1.5Подсчет запасов выемочного поля и эксплуатационных потерь

Для расчета принимаем пласт I Прокопьевский (мощность – 1,5 м). Исходные данные сведены в таблицу 1.3.

Таблица 1.3 – Исходные данные

Наименование показателя	Данные
Мощность угольного пласта, м	1,5
Угол падения пласта, град.	70
Мощность пород непосредственной и основной кровли, м (соответственно)	2; 3,5
Крепость угля	1.0
Плотность угля, т/м³.	1.3
Глубина разработки (от поверхности до откаточного горизонта ), м	200

Запасы шахтного поля определяются из принятых параметров выемочного участка по формуле: Z=LHm, т, (1.1)

где L,H – соответственно размеры выемочного участка по простиранию

и по падению, L= 250 м, Н=100 м;

 – объемный вес полезного ископаемого,  = 1,3 т/м³;

m – мощность рабочего пласта, m = 1,5 м.

Тогда Z = 2501001,51,3= 48750 т.

Эксплуатационные потери слагаются из потерь в целиках (межучастковый, межгоризонтный, над откаточным штреком и т.д.) Потери каждого определяются из выражения: (1.2)

где L_ц – длина целика по простиранию, м;

h_ц – ширина целика, м; m – мощность пласта, м;

γ – средняя плотность угля, т/м³.

Все расчеты эксплуатационных потерь сводятся в таблицу 1.4.

Таблица 1.4 – Эксплуатационные потери

Наименование целика	Длина целика, м	Ширина целика, м	Мощность пласта, м	Средняя плотность угля, т/м³	Потери, т
Межгоризонтный	250	7	1,5	1,3	3413
Межучастковый	10	100			1300
Над откаточным штреком	250	5			2438
Итого					7151

Процент эксплуатационных потерь по системе разработки от общих запасов выемочного участка определяется по формуле:

% потерь % потерь (1.3)

Потери по системе разработки составили 15 %.

1.6Определение производительности участка

Нагрузка на очистной забой, т/сут, оборудованный механизированным комплексом, определяется из выражения:

Для комбайнов работающих по односторонней схеме:

т, (1.4)

где Т_см – длительность смены, мин;

t_пз – время на подготовительно-заключительные операции, 20-25 мин;

n_см – число смен по добыче угля в сутки;

t_ко – продолжительность концевых операций цикл, 15-20 мин;

n_ц – число циклов в сутки.

Число циклов в сутки рассчитывается по формуле:

(1.5)

где L_л – длина очистного забоя, м;

k_н – коэффициент эксплуатационной надежности механизированного

комплекса;

(1.6)

где k_к – коэффициент готовности комбайна, k_к = 0,97;

k_кр – коэффициент готовности крепи, k_кр = 0,93;

k_кз – коэффициент готовности забойного конвейера, k_кз = 0,94;

k_п – коэффициент готовности крепи сопряжения и перегружателя, k_п = 0,94;

n_к – число конвейеров на конвейерном штреке;

k_лк – коэффициент готовности конвейеров на конвейерном штреке, k_лк = 0,91;

r – ширина захвата очистного комбайна, м;

m – вынимаемая мощность пласта, м;

 – средняя плотность угля, т\м³;

с – коэффициент извлечения угля, с = 0,95 ÷ 0,98;

V_m – маневровая скорость очистного комбайна, м/мин;

t_в – удельные затраты времени на вспомогательные операции,

отнесенные к одному метру машинной лавы, t_в = 0,2 – 0,3 мин/м;

V_р – рабочая скорость подачи очистного комбайна, м/мин.

Средняя скорость передвижки крепи вычисляется из формулы:

V_кр=k·k_п·V_расч., м/мин, V_кр=1,5·0,92·0,9 = 1,24 м/мин, (1.7)

где V_расч – средняя скорость передвижки крепи, м/мин;

k – коэффициент, учитывающий порядок передвижки секций крепи

(k = 1,5 при общей передвижке секций крепи);

k_п – коэффициент, учитывающий соотношение кровли и почвы пласта,

(k_п = 0,92).

Коэффициент эксплуатационной надежности механизированного комплекса вычисляется по формуле:

.

Тогда