Учитывая физико-механические свойства породы кровли принимаем механическую крепь поддерживающе-оградительного типа. Для сравнения примем три крепи. Данные о крепях сведены в таблицу 3.3.

Таблица 3.3 - Сравнительные технические характеристики крепей

Проведя сравнительную характеристику механизированных крепей, предпочтение отдается крепи М138/2 в связи с ГГУ рассматриваемого участка.

Структурная формула крепи М144 имеет вид (3.4):

,(3.4)

где 1,5 (м) - шаг раздвижки крепи;

- щитовая;

- агрегатная;

- поддерживающе-оградительная;

- исходное положение по заряженной схеме;

- поджимной козырёк;

- щиты удержание забоя от вывалов;

- кустовая секция крепи;

- две стойки в забойном ряду наклонены вперёд;

- две стойки в заднем ряду с наклоном назад;

- выдвижной щит для затяжки кровли;

- оградительная часть шарнирно связана с основанием 4-х звенником (механизм Чебышева).

Следовательно, можно сделать вывод, что механизированная крепь М138/2 для данного участка выбрана правильно.

3.2.1 Основные технические данные механизированной крепи типа М138/2

Конвейер шахтный скребковый «Анжера 30» (А-307ЛР.138 - отдельные узлы) изготовлен по заказу шахты «Северная» и предназначен для доставки угля в составе механизированного комплекса М138/2 с комбайном ЕL-1000. Головной привод представляет собой «Приводную станцию крестовой разгрузки А3070.ПСКР», которая конструктивно включает в себя привод забойного конвейера А-30 (к средней части А-307ЛМ.138) и концевую головку перегружателя ПСП-308-03 (В=1338мм по боковинам). На приводе осуществляется активная боковая разгрузка горной массы с забойного конвейера на перегружатель. Конвейер отвечает требованиям «Правил безопасности в угольных шахтах» к оборудованию очистных забоев шахт, опасным по газу и пыли, в которых допущено применение электрооборудования в исполнении «РВ».

Таблица 3.5 - Основные технические данные конвейера «Анжера-30»

3.3.2 Основные технические данные перегружателя ПСП 308-03

Перегружатель скребковый передвижной ПСП 308 (03) наездного типа с загрузочной станцией предназначен для транспортирования и перегрузки угля с забойного конвейера на ленточный конвейер на участках с высокопроизводительными комплексами по добыче угля, в шахтах опасных по газу и пыли.

Перегружатель предназначен для применения в подземных выработках, в которых «Правилами безопасности в угольных шахтах» допущено применение электрооборудования в исполнении РВ.

Таблица 3.6.- Основные технические данные перегружателя ПСП 308-03

3.4 Выбор механизированной крепи сопряжения

Дробилка применяется для левого забоя лавы со скребковым перегружателем ПСП 308 (03), имеющим ширину рештака по боковинам 732 мм и устанавливается в разрыве рештачного става перегружателя.

Дробилка предназначена для применения в подземных выработках, в которых «Правилами безопасности в угольных шахтах» допущено применение электрооборудования в исполнении РВ.

Дробилка применяется в транспортной цепочке на участках с высокопроизводительными очистными комплексами.

Площадь поперечного сечения выработки, в которой устанавливается дробилка, должна быть не менее 8,2 м².

Ширина выработки в свету не менее - 3,7 м.

Производительность дробилки должна быть большей или равной производительности перегружателя.

Таблица 3.8.- Основные технические характеристики дробилки ДУ 910-02

3.5.2 Основные технические данные ленточных конвейеров: Pioma-1200 и 1Л-120

Ленточный конвейер Pioma-1200 предназначен для транспортирования угля с размером кусков не более 250х250х250мм по горным выработкам.

Ленточный конвейер 1Л-120 предназначен для транспортирования угля с размером кусков не более 500мм (с включениями породы до 300мм) по горным выработкам.

Таблица 3.9.- Основные технические характеристики ленточных конвейеров

3.6 Выбор механизированного комплекса

На основании выбранного оборудования для данных горно-геологических условий принимаем комплекс механизированный КМ138.

4. Расчет скорости подачи по удельным энергозатратам на добычу угля комбайном

Возможная скорость подачи комбайна может быть определена с учетом мощности привода резания и удельных энергозатрат выемки угля [10]:

где устойчивая мощность двигателей приводов резания комбайна, кВт (табл.1.2.); энергоемкость добычи угля комбайном (удельные энергозатраты), кВтч/т; - плотность угля в массиве, ; ширина захвата исполнительного органа (табл.1.2), м; - коэффициент использования ширины захвата: при работе по восстанию =0,93, во всех остальных случаях =1; мощность пласта, м.

Энергоемкость добычи угля комбайном значительно меняется в зависимости от скорости подачи комбайна, состояния резцов и массива угля в призабойной зоне. Поэтому для приближенных расчетов можно значение определить по эмпирической формуле [10]:

где - приведенное значение сопротивляемости пласта резанию, кН/м [12].

Следует иметь в виду, что полученное, таким образом, значение энергоемкости характеризует номинальный режим работы выемочной машины при максимальной скорости её подачи.

5. Определение скорости подачи комбайна по ограничивающим факторам

по условию транспортирования отбитой горной массы:

где- максимальная производительность конвейера, т/мин (см. таблицу 3.5); k -коэффициент запаса производительности, k=1,1-1,2.

по допустимому вылету резцов на исполнительных органах [3]:

где радиальный вылет забойного резца, для современных резцов =0,08, 0,1м; коэффициент вылета резца, принимается равным 1,3-1,6 для радиальных резцов шнековых и барабанных исполнительных органов с горизонтальной осью вращения; 1,2-1,4 -для тангенциальных резцов, режущие кромки которых не вынесены за лопасть шнека; 1,0-1,2 - для тангенциальных резцов, у которых режущие кромки вынесены вперёд за лопасть шнека в направлении скорости резания, а верхняя часть резцедержателя вписывается в борозду развала; скорость вращения исполнительного органа, об/мин, принимается из табл.1.2; число резцов в линии резания, =2, 3, 4.

м/мин;

по кинематически возможной устойчивой скорости подачи:

где максимальная скорость подачи, м/мин, принимаем из табл. 3.1; К_уст коэффициент устойчивости, принимается 0,9.

по скорости крепления:

где V'_кр скорость крепления при последовательной схеме передвижки крепи и устойчивых боковых породах, м/мин, принимается (для крепей III поколения при ручном управлении принимаем 3-3,5 м/мин, при дистанционном электрогидравлическом управлении до 6 м/мин, при автоматическом до 10 м/мин (для крепей IV поколения до 13-15 м/мин); К_сх коэффициент, учитывающий схему передвижки крепи, при последовательной схеме передвижки принимаем К_сх =1, при применении схемы передвижки крепи через одну секцию - К_сх =2; К_уп коэффициент снижения скорости крепления с увеличением угла падения пласта:

- при работе по простиранию:

- при работе по падению пласта:

при

К_уст коэффициент снижения скорости крепления при неустойчивых породах кровли. При неустойчивых породах кровли К_уст = 0,85, в остальных случаях К_уст =1.

Таким образом, для обеспечения рабочей скорости подачи комбайна ЕL-1000 применяем дистанционное электрогидравлическое управление передвижной секцией крепи М138/2. м/мин

К расчету принимается наименьшая скорость подачи:

Принимаем наименьшую скорость подачи по фактору крепления м/мин.

6. Расчет сменного коэффициента машинного времени

Сменный коэффициент машинного времени определяется по формуле (6.1):

,(6.1)

где - коэффициент готовности комбайна, = 0,94;

- затраты времени в течение цикла на несовмещённые маневровые операции (мин), при челноковой схеме работы = 0 мин;

- затраты времени на концевые операции, вычисляемые из формулы (6.2):

(мин),(6.2)

- время зарубки, определяемое по формуле (6.3):

(мин),(6.3)

- длина зарубки (м), = 30 м;

- скорость подачи комбайна при зарубке (м / мин), ? ,

= 25 м / мин;

- время на одно позиционирование шнеков, принимается равным = 0,5 мин;

- число проходов комбайна при зарубке, при челноковой схеме = 3;

= 5,1 мин

- время на передвижку приводной станции конвейера (мин), = 5 мин.

- время ожидания крепления определяется по формуле (6.4):

(мин),(6.4)

где - ширина секции крепи (м), = 1,5 м;

- число отстающих секций, = 3;

- скорость передвижки крепи (м/мин), принимаем равным = 5 м / мин.

= 0,9 мин

- время очистки привода конвейера (мин), = 5 мин;

= 16 мин

- время на замену резцов вычисляется из выражения (6.5):

(мин),(6.5)

где - добыча угля за цикл определяется по формуле (6.6):

(т),(6.6)

- вынимаемая мощность пласта (м), = 2,20 м;

- плотность угля в массиве (т / м), = 1,35 т/м;

- длина лавы (м), = 250 м;

- ширина захвата исполнительного органа (м), = 0,85 м.

=631 т

удельный расход резцов, шт/1000т; для современных резцов типа РШ принимаем 0,45 шт.[6];

- время на замену резца определяется по формуле (6.7):

(мин),(6.7)

где - время на замену резца (мин), = 1 мин;

- время продолжительности подготовительных работ перед заменой резца (мин),

= 2 мин.= 3 мин

? 0,85 мин

, - технологические и организационные перерывы (мин), принимаются равными пяти минутам.

=0,68.

7. Расчёт нагрузки на забой

Расчет нагрузки на забой в конкретных горно-геологических условиях производится на основе определения минутной производительности комбайна с учетом ограничений по скорости, коэффициента машинного времени, а также по фактору проветривания.

7.1. Добыча угля за цикл