ВВЕДЕНИЕ

Отработка в Донбассе месторождений в неблагоприятных условиях и переход и переход на большие глубины резко осложнили горнотехнологическую обстановку: увеличились горное давление, газовыделение, количество, количество внезапных выбросов, эндогенных пожаров и других опасных явлений. Применение в таких условиях традиционных технологических схем подготовки и отработки выработок, которые примыкают, и по соединению их с очистительным забоем, что существовали на малой глубине при использовании врубовых машин и широкозахватных комбайнов, снижает эффективность прогрессивной технологии, средств комплексной механизации, ухудшает показатели работы шахт.

В последние годы для снижения влияния отмеченных недостатков уделяют большое внимание усовершенствованию технологии на участках выемок и подготовительных забоях – важнейшие производственных звеньях шахты. Например, для эффективной борьбы с газовыделением разработана прямоточна схема проветривания, для улучшения охраны подготовительных выработок и сокращения расходов угля в целиках был осуществлен широкий переход на подготовку без них и отработку участков выемок, в прогрессивных технологических схемах выемки слоев лучше взаимоувязаны вопросы по рациональному ведению очистительных и подготовительных работ. Рядом с этим ведутся конструкторские изыски по модернизации, комплексной механизации, повышению надежности техники в подготовительных и очистительных забоях, на подземном транспорте и т.д.

Однако рассмотрение и реализация отдельных, локальных, хотя и очень важных конструктивных, технологических решений, позволяет ограниченно приспосабливать элементы технологии к худшей среде.

1. ХАРАКТЕРИСТИКА ПЛАСТА И УСЛОВИЙ ЕГО ЗАЛЕГАНИЯ

Горно-геологические условия для проектирования системы разработки следующие:

- мощность пласта – 1,6м;

- непосредственная кровля – песчаный сланец m=3, σ_сж=40кПа;

- основная кровля – глинистый сланец m=8,5, σ_сж=30кПа,

- непосредственная почва – песчаный сланец m=6, σ_сж=40кПа;

- основная почва – песчаный сланец m=4, σ_сж=40кПа;

- плотность угля – 1,36 /т;

- опасность пласта – не склонен к самовозгоранию, склонен к внезапным выбросам;

- ожидаемое метановыделение: на участке - 16 /т, из пласта – 7 /т;

- водоприток на участке - 3/ч;

- глубина ведения работ – 300-650 м.

Согласно заданным условиям, рассматривается пласт средней мощности с неустойчивыми боковыми породам. Для проектирования выделен участок шахтного поля, глубина отработки которого составляет 300-650м (рис 1.1).

Судя из плана шахтного поля, пласт в его пределах пологого залегания с относительно выдержанным углом падения в бремсберговой и уклонной частях. Верхней, нижней и правой границами шахтного поля являются искусственные границы: верхняя-изогипсой -300м, нижняя -650м, правая – границей с шахтным полем соседней шахты. Левая граница естественная, обусловлена тектоническими нарушениями.

Определим угол падения пласта в пределах шахтного поля, размеры поля и его участка, обозначенного для проектирования.

Из рисунка 1.1 по расстоянию между изогипсами с учетом масштаба (а) и разности высотных отметок этих изогипс () определим угол падения пласта в пределах поля из выражения

.

Результат расчетов приведены на рисунке 1.1.

Таким образом, угол падения пласта в пределах шахтного поля изменяется от до.

Размеры шахтного поля по простиранию у верхней технической границы 4860м, у нижней технической границы – 3840м, в центре – 3900м.

Размеры шахтного поля по падению на разных участках определяем по формуле:

Размеры ш.п. участка «I-I»:

)= 1853м

Размеры ш.п. участка «II-II»:

)= 1720м

Размеры ш.п. участка «III-III»:

)= 1556м

Площадь шахтного поля равна:

2. ОБОСНОВАНИЕ СПОСОБА ПОДГОТОВКИ ПЛАСТА И ОПРЕДЕЛЕНИЕ ЕГО ПАРАМЕТРОВ

Так как в бремсберговой части шахтного поля, углы падения до 12⁰, мы можем применить погоризонтный способ подготовки шахтного поля. А в уклонной части шахтного поля, можно принять панельный способ подготовки с отработкой лавы по падению.

Для заданного участка «А» наиболее целесообразным является применение погоризонтного способа подготовки, условие применения: пласты с углом падения до 12⁰.

Достоинствами данного способа являются: - простота подготовки и схем проветривания и транспортирования угля;

- небольшой объем подготавливающих выработок и небольшие капитальные затраты на их проведение;

- более короткий период подготовки пластов;

- обеспечивается постоянство длинны лавы;

- возможность отработки пластов с любыми водопритоками при выемке по восстанию;

- при выемке по падению повышается устойчивость забоя от вывалов кусков угля и снижается вероятность возникновения выбросов угля и газа.

Недостатками являются:

- ограниченность области применения по углу падения пласта;

- несколько сложнее проведение и эксплуатация наклонных выемочных выработок.

3. Выбор технически приемлемых вариантов системы разработки

Эффективность применения высокопроизводительных средств механизации очистных работ, а, следовательно, и достижение высоких техников-экономических показателей работы добычных участков во многом зависит от принятой системы разработки, выбор которой предопределяется горно-геологическими и горнотехническими условиями.

Для условий пласта в заданной части шахтного поля, а именно:

Мощность пласта 1,6м, угол падения , глубина ведения работ 300-450м, обводнение пласта до 3/ч, пласт не опасен по пыли, не склонен к самовозгоранию, выбросоопасен, породы кровли – средней устойчивости; газовыделение по участку- 16 /т, из пласта – 7 /т.

Так как в разделе 2 был выбран и обоснован погоризонтный способ подготовки шахтного поля, а также исследуемый пласт не обводнен, то это позволяет применять системы разработки с выемкой лавами по падению [1].

Рассмотрим в данном разделе именно такие системы разработки и выберем предварительно наиболее технологически и экономически выгодную к применению.

Вариант 1: Сплошная система разработки с выемкой одинарными лавами по падению

Достоинства следующие:

1. Быстрый ввод лавы в эксплуатацию;

2. Возможность применения на пластах любой газоносности;

3. Нет необходимости проведения длинных тупиковых выработок;

4. Незначительные первоначальные капитальные затраты;

5. Постоянная длина лавы;

6. Порода от проведения выработок может закладываться в бутовые полосы;

7. Выкладка бутовых полос заметно снизит пучение почвы.

К недостаткам относятся:

1. Очистные и подготовительные работы совмещены во времени, что приводит к организационным “накладкам”;

2. Выработки поддерживаются в данных условиях влияния собственных очистных работ, что приводит к большим затратам по поддержанию и ремонту крепи;

3. Утечки воздуха через выработанное пространство;

4. Необходимы более сложные и трудоемкие мероприятия по охране выработок;

5. Возвраточная схема проветривания;

6. Последовательное проветривание тупиковой выработки и очистного забоя;

7. Сложность проветривать ниши;

8. Усложняется транспорт вспомогательных грузов в подготовительные забои выемочных выработок;

9. Скопление в лаве;

10. Увеличивается доля ручного труда, т.к невозможно механизировать процессы погрузки угля, а также крепление на концевых участках лавы. Необходимо работать в лаве с нишами;

11. Пыль из транспортируемого угля попадает в очистной забой;

12. Выработки повторно не используются;

13. Невозможность доразведки пласта.

Вариант 2: Комбинироваенная система разработки (сплошная со столбовой) с выемкой угля лавой по падению с погашением вентиляционной выработки вслед за лавой.

Её преимущества:

1. Прямоточная схема проветривания;

2. Возможность относительно быстрого ввода в эксплуатацию;

3. Повторное использование выемочного уклона в качестве вентиляционной выработки значительно снижает затраты на проведение вырботок, стоимость и сроки подготовки нового столба;

4. Выемочный бремсберг проводится за лавой и порода от его проведения закладывается в бутовую полосу;

5. Возможность применения на пластах любой газоносности;

6. Нет необходимости проведения длинных тупиковых выработок;

7. Уголь по выемочному бремсбергу транспортируется вниз;

8. Постоянная длина лавы;

9. Малый объем поддержания выработок.

Недостатки этого варианта:

1. Необходимость поддержания одной выработки за лавой, а следовательно, потребность в возведении охранных сооружений;

2. Очистные и подготовительные работы совмещены во времени;

3. Утечки воздуха через выработанное пространство;

4. Последовательное проветривание тупиковой выработки и очистного забоя;

5. Пыль из транспортируемого угля попадает в очистной забой.

Вариант 3: Комбинированная система разработки ( столбовая со сплошной) с выемкой угля лавой по падению с погашением транспортной выработки вслед за лавой.

Её преимущества:

1. Прямоточная схема проветривания;

2. Возможность относительно быстрого ввода в эксплуатацию;

3. Вентиляционный бремсберг проводится за лавой и порода от его проведения закладывается в бутовую полосу;

4. Возможность применения на пластах любой газоносности;

5. Постоянная длина лавы.

Недостатки этого варианта:

1. Необходимость поддержания одной выработки за лавой, а следовательно, потребность в возведении охранных сооружений;

2. Очистные и подготовительные работы совмещены во времени, что приводит к организационным “накладкам”

3. Утечки воздуха через выработанное пространство;

4. Пыль из транспортируемого угля попадает в очистной забой.

Вариант 4: Комбинированная система разработки с прямоточным нисходящим проветриванием и выемкой угля лавой по падению с подсвежением исходящей струи на выработанное пространство.

Ее преимущества:

1. Высокая нагрузка на очистной забой по фактору проветривания;

2. Пыль и газ из транспортируемого угля выносится, минуя лаву на исходящую струю;

3. Воздухоподающий ходок поддерживается в благоприятных условиях (вслед за проходом лавы попадая в зону интенсивного давления погашается);

4. Транспортная выработка поддерживается в системе “массив - массив”, что обеспечивает ее безремонтное поддержание;

5. Повторное использование выемочного уклона в качестве воздухоподающей выработки, что значительно снижает затраты на проведение выработок, стоимость и сроки подготовки нового столба;

6. Очистные и подготовительные работы разнесены во времени;

7. Применение безнишевой выемки снижает затраты ручного труда.

Недостаток этого вариант: необходимость поддержания вентиляционной выработки за лавой в зоне интенсивного сдвижения горных пород, а также потребность в возведении охранных сооружений.

На пластах с повышенной газоносностью и пониженной прочностью вмещающих пород все больше применяются комбинированная и сплошная система разработки. На глубоких горизонтах это обусловлено снижением устойчивости выработок и неизбежностью их погашения за лавой при столбовой системе, а также необходимостью подсвежения исходящей воздушной струи.

Применения сплошной системы разработки, на наш взгляд, нецелесообразно из-за возвратоточной схемы проветривания довольно протяженного участка, а комбинированная система разработки сплошной со столбовой, по нашему мнению , уступает столбовой со сплошной, так как на выбросоопасным пласте необходимо проведение транспортного ходка с опережением лавы, кроме того, очистные и подготовительные работы совмещены во времени пространстве, что также указывает на невозможность применения системы разработки на основе сплошной.

Таким образом, к сравнению примем комбинированные системы разработки (столбовую со сплошной, схема проветривания 1-В) и столбовую со сплошной с подсвежением (схема 3-В) с выемкой одинарной лавой по падению.

Выбор окончательно наиболее рациональной системы разработки может быть возвожен лишь после экономико-математического сравнения сравниваемых вариантов.

Для составления экономико-математических моделей систем разработки необходимо предварительно определить возможные нагрузки на очистные забои при различных системах разработки, а также выбрать средства механизации работ в лаве.

4 ВЫБОР СПОСОБА ВЫЕКИ УГЛЯ В ОЧИСТНОМ ЗАБОЕ

Характеристики механизированных крепей, применение которых возможно в данных горно-геологических условиях приведены в таблице 4.1.

Применение зарубежного оборудования дорогостояще, поэтому из перечня крепей, представленных в таблице 4.1, по нашему мнению, стоит принять крепь 2КДД, так как она в настоящее время широко применяется на угольных шахтах Донбасса и обеспечивает сравнительно высокие нагрузки на лавы, она имеет большой запас по мощности, имеет большее сечение лавы в свету, благодаря двухстоечной конструкции, что позволяет увеличить нагрузку на пласт.

Крепь механизировання 2КДД предназначена для механизации процессов поддержания и управления кровлей в призабойном пространстве лавы при отработке пологопадающих пластов мощностью 1,35-2,4 м.

Крепь 2КДД состоит из однотипных двухстоечных секций, поддерживающе-оградительного типа, основные несущие элементы которых (основание, перекрытия, траверсы), связаны силовым четырехзвенником.

Применение высокопрочных термоупрочненных сталей для изготовления всех силовых элементов металлоконструкции и выбор оптимальных кинематических параметров обеспечивает высокие прочностные характеристики и увеличивает срок службы крепи.

Каждая секция имеет гидравлически управляемые боковые щиты, обеспечивающие полную затяжку кровли, что повышает безопасность труда в рабочем пространстве лавы.

Опережающее прижатие к кровле обеспечивается непосредственно силовыми стойкам. Имеется исполнение секция с автономно упраяемыми консолями.

Секции крепи оснащены гидравлическим механизмом подъема основания. Выполнение рабочих операций осуществляется с помощью модульных распределителей типа РСД клавишного типа “командоаппарат”.

Оригинальное конструктивное решение по расположению гидростоек с рабочим диаметром 220 мм дает высокий показатель по сопротивлению секции в сочетании с высокой приспосабливаемостью к поверхности кровли, и обеспечивает удобство обслуживания и ремонта.

Таблица 4.1 –Техническая характеристика крепи КДД в сравнении с отечественными и зарубежными аналогами

Наименование показателей	Значение для типа крепи
	1КДД	Glinik 055|150-Oz	DBT 70/150	2КДД	3КД90		Glinik 08/22-Oz		КМ500
Тип секции	Щитовая, 2-х стоечная					Щитовая, 4-х стоечная		Щитовая, 2-х стоечная
Вынимаема мощность	0,9-1,6	0,75-1,40	1,0-1,5	1,35-2,4	1,35-2,00		1,0-2,2		1,55-2,50
Удельное сопротивление на 1поддерживаемой площади, кН/	350-505	272-450	490-570	478-533	542-558		336-482		450-570
Сопротивление секции крепи, кН	1990-2930	1460-2430	2690-3130	2660-3080	3149-3241		1605-2250		2460-3180
Удельное сопротивление на конце передней консоли перекрытия, кН/м	316-433	158-264	378	400-440	432-445		88		51
Шаг установки секций, м	1,5
Усилие передвижки, кН: -секции -конвейера	392 230	189 150	297 161	392 230	392 230		339 188		493 288
Габариты секции, мм: -высота (min-max) -ширина -длина	710-1500 1440 4530-4800	550-1500 1450 3830-4290	700-1500 1440 4600	1115-2400 1440 4505-5090	1000-2030 1420 4730		800-2200 1450 4045-4800		1150-2440 1400 4600-5100
Наличие механизма подъема основания	Есть	Нет	Нет	Есть	Есть		Нет		Нет
ММасса секции, кг	8350	7195	7800	8720	7400		8358		9056

Таблица 4.2 – Техническая характеристика комбайна КДК500 в сравнении с отечественными и зарубежными аналогами

Наименование показателей	Значение показателей для типа комбайна
	КДК500	РКУ13	ГШ500	Л500		KGS-345		MP12-2V-2P		Eektra 550
	Украина				Россия		Польша		Чехия		Англия
Производительность, т/мин	8,0-18	4,5-5,2	5,0-11,0	5,0-11,0		4,0-8,0		4,0-8,0		4,0-10
Применяемость по вынимаемой мощности пласта, м	1,35-4,3	1,35-2,6	1,35-2,7	1,5-3,5		1,2-2,7		1,4-3,4		1,3-3,5
Суммарная номинальная мощность электропривода, кВт -в т.ч. привода исполнительного органа	597,5 2*250	200 1*170	564,5 2*250	635 2*230		360 2*150		351,5 2*150		430 2*187
Диаметр исполнительного органа, мм	1120-2200	1250-1600	1120-1600	1400-1800		1250-1500		1400		1100-1800
Номинальная ширина захвата, м	0,63; 0,8	0,63; 0,8	0,63	0,63; 0,8		0,75; 0,8		0,63; 0,8		-
Тип механизма подачи	Электр. Част-регулир. БСП	Гидравл. БСП	Электр. Муфта ЭМ, БСП	Электр. Муфта ЭМ, БСП		Гидравл. БСП		Электр. Част-регулир. БСП		Электр. Част-регулир. БСП
Максимальная скорость подачи, м/мин	20	10,0	8,0	10,0		6,8		11,5		17,75
Максимальное тяговое усилие подачи, м/мин	450 (2*225)	10,0 360 (2*180)	390 (2*195)	420 (2*210)		400 (2*200)		400 (2*200)		360 (2*180)
Длина по осям исполнительных органов, мм	8900	6730	7545	9145		8691		8860		9575
Высота корпуса в зоне крепи, мм	950,1350	950, 1186	950, 1200	1130		930		1120		100
Масса, т	22-25	24,0	22,0	35,0		19,0		25,0		20,0

Конструкция крепей КДД предусматривает работу с современными высокопроизводительными очистными комбайнами РКУ10, РКУ13,ГШ68Б, КДК-500, КДК-700 и скребковыми конвейерами СПЦ163, СПЦ273, СП-301 М, КСД-27.

В составе комплекса стоит принять комбайн КДК-500 (табл 4.2), так как он обеспечивает: рост нагрузки на КМЗ в 3,3 раза (с 1500 до 5000 т/сут); увеличение ресурса в 3 раза; снижение запыленности в 10 раз ( с 500 до 50 мг/). Комбайн предназначен для отработки пластов мощностью 1,35-4,3м, с углами падения до 350 по простиранию и до 100 по падению и восстанию, с сопротивляемостью угля резанию до 360 кН/м, опасных по газу и пыли (табл. 4.2). Допускаются включения в пласт породных прослойков и местные пережимы пласта породой.

Комбайн оснащен бесцепной системой подачи с частотным регулированием скорости подачи и должен применяться в составе механизированных комплексов МКДД, МКД90, МКД90Т, КМ138, КМ700/800, МК85Т, оснащенных забойными конвейерами КСД27, КСД28, СПЦ271, СПЦ273, А26, АЗО с рейкой ЗБСП, СПК, РКД.

Комбайн имеет захват 0,63м и может оснащаться шнеками диаметром 1,12, 1,25, 1,4, 1,6, 1,8, 2, 2,2м с тангенциальными резцами типа РГ501 или РКС2.

В составе комплекса стоит оставить скребковый конвейер КСД27, который предназначен для траспортирования угля из высокопроизводительных (3000-8000 т/сут.) очистных забоев длиной до 300м из пластов мощностью свыше 1,2м и подвигающихся по простиранию с углом падения до , а по падению или восстанию до.

Таблица 4,3 – техническая характеристика скребкового конвейера КСД-27

Наименование показателей	Значение показателей
Производительность максимальная, т/мин	10
Длина конвейера в поставке, м	До 300
Число приводных блоков	2
Расположение приводных блоков	Одностороннее, разностороннее
Номинальная мощность электродвигателей, кВт	2*65/200
Скорость движения тягового органа, м/сек: -Основная (рабочая) -Вспомогательная (маневровая)	1,05 0,35
Число цепей, шт	2
Расположение цепей	Центрально-разнесенные
Тип цепи (калибр, шаг, класс прочности)
Высота боковины рештака, мм	255
Ширина рештака по боковинам, мм	754
Длина рештака, мм	1500

5 РАСЧЕТ СУТОЧНОЙ НАГРУЗКИ НА ЛАВУ И ОПРЕДЕЛЕНИЕ ПАРАМЕТРОВ ОЧИСТНОГО ЗАБОЯ

Определяем максимальную нормативную нагрузку на лаву при принятых средствах механизации очистных работ.

Применение выбранного очистного оборудования для добычи угля экономически целесообразно только в случае, если суточная добыча в очистном забое не меньше нормативной.

Величину нормативной суточной нагрузки на очистной забой при заданных горно-геологических условиях и выбранных средствах механизации очистных работ определим по формуле [2]

(5.1)

Где -норматив нагрузки на очистной забой, т/сут

а – поправка к нормативу нагрузки при изменении длины очистного забоя на 1м; т/сут

– разность длин очистного забоя (принятой и нормативной), м;

–число смен по добыче угля в сутки;

– продолжительность смен, мин;

– поправочный коэффициент, вводимый при использовании двух комбайнов;

– коэффициент, учитывающий срок эксплуатации комплекса, =0,9.

Среднесуточная нагрузка на очистной забой по техническим возможностям комбайна рассчитывается по горной масс [2]

Где – среднесменная нагрузка на очистной забой, т/см;

–число рабочих смен по добыче угля;

–коэффициент уменьшения нагрузки при работе очистного забоя в сложных горно-геологических условиях.

Среднесменная нагрузка на очистной забой при однокомбайновой выемке в лаве и непосредственной кровле не ниже средней устойчивости вне зависимости от организации крепления за комбайном определяется как минимальная из возможных

Где – длительность рабочей смены, мин;

q – средняя производительность комбайна, т/мин;

–сменный коэффициент машинного времени комбайна по выемке угля;

Где – коэффициент готовности очистного забоя по группе последовательных перерывов ( возникающих только при работе комбайна)

–суммарные нормативные затраты времени на неперекрываемые технологические перерывы, приходящиеся на 1 цикл работы комбайны, мин.

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

–нормативные затраты времени на заряжание и взрывание шпуров в нишах и проветривание лавы, мин;

- затраты времени на зачистку лавы при односторонней работе комбайна, мин;

- затраты времени на выемку породного прослойка ( при селективной выемке), мин;

–средняя продолжительность подготовки комбайна к выемке следующей полосы ( длительность концевых операций), мин.

= 57,5+10,2 ln h-28,8 ln m-10,2 ln

= 57,5+10,2 ln h-28,8 ln m-10,2 ln

= 57,5+10,2 ln 8-28,8 ln 1,6-10,2 ln =81,2мин,

=57,5+10,2 ln 8-28,8 ln 6,0-10,2 ln 6,0=102,3 мин

- длительность концевых операций, выполняемых на сопряжении лавы с пройденной в массиве угля выработкой соответственно при отсутствии там ниши, мин;

- длительность концевых операций, выполняемых на сопряжении лавы с повторно используемой выработкой при отсутствии там ниши, мин;

h – мощность пород непосредственной кровли, м;

- длина участка лавы на сопряжении с повторно используемой выработкой, подверженной процессам расслоения и смещения пород кровли, обусловленным наличием этой выработки, м.

Определяется из выражения

–длина участка лавы на сопряжении с пройденной в массиве угля выработкой, подверженного процессам расслоения и смещения пород кровли, обусловленным наличием этой выработки, м.

Где H – глубина заложение выработки, м.

–коэффициент готовности участковой конвейерной линии, начиная с лавного скребкового конвейера и включающей все конвейеры (ленточные и скребковые) на промштреках, просеках, печах, участковых транспортных выработках до первого сборного конвейера, на углепоток поступает из нескольких очистных забоев

–число ленточных конвейеров в участковой транспортной цепи;

–коэффициент готовности очистного забоя по группе параллельных перерывов (возникающих с одинаковой вероятностью, как при работе комбайна, так и при его остановке)

–суммарные нормативные затраты времени на выполнение подготовительно-заключительных операций, мин;

–коэффициент готовности системы электроснабжения;

–коэффициенты готовности сопряжений очистной выработки соответственно с транспортной и вентиляционной выработками

–коэффициент готовности эталонного сопряжения;

–коэффициент увеличения времени простоев очистного забоя при действии i-го фактора, осложняющего поддержание сопряжения;

–коэффициенты готовности очистного забоя по фактору “отказа на сборных транспортных линиях”.

–коэффициенты готовности очистного забоя по фактору “переполнение капитального бункера”.

m – вынимаемая мощность пласта, м;

y – плотность угля в пласте вместе породными прослойками, т/

r – ширина захвата комбайна, м;

–коэффициенты использования захвата;

–коэффициент готовности крепи;

–скорость крепления, м/мин;

–скорость крепления при последовательно схеме передвижки секция, м/мин;

–коэффициент схемы передвижки крепи;

–коэффициент снижения скорости с увеличением угла падения пласта

–коэффициент снижения скорости крепления при недостаточной несущей способности почвы

–коэффициент снижения скорости крепления при недостаточной несущей способности почвы

–коэффициент снижения скорости крепления в зависимости от площади кровли подлежащей затяжке (n) и числа горнорабочих, занятых на креплении

–коэффициент снижения скорости крепления в связи с необходимостью крепления обнаженной кровли из-за вывалов угля верхних пачек пласта вследствие интенсивного отжима

–коэффициент снижения производительности комбайна из-за недостаточного резерва приемной способности участковой конвейерной линии;

–пропускная способность участковой конвейерных линий по маршруту углепотока данного очистного забоя, м/мин;

–пропускная способность участковой конвейерной линии, рассчитанная по производительности конвейеров, т/мин. Принимается равной наименьшей из пропускных способностей каждой отдельно конвейерной установки

=m r

Где – скорость подачи комбайна, м/мин.

Где – коэффициент увеличения скорости подачи комбайна при выемке хрупких и весьма хрупких углей;

–возможная скорость подачи комбайна по мощности привода, м/мин;

–возможная скорость подачи комбайна по допустимому тяговому усилию, м/мин.

Где – соответственно минимальное и максимальное значения вынимаемой мощности пласта для данного типа комбайна, м;

–табличные значения скорости подачи комбайна соответствующие , м/мин.

–возможные скорости подачи комбайна по мощности привода соответственно при , м/мин;

–сопротивляемость угля резанию (кН/см), учетом отжима угля в его призабойной части

Где – сопротивляемость угля резанию в неотжатом массиве, кН/см

–коэффициент отжима угля

–возможная скорость подачи комбайна по допустимому тяговому усилию механизма подачи, м/мин

Где – составляющая силы резания в направлении подачи комбайна, кН;

Где - – составляющие силы резания в направлении подачи комбайна, кН, соответствующие;

– тяговое усилие подающей части комбайна, кН

G – масса комбайна, т;

– угол падения пласта при выемке угля по простиранию, град.

Получим:

.

Следует:

Максимально допустимая по газовому фактору нагрузка на очистную выработку рассчитывается по выражению [3];

Где А – фактическая нагрузка на лаву аналог, т/сут;

– средняя абсолютная метанообильность очистной выработки или выемочного участка,/мин;

–расход воздуха, который может быть использован для разбавления метана, выделявшегося в проектируемою очистную выработку или участок, /мин;

–относительная метанообильность очистной выработки или выемочного участка в зависимости от схемы проветривания, /т;

и определяются в зависимости от схемы проветривания:

При схеме 1-В:

а

При схеме 3-В

а

где ,– среднее метановыделение на выемочном участке и в очистной выработке лавы-аналога,/мин;

–коэффициент, учитывающий утечки воздуха через выработанное пространство в пределах выемочного участка;

Где – вынимаемая мощность пласта с породными прослойками, м;

f – средневзвешенный коэффициент крепости пород на расстоянии от вынимаемого пласта равном 8

–минимальная площадь поперечного сечения призабойного пространства очистной выработки в свету, ;

–коэффициент, учитывающий движение воздуха по части выработанного пространства, непосредственно прилегающий к призабойному;

–максимальный расход воздуха, который можно подать в очистную выработку, /мин;

Где – максимально допустимая ПБ скорость движения воздуха в очистной выработке, м/с;

С – допустимая согласно ПБ концентрация метана в исходящей из очистной выработки вентиляционной струе, %;

–концентрация газа в поступающей на выемочный участок вентиляционной струе, %;

Для схемы 1-В:

При схемен 3-В: :

В обоих случаях ограничивается нагрузка на лаву, необходима дегазация, для схемы 3-В пласта, а для 1-М и выработанного пространства.

Для комбинированной системы разработки примем способ дегазации разрабатываемого пласта, эффективность которой составляет 40%.

Для столбовой к дегазации пласта примем изолированный отвод метана из выработанного пространства, с эффективностью 70%.

Тогда для 3-В

Для 1-В

Где – относительное метановыделение из разрабатываемого пласта,

–относительное метановыделение из смежных пластов и пропластков в выработанное пространство, ;

–коэффициент дегазации пласта;

–коэффициент дегазации источников метановыделения из выработанного пространства.

Для схемы 1-В

При схеме 3-В

Таким образом, при системах разработки нет ограничения по газовому фактору, поэтому принимаем нагрузку на лаву 1100 т/сут.

Количество циклов по выемке угля за сутки определяется из выражения

Уточняем длину лавы

Откуда суточное подвигание лав:

Где r- ширина захвата комбайна, м.

Годовое подвигание очистного забоя составит

Где N – количество рабочих дней в году;

–коэффициент, учитывающий влияние горно-геологических условий на ритмичность работы лавы.