методика по выполнению практических занятий

1. При расчете сечения наклонного съезда необходимо учесть тип автосамосвалов и пдм исходя из чего будет меняться сечение выработок в зависимости от производственной мощности предприятия

Комплексы механизации для транспортирования рудной массы на поверхность и сечения выработок.

№ п/п	Автосамосвал		Погрузо-доставочная машина		Сечение выработки, м2.	Длина, мм.	Ширина, мм.	Высота, мм.
	тип	Вместимость кузова, м3	тип	Вместимость ковша, м3
1	Sandvik 417	8	TORO 6	3,5	12,1	7010/86311	2235/2230	2286/2200
2	TH320	10,2	TORO 7	5	13,9	9093/9680	2210/2550	2438/2395
3	Sandvik 30SX	14	TORO 9	7	16,3	9241/10870	2591/2920	2438/2540
4	Sandvik 40	20	TORO 0010	8,6	17,6	10217/11120	2990/3000	2670/2750
5	Sandvik 50	27	TORO 0011	10,7	19	10220/11993	3220/3100	2720/2950
6	TH660	34	TORO 0011	3,5	21,9	10630/11993	3265/3100	3374/2950
7	TH680	48	TORO 0011	5	27	11600/11993	3900/3100	3600/2950

1- Длина, ширина, высота дается сначала для автосамосвалов затем для погрузо-доставочных машин.

№ п/п	Автосамосвал		Погрузо-доставочная машина			Сечение выработки
	тип	грузо-подъемность		тип	грузо-подъемность
1	Sandvik 417	15		TORO 6	6,7		12,1
2	TH320	20		TORO 7	10		13,9
3	Sandvik 30SX	30		TORO 9	14		16,3
4	Sandvik 40	40		TORO 0010	17,2		17,6
5	Sandvik 50	50		TORO 0011	21		19
6	TH660	60		TORO 0011	21		21,9
7	TH680	80		TORO 0011	21		27

Ширина откаточных выработок при транспорте горной массы самоходным оборудованием, в том числе подземными самосвалами, должна приниматься с учетом зазоров между наиболее выступающей частью транспортного средства и стенкой (крепью) выработки или размещенным в выработке оборудованием, составляющих 1,2 м со стороны прохода для людей и 0,5 м – с противоположной стороны. Зазор для прохода людей может быть уменьшен до 1 м в случае устройства ниш через 25 м или пешеходного трапа шириной 0,8 м на высоте 0,3 м.

Для снижения капитальных затрат при проходке и поддержании наклонных съездов принимаем зазоры со стороны прохода людей 1 м и с противоположной стороны 0,5 м

Остальные параметры сечения выработки рассчитываются по следующим формулам:

высота свода h0:

– при бетонной, набрызгбетонной крепи при f = 7–12 и при штанговой и комбинированной крепи при f = 4–9 – по формуле

;

– при набрызгбетонной крепи при f  12 и при штанговой и комбинированной крепи при f  9 – по формуле

;

высота выработки от почвы до верхней точки свода hв – по формуле

hв = h + h0,

где h – высота вертикальной стенки выработки от ее почвы, м;

3) радиус осевой дуги свода R – по формулам:

R = 0,692B (при );

R = 0,905B (при );

4) радиус боковой дуги свода r – по формулам

r = 0,262B (при );

r = 0,173B (при );

5) площадь поперечного сечения выработки в свету Sсв – по формулам

Sсв = B(h1 + 0,26B) (при );

Sсв = B(h1 + 0,196B) (при ),

где h1 – высота вертикальной стенки выработки от балластного слоя.

Расчет часовой производительности для ПДМ производится по формуле О.А. Байконурова., А.Т. Филимонова, С.Г. Калошина:

Q_т.д=60V_кk_н.к. /(t_цk_р),

где V_к – вместимость ковша, м³; k_н.к. – коэффициент наполнения ковша (равен 0,8-1.1);  – плотность руды, т/м³; t_ц – продолжительность цикла, мин; К_р – коэффициент разрыхления.

T_ц=t_н+t_разг+k_д(t_г+t_п),

где t_н - наполнение ковша, мин; t_разг – время разгрузки ковша, мин; k_д – коэффициент неравномерности движения (1,1); t_г – время движения машины с грузом, мин; t_п – время движения порожней машины, мин.

T_н=4,2k_нг/60,

где k_нг – коэффициент, учитывающий выход негабарита (равен 1;1,2;1,3;1,4 при выходе негабарита соответственно 0-5; 5-10; 10-15; 15-20%).

T_разг=3,1 k_м/60,

где k_м= 1,1-1,15 – коэффициент, учитывающий маневры при разгрузке.

T_г=0,06L_д/v_г,

где L_д длина доставки, м; v_г – средняя скорость движения машины с грузом, км/ч.

T_п=0,06L_д/v_п,

где v_г – средняя скорость движения порожней машины, км/ч.

Для определения количества автосамосвалов необходимо произвести расчет сменной производительности.

Эксплуатационная сменная производительность (т) одной транспортной машины (автосамосвала или самоходного вагона):

где Т_см – продолжительность смены, час; V_куз – вместимость кузова, м³; k_з – коэффициент загрузки кузова; γ – удельный вес рудной массы т/м³; k_н – коэффициент неравномерности грузопотока (при отсутствии аккумулирующей емкости k_н =1,5 при наличии – k_н = 1,25, при транспортировании рудной массы из проходческого забоя k_н = 2) k_и = 0,7 – 0,8 – коэффициент использования машины; К_р – коэффициент разрыхления.

Продолжительность одного рейса транспортной машины (мин):

t_р = t_погр + t_дв + t_раз + t_м.р. + t_разм

где t_раз =0,7 – время разгрузки, мин.

При работе машины в комплексе с ковшевым погрузчиком время погрузки (мин):

где k_зк – коэффициент заполнения ковша ПДМ (k_зк = 0,7-0,8); t_ц – время цикла ПДМ, мин; k_ман = 1,2 – коэффициент учитывающий время затраченное на маневры машины в забое; V_к – вместимость ковша ПДМ, м³.

Продолжительность (мин) движения машины в грузовом и порожняковом направлениях

где k_с.х. – коэффициент учитывающий среднеходовую скорость движения принимается в зависимости от длины транспортирования (при L < 0,3 км k_с.х. = 0,6; при L > 0,3 км k_с.х. = 0,75); V_гр – скорость груженого автосамосвала км/час; V_пор - скорость порожнего автосамосвала км/час.

Время на разминовку при работе более одного автосамосвала

t_разм = n_разм t₁

где n_разм – количество разминовок; t₁ = 2 продолжительность ожидания в разминовке, мин.

Количество разминовок в которые будут заезжать автосамосвалы для ожидания можно рассчитать по формуле

n_разм= n_сам-1

Расчетное число транспортных машин применяемых на руднике для выдачи рудной массы на поверхность

n=A_см/Q_см

где А – производственная мощность предприятия, т\смену;

A_см = А/Т_смN

Инвентарное число машин находящихся в ремонте и в резерве рассчитывается по формуле:

n_ин=k_рΣn

где k_p – инвентарный коэффициент, учитывающий число машин в резерве и ремонте, принимаемый в зависимости от режима работы транспорта и категорий транспортных выработок. При двухсменном режиме работ k_p = 1,25 -1,3, при трехсменном — k_p = 1,4-1,5; Σn – общее число однотипных транспортных машин, работающих на всех участках.

После этого производим расчет объемов наклонных и горизонтальных выработок, количество применяемых автосамосвалов, складываем затраты и выбираем наиболее рациональный комплекс механизации и сечение наклонного съезда и подготовительных выработок.

2. При расчете сечения вертикального ствола необходимо произвести расчет емкость скипа или вагонетки исходя из чего, будет выбираться тип применяемых клетей или скипов в вертикальных стволах, и далее производить выбор того или иного сечения.

Определение емкости вагонетки или скипа

Для определения типа и числа скипов, размещаемых в стволе, необходимо знать величину поднимаемого груза, которую определяют в следующей последовательности:

1. Часовая производительность подъема:

, т/ч,

где К_Н = 1,15 ÷ 1,25 – коэффициент неравномерности работы подъема; А_Г – годовая производственная мощность шахты, т/год; N – число рабочих дней в году (можно принимать N = 305); t_П – продолжительность работы подъема в сутки, ч (можно принимать t_П = 18 ч).

2. Максимальная скорость движения гружёного скипа по стволу:

, м/с;

Н = Н_СТ + h_П, м,

где H – высота подъема, м; Н_СТ – глубина ствола шахты, м; h_П – высота приемной площадки над устьем ствола, м.

3. Средняя скорость движения скипа:

V_СР = V_max / 1,4, м/с.

4. Продолжительность движения скипа за один подъём по стволу с учетом ускорения и замедления:

5. Продолжительность одного цикла подъёма:

t_Ц = t_CК + Θ, с,

где Θ – продолжительность паузы на загрузку и разгрузку скипа, клети

Продолжительность паузы на загрузку и разгрузку скипа, клети

Длина клети, м	Пауза, с	Емкость скипа, м3	Пауза, с
2,55	20	4	7
3,1	25	5	8
4,5	30	7	9
6,5	40	9,5	11
-	-	11	12
-	-	15	15
-	-	17	17
-	-	21,5	21

6. Число подъёмов в час:

n_Ч = 3600 / t.

7. Грузоподъёмность скипа:

q_СК = Q_Ч / n_Ч, т.

8. Вместимость скипа:

V_СК = q_СК К_Р / ρ, м³,

где К_Р – коэффициент разрыхления полезного ископаемого или породы; ρ – объёмная масса полезного ископаемого или породы в массиве, т/м³.

По полученному значению q_СК или V_СК принимают ближайший типовой скип и или клеть.

При построении сечения вертикального ствола шахты необходимо учитывать следующие зазоры и расстояния регламентированные ЕПБ:

- при металлической армировке: не менее 150 мм;

- при смешанной и деревянной армировке: не менее 200 мм.

Между встречными движущимися сосудами: не менее 300 мм;

между стенками сосуда и крепью ствола при бетонной крепи: не менее 150 мм;

между двумя движущимися сосудами при отсутствии расстрелов: не менее 200 мм;

между подъемными сосудами и расстрелами, несущими проводник: не менее 150 мм;

между расстрелами и частями сосудов, удаленных от оси проводников на расстоянии до 75 мм, при двустороннем расположении проводников: не менее 40 мм;

между клетью и бетонной крепью: не менее 200 мм.

Конструкция лестничного отделения в целях обеспечения возможности свободного перемещения спасательных команд в респираторах должна удовлетворять следующим условиям:

размеры лазов в полках должны иметь длину не менее 0,7 м, а ширину – не менее 0,6 м;

расстояние от основания лестницы до крепи ствола должно быть не менее 0,6 м;

расстояние между полками должно быть не более 8 м;

лестницы должны быть установлены с наклоном не более 800;

ширина лестницы должна быть не менее 0,4 м, расстояние между ступеньками – не более 0,4 м.

Размеры трубно-кабельных отделений устанавливают в зависимости от числа и диаметра (с фланцами) прокладываемых труб и кабелей с учетом конструкции их подвески, удобного доступа к ним для монтажа, осмотра, ремонта и частичной замены и с соблюдением следующих требований:

кабели слаботочные с рабочим напряжением выше 500 В и ниже прокладываются отдельно;

при прокладке труб и кабелей по одной стороне расстояние между ними должно быть не менее 0,3 м.

Исходя из габаритных размеров применяемого оборудования в вертикальных стволах был, произведет анализ и его распределение по комплексам сечения типовых вертикальных стволов представлены в приложении 2:

- вагонетка – клеть, при клетевом подъеме;

- вагонетка – клеть – скип, при скипо-клетевом подъеме

- скип – при скиповом подъеме.

Распределение оборудования исходя их габаритных размеров вагонеток, скопов и клетей.

№ п/п	Шахтные вагонетки						Шахтные клети			Сечение ствола, м2	Сечение ствола с двумя клетями и скиповым подъемом, м2
	Тип	Объем кузова(м3)/масса вагонетки, т		Длина, мм	Ширина, мм	Высота, мм	Тип	Длина, мм	Ширина, мм
1	Вг	1,2/0,78		1850	1000	1300	11НВ2,0А	2000	1320
							21НВ2,0А	2000	1320
							51НВ2,0А	2000	1320
							61НВ2,0А	2000	1320
2	Вг	1,3/0,61		2100	800	1300	11НВ2,5А	2500	1320
							21НВ2,5А	2500	1320
							31НВ2,5А	2500	1320
							51НВ2,5А	2500	1320
							61НВ2,5А	2500	1320
							61НВ2,55	2500	1026
3	Вг	2,2/1,518		2950	1200	1300	11НВ3,1А; 11НВ3,1РА	3100	1370
							21НВ3,1А; 21НВ3,1РА	3100	1370
							31НВ3,1А	3100	1370
							31НВ3,1РА	3100	1370
							41НВ3,1А; 41НВ3,1РА	3100	1370
							51НВ3,1А	3100	1370
							61НВ3,1А	3100	1370
4	Вг	2,5/1,435 3,3/2,34		2975 3450	1240 1320	1300	21НВ3,6А	3600	1400
							41НВ3,6А; 41НВ3,6РА	3600	1400
5	Вг Вг	4/3,860 4,5/4,20		3850 3950	1320 1350	1600 1550	31НВ4,5А; 31НВ4,5РА	4500	1500
							41НВ4,5А	4500	1500
							61НВ4,5А; 61НВ4,5РА	4500	1500
							71НВ4,5А	4500	1500
	Шахтные скипы						Шахтные клети
6	1СН 4-2		4	1350	1350	7190	11НВ2,5А	2500	1320
7	1СН 5-2		5	1640	1440	7110	31НВ3,1А	3100	1370
8	1СН 7-2		7	1640	1440	9460	31НВ3,1А	3100	1370
9	1СН 9,5-2		9,5	1740	1680	9730	21НВ3,6А	3600	1400
10	2СН 11-2		11	1740	1680	12760	21НВ3,6А	3600	1400
11	3СН 15-2		15	1800	1740	16200	21НВ3,6А	3600	1400
12	3СН 17-2		17	2350	1900	15200	21НВ3,6А	3600	1400
13	2СН 21,5-2		21,5	2350	1900	16220	21НВ3,6А	3600	1400

1- число над чертой сечение ствола с одной клетью – под чертой с двумя.

2- число до черты сечение ствола, а после черты сечение воздухо-подающей части ствола

Как видно из таблицы рад сечений скипо-клетевых стволов равен или меньше сечения клетевых, исходя из чего необходимо произвести расчет целесообразности применения того или иного вертикального ствола.

На данный выбор будут влиять такие показатели как:

- суточная производительность подъема;

- глубина разработки (соответственно глубина ствола);

- стоимость проходки 1 м³ ствола;

- стоимость: используемого в стволе оборудования, подземных бункеров необходимых для загрузки скипов, надшахтных зданий для каждого из подъемов.

Так же необходимо учитывать скорость движения воздуха по стволу она не должна превышать предельно допустимую, если происходит превышение сечение ствола необходимо увеличивать на 0,5 м.

Так же необходимо учесть, что при использовании скипо-клетевого ствола для вентиляции шахты скиповое отделение необходимо отшивать что снизит сечение воздухо-подающей части ствола.

5.3 После выбора сечения вертикального ствола и применяемого в нем оборудования необходимо произвести выбор сечения квершлагов концентрационного горизонта и произвести выбор применяемого в них оборудования.

В шахтах I и II категории по газу или опасных по пыли допускается применение контактных электровозов с двумя токоприемниками для уменьшения искрообразования в выработка провариваемых свежей струей воздуха. Во всех остальных случаях в шахтах опасных по газу и пыли применяются аккумуляторные электровозы

Технические характеристики рудничных электровозов

Тип	Масса, т (сцепной вес кН)	Габариты, мм			Жесткая база, мм	Часовой/длительный режим
		длина	ширина	высота
						сила тяги, кН	сила тока, А			Скорость, км/ч
Контактные
4КР	4 (40)	3120	1300	1515	900	8,8/3,8		58/33	5/8
7КРМ1	7,9 (79)	4600	1350	1500	1200	16,8/4,4		152/90	12,2/20
К10	10,6 (106)	4920		1650		18,5/9,5			11,7/18,4
К14	14 (140)	5210			1700	27/14		204/122	11,2/13,6
Аккумуляторные
АРВ7	7 (70)	4200	1350	1450	1200	9,5/1,5		116/55	7,5/11,4
АРП10	10,4 (104)	5500	1360	1500	1400	12,5/2,6		122/61	7,2/13,8
АРП14	13,4 (134)	5850	1350	1650	1650	18,6/4,6		152/61	9/18

Для каждого типа электровозов необходимо определить число вагонеток в составе. Типы применяемых вагонеток приведены в таблице 5.2.

Число вагонеток в составе определяется по формуле:

где G_П.Г. - расчетная масса прицепной части груженого поезда, т; γ – насыпная плотность транспортируемой рудной массы, т/м³; G₀ – масса вагонетки, т.

Расчетная масса прицепной части груженого поезда рассчитывается по формуле:

где ω_г – основное удельное сопротивление движению груженых вагонеток, Н/кН Р – масса электровоза ,кН; ω_кр – удельное сопротивление на криволинейных участках, Н/кН i- уклон в промилях; φ – коэффициент сцепления электровоза с рельсами,

Основное удельное сопротивление движению груженых вагонеток.

Вместимость кузова вагонетки, м3, не более	Плотность транспортируемой рудной массы, т/м3
	<1,6	1,6-2,5	>2,5
1,6	9	8	7
2,5	8	7	6
4,5	7	6	5

Удельное сопротивление на криволинейных участках

Радиус кривизны пути, м.	12	15	20	25	30
ωкр	10	9	8	7	6

Значения коэффициента сцепления электровоза с рельсами

Состояние поверхности рельсов	Условия движения
	Без подсыпки песка	С подсыпкой песка
Чистые сухие	0,18	0,24
Влажные практически сухие	0,12-0,17	0,17-0,2
Мокрые, покрытые грязью	0,09-0,12	0,12-0,16

После расчета числа вагонеток в составе определяем количество электровозов необходимых ля обеспечения годовой производительности предприятия.

Инвентарное число электровозов

N_н=N_р+N_рез

где N_р – число электровозов необходимых для работы; N_рез – число электровозов находящихся в резерве, принимается из следующих условий

N_р< 6, N_рез=1; N_р от 7 до 12, N_рез=2; N_р> 13, N_рез=3.

Число электровозов необходимых ля работы будет равно:

N_р=n_cм/n_р

где n_cм – число рейсов за смену необходимое для вывоза горной массы при суммарной сменной производительности (Q_см); n_р – число рейсов одного электровоза в смену.

;

,

где t_см – продолжительность смены, ч; k_э –коэффициент учитывающий время подготовки электровоза к эксплуатации (принимается 0,8 для контактных и 0,7 для аккумуляторных); k_н – коэффициент неравномерности поступления груза, равный 1,25 при наличии аккумулирующей емкости и 1,6 при ее отсутствие; t_р – время одного рейс, мин; n_л =1 и n_м =1 – число рейсов на одно крыло соответственно с людьми и вспомогательными материалами.

Время одного рейса рассчитывается по следующей формуле:

t_р=t_г+t_п+θ_ц

где t_г и t_п – время движения груженого и порожнего составов, мин; θ_ц – продолжительность пауз за цикл, включая время загрузки, разгрузки и время на различные задержки мин.

где v_г и v_п – действительные скорости движения соответственно груженого и порожнего составов, км/ч; k_г =0,75и k_п =0,8– коэффициенты, учитывающие снижение скорости в периоды разгона и торможения; L_г и L_п – длина пути соответственно в грузовом и порожняковом направлениях, км.

Продолжительность маневровых операций

Вместимость кузова вагонетки, м3	Время загрузки одной вагонетки под люком, мин	Время разгрузки в опрокидывателе, мин
		одной вагонетки	двух вагонеток
1,2	1,25	0,5	0,67
2,2	1,5	0,58	0,75
4,5	3	0,67	0,83

Таблица продолжительности маневровых операций не учитывает выдачу горной массы на поверхность по вертикальному стволу в вагонетках. Для данных условий, были построены графики зависимости глубины разработки от продолжительности одного цикла при увеличении длины вагонетки будет так же увеличиваться время на ее загрузку и выгрузку, исходя из чего, было получено три графика. Вследствие их аппроксимации были получены зависимости высоты подъема от продолжительности одного цикла подъема в которых Н – высота подъема R² – достоверность аппроксимации.

Зависимости продолжительности одного цикла подъема от его высоты и времени на загрузку и разгрузку клети.

Вместимость кузова вагонетки, м3	Продолжительность одного цикла подъема, сек
1,2; 1,3	θц= 20,051Н0,2973 R2=0,9929
2,2; 2,5; 3,3	θц= 22,417Н0,2857 R2=0,9922
4;4,5	θц= 24,885Н0,275 R2=0,9915

При применении более трех электровозов в работе для равномерного распределения грузопотоков рекомендуется строительство разминовок через каждые 400-600 метров. Сечение выработки в местах разминовок будет увеличено (прил.3.), их длина находится исходя из длины состава:

l_c= l_э+z l_в

где l_э – длина электровоза, м; l_в – длина вагонетки, м.

При построении сечения откаточных выработок при доставке рудной массы до ствола железнодорожным транспортном исходя из ЕПБ Во всех горизонтальных выработках, в которых применяются рельсовые подвижные средства, должны быть обеспечены свободные проходы для людей шириной не менее 0,7 м между стенкой (крепью) выработки, размещенным в выработке оборудованием, трубопроводами и наиболее выступающими частями подвижных средств. Указанная ширина свободных проходов для людей должна быть выдержана на всей протяженности выработок при высоте их над свободными проходами не менее 1,8 м. С противоположной стороны свободных проходов для людей должны быть обеспечены зазоры не менее 0,25 м между стенкой (крепью) выработки и наиболее выступающими частями подвижных средств.

Расстояние между осями рельсовых путей в двухпутевых выработках на всей их протяженности должно быть такое, чтобы зазор между наиболее выступающими частями встречных подвижных средств был не менее 0,2 м. Указанные в настоящем параграфе зазоры должны быть выдержаны также и на закруглениях.

После расчета ряда сечений наклонных съездов, вертикальных стволов и квершлагов необходимо произвести проверку данных сечений по скорость движения воздуха или рассчитать рекомендуемые сечения исходя из скорости движения воздуха.

При применении дизельного самоходного оборудования на очистных и подготовительных работах, транспортировании руды количество воздуха рассчитывается исходя из нормативов подачи воздуха на единицу мощности:

Q_Д = К₀q_нΣN₀/60, м./с ;

где К₀ – коэффициент одновременности работы установок,

К₀=1,0 – при работе одной машины; К₀=0,9 – при работе двух машин; К₀=0,85 – при работе трех и более машин;

q_н – норматив подачи количества воздуха на 1 л.с., q_н=5 м³/мин; ΣN₀ – суммарная мощность двигателей, работающих в шахте, л.с.

При применении оборудования с пневмо- и электроприводом количество воздуха для шахты (рудника) можно определить по суточной добыче:

Q= (q_В А_сут z)/60, м³/с;

где q_В – необходимое количество воздуха на 1 т суточной добычи, м³/мин; принимать для шахт негазовых и 1 категории q_В=1,0 м³/мин;

А_сут – суточная добыча шахты (рудника), т;

z=1,2÷1,5 – коэффициент запаса воздуха;

Скорость вентиляционной струи воздуха определяется

м/с< ,

где - площадь поперечного сечения выработки (ствол, квершлаг), м²;

- коэффициент уменьшения сечения за счет армировки (в стволе), = 0,8.

Соответственно рекомендуемое сечение исходя из скорости движения воздуха можно рассчитать по следующей формуле:

В соответствии ЕПБ в подземных рудниках скорость движения струи воздуха не должна превышать следующих значений:

а) в очистных и подготовительных выработках – 4 м/с;

б) в квершлагах, вентиляционных и главных откаточных штреках, капитальных бремсбергах и уклонах – 8 м/с;

в) в остальных выработках – 6 м/с;

г) в воздушных мостах (кроссингах) и главных вентиляционных штреках – 10 м/с;

д) в стволах, по которым производятся спуск и подъем людей и грузов, – 8 м/с;

е) в стволах, служащих только для подъема и спуска грузов, – 12 м/c;

ж) в стволах, оборудованных подъемными установками, предназначенными для подъема людей в аварийных случаях и осмотра стволов, а также в вентиляционных каналах – 15 м/с;

з) в вентиляционных скважинах и восстающих, не имеющих лестничных отделений, скорость воздушной струи не ограничивается.

Рис. 1. Типовое сечение наклонного съезда.