходки. Чтобы комбайн лучше прижимался к забою и не происходила выбивка крепи падающими кусками угля, очистному забою придают наклон 5—10° к линии падения (рис. III.4). Комбайн 1 подвешивается на двух канатах 2, которые через блоки на кран-балке 3 идут к лебедке 4, установленной в вентиляционном штреке. Управление комбайном осуществляют машинист и его помощник. Помощник машиниста передвигается с пультом управления 5 в 10—20 м выше комбайна и по сигналам машиниста включает или останавливает комбайн. Машинист комбайна непрерывно ведет наблюдение за работой и следит за состоянием кровли.
На выбросоопасных пласта? машинист и его помощник находятся в вентиляционном штреке и фактически постоянного наблюдения за работой комбайна не осуществляют. Спуск комбайна произ-'водится без демонтажа. Для этого устанавливают упорный куст под комбайном и распорную стойку в вентиляционном штреке, закрепляют и отсоединяют рабочий и предохранительный канаты, переносят кран-балку и выбивают упорный куст.
Спуск комбайна осуществляется машинистом и его помощником с помощью рабочих очистного забоя.
III.4. Определение скорости подачи комбайна
При фланговой
схеме выемки добыча угля в единицу
времени определяется по формуле
где V — площадь разрушения, м2;
Vn — скорость подачи выемочной машины, м/мин; у — объемная масса угля, т/м3. В свою очередь, площадь разрушения составляет
где т — мощность пласта, м;
г — глубина захвата, м.
Таким образом, добыча угля в единицу времени зависит от двух регулируемых факторов — глубины захвата и скорости подачи выемочной машины. Так как выемочные комбайны выпускаются с заданной глубиной захвата, производительность их зависит от скорости подачи. Основными факторами, определяющими скорость
подачи комбайна, являются: параметры исполнительного органа, установленная мощность двигателя, степень износа инструмента и сопротивляемость угля резанию.
Установлено, что сила резания и подачи, а также • мощность, расходуемая на осуществление рабочего процесса, завцсят от сопротивляемости угля резанию. Если задана сопротивляемость угля резанию,'то допускаемая величина скорости подачи машины (по E. 3. Позину):
(III.2)
где Vp — средневзвешенная скорость резания, м/с; Ир р — число одновременно контактирующих резцов, определяемое по схеме набора инструмента на исполнительном органе;
^CP. д — средняя допустимая площадь сечения стружки, см2. Значение iS"cp д определяется по выражению
(III.3)
где Аь — сопротивляемость угля резанию, кгс/см;
Zcp — среднее значение силы дезания, развиваемой двигателем на инструменте исполнительного органа;
(III.4)
Руст — мощность, устойчиво развиваемая двигателем в условиях
реальной сети, кВт; T) — к. п. д. привода. Для пщековых, барабанных и дисковых исполнительных органов
(III.5)
'ч
где пк — общее число резцов на исполнительном органе;
mi — часть пласта, вынимемая отдельным исполнительным органом, м; ,
Фи — диаметр барабана исполнительного органа выемочной машины, м. Для буровых исполнительных органов
(HI.6)
Для вязких углей
Донецкого бассейна необходимое усилие
резания
а для хрупких углей.
где Scp
—
средняя
площадь
сечения среза, см2.
Предельно допустимая сопротивляемость угля резанию, при которой выемочная машина может работать с заданной производительностью (скоростью подачи),
(III.7)
Средневзвешенная скорость резания может определяться по формуле
(III.8)
где vvi — скорость резания г-го исполнительного органа, м/с.
При определении
6"ср д сопротивляемость угля резанию
принята с учетом отжима угля. Если
известна сопротивляемость угля резанию
А в нертжатой зоне, то
необходимо
ввести коэффициент отжима:
Значения сопротивляемости угля резанию в целике и коэффициента отжима угля определяются по формулам, приведенным в табл. III.2 и III.3 (по С. M. Липковичу).
При оценке способа разрушения важное значение имеет сортность угля, зависящая от степени измельчения при разрушении. Уменьшение выхода штыба достигается сокращением числа резцов при небольших скоростях подачи, увеличением скорости подачи при постоянной схеме набора резцов, а также увеличением толщины среза путем уменьшения скорости резания. Однако при больших скоростях подачи выход штыба увеличивается в результате зашты-бовки исполнительного органа.
Сортность добываемого угля зависит также от конструктивных особенностей исполнительного органа, в частности от ширины захвата. Уменьшение захвата машин дает возможность увеличить скорость подачи и тем самым повысить сортность.
В наименьшей степени измельчается уголь при погрузке барабанными исполнительными органами с вертикальной осью, так как в этом случае приходится поднимать на конвейер только часть угля. При шнековых и буровых исполнительных органах фактически весь уголь необходимо поднимать на высоту конвейера.
Таким образом, скорость подачи комбайна является важнейшим показателем, определяющим как производительность машины, так и сортность угля.
В табл. III.4 показано влияние сопротивляемости угля резанию на расчетную производительность комбайнов 1К-101; МК-67; 2К-52; КШ-1КГ; 1К-58М.
Таблица III.2
Марка угля |
Сопротивляемость угля резанию в целике, кгс/см |
Область применения формулы |
А |
T= 198,9 - 14,5т2 + 2,1 q - (4948/Я) - 0,4?2 |
0,5<та<2,0 м; 0<«<24°; О < q < 65 мэ/т; 50 < Я < 600 м |
T= 1 76 — 1,9 а — 1,2? + 0,03а2 — — 0,000059Я2 |
0,55 < m < 1,7 м; 4 < « sЈ 70°; О < q < 40 мз/т; 70 < Я < 850 м |
|
А = 135,8 +219,9/а — 0,96? — 16,2го2 + +.О.ОЗбд» |
0,55 < т< 2,0 м; 2<а <42°; О < q < 55 м3/т; 40 < Я < 700 м |
|
Ж |
T= 91,3 + 4,1« + 0,5? — 0,14« 2 — — 0.000085Я2 |
0,54 < m < 1 ,7 м; , 4 sea < 70°; О < q < 100 м»/т; 100 <Я< 1000 м |
К |
A = 85,9 + 43,9т — 0.073Я - 23,7т2 — — 0,0031а 2 + 0.000081Я2 |
0,54 < m< 1,7 it; 4<а<70°; О < д < 100 мЧ/т; 100 < Я < 1000 м |
Г |
~А = 354,4 — 37,1т — 0,82Я + 0.0089Я2 |
0,55< т< 2 м; 5 <а < 25°; 0 < д < 10 мз/т; 100<Я<800 м |
Вязкие угли марок г, д |
T= 167,2 + (29,9/т) + 16,8« - 1,74? — — 0.273Я — 0,77а 2 + 0,022?2 + + 0.00023Я2 |
0,5 < т< 2,1 м; 4<а<18°; О < q < 45 MS/T; 1Ь<Я<700и |
ОС |
T= 103,7 - 1,12а - 0.107Я + 0,017« 2 _ — 0,0019?2+0,00014Я2 |
0,45 < т < 1,6 м; 3<а<70°; 0< д< И 7 м'/т; 50<Я<800м |
В таблице приняты следующие обозначения: m — мощность пласта, м; a — угол падения, градус; д — газообильность, мэ/т; Я — глубина разработки, м.
Таблица III.3
Марка угля |
Коэффициент отжима угля |
Область применения формулы |
А |
A0x = 0,518 — 0,0078а + 0,00158? — - 0.00105Я + 1,07г + 0,000238« " + + 0,00000133Яа — 0,4494г2 |
0,5 < т< 1,8 м; 3 <« < 22°; О < ? < 55 мэ/т; 120<Я<650 м; 0< г<1,05 м |
JK, К, Г, ОС, T |
kOT = 0,263 — 0,0087m + 0,00556а — — 0,000689? + 0,000197Я + 0,94г -— 0,000276« 2 — О.ООООООЗЯ2 — 0,267г2 |
0,45 < т< 2,0 м; 3<« <31°; О < ? < Пб м3/т; 70<Я<917 м; 0< г< 1,05 м |
Вязкие угли марок г, д и др. £. |
km = 0,396 + 0,0027m — 0,001Я -— 0,106т2 + 0.000047?2 + 0.00000137Я2 |
0,54 < т< 1,94 м; 4<« <18°; О < ? < 38,6 м3/т; 90 < Я < 740 м; 0<г<0,25 м |
А:от = 0,709 + 0,028« + 0,0123? — - 0.000256Я — 0,0473т?- - 0,000029а 2 -- 0.00035?2 + 0.00000006Я2 |
0,54 < т< 1,94 м; 4<«<18°; 0< ?< 38,6 м3/т; 90 < Я < 740 м; 0,25 < г < 0,45 м |
|
ЙОТ = 0,887 + 0,0104? — 0.000176Я — — 0,0527т2— O1OOOSl?2 |
0,45 < т< 1,94 м; 4<« <18°; О < ? < 38,6 м3/т; 90<Я< 740 м; 0,45 < г< 0,65 м |
|
km = 0,999 — 0,355т + 0,0162« + + 0,00797? — 0.00017Я + 0,119т2 — — 0,000346« 2 - 0.000234?2 + 0.00000007Я2 |
0,54 < т< 1,94 м; 4<а<18°; 0< ?<38,6 мэ/т; 90 < Я < 740 м; 0,65 < г < 0,85 м |
|
ЈOT = р,952 — 0,184т + 0,014« + + 0,00336? — 0.00015Я + 0,0768т2 — — 0,00028« 2 — 0.000063?2 + 0.00000014Я2 |
0,54 < m < 1 ,94 м; 4<а<18°; О < ? < 38,6 м3/т; 90 < Я < 740 м; 0,85 < л<1,05 м |
|
ftOT = 1,038 — 0,0022« - 0,00317? — — 0.000125Я+ 0.000088?2 + 0,000000195Я2 |
0,54<т<1,94 и; 4<а<18°; 0< ?<38,6 м3/т; 90 < Я < 740 м; г ^ 1,05 м |
Таблица III.4
Комбайн |
Вынимаемая Ширина мощность, м захвата, м |
Расчетная производительность (т/мин) при сопротивляемости резанию А, кгс/см |
|||
120 |
180 |
200 |
240 |
||
1К-101 |
1,0 0,63 |
3,5 |
2,2 |
1,8 |
J',3 |
|
1,0 0,80 |
3,5 |
2,5 |
2,2 |
1,7 |
МК-67 |
1,0 0,80 |
3,15 |
3,1 |
2,7 |
2,5 |
2К-52 |
1,4 0,63 |
4,5 |
4,5 |
3,9 |
3,5 |
|
1,8 0,63 |
5,2 |
4,5 |
3,9 |
3,5 |
КШ-1КГ |
1,8 0,63 |
4,8 |
3,0 |
2,5 |
2,1 |
|
2,6 0,63 |
5,1 |
3,0 |
2,5 |
2,1 |
|
3,2 0,63 |
5,1 |
3,0 |
2,5 |
2,1 |
1К-58М |
2,2 0,50 |
3,8 |
3,3 |
2,7 |
2,4 |
~ |
2,6 0,50 |
4,4 |
3,3 |
2,7 |
2,4 |
|
3,0 0,50 |
5,1 |
3,3 |
2,7 |
2,4 |
