Кусовой проект (пояснительная записка) - Механизация очистного участка. Кусовой проект (пояснительная записка) - Механизация очистного у. Пояснительная записка курсового проекта, содержит

• Название: Пояснительная записка курсового проекта, содержит
• Анкор: Кусовой проект (пояснительная записка) - Механизация очистного участка
• Дата: 16.03.2022
• Размер: 0.6 Mb.
• Имя файла: Кусовой проект (пояснительная записка) - Механизация очистного у.doc
• Тип: Пояснительная записка; #400051
• страница: 2 из 3

, г;

где Н_к – габаритная высота корпуса комбайна на конвейере от почвы пласта, мм; Н_к = 724 мм;

b₁ – толщина консоли перекрытия секции крепления в зоне прохода выемочной машины под креплением, мм; b₁ = 70 мм

t_к – величина подштыбовки завальной стороны конвейера, мм; t_к = 20 мм;

t₁ – высота породной подушки на консоли перекрытия секции крепления в зоне прохода выемочной машины, мм; t₁ = 10 мм;

h_у – величина свободного пространства для управления комбайном по простиранию, мм; h_у = 35 мм;

h_г – величина свободного пространства для прохода выемочной машины под креплением при изменении гипсометрии по падению пласта, мм; h_г = 60 мм;

h_з – запас свободного пространства для прохода выемочной машины под креплением, мм; принимаю 50 мм [1];

R₁ – расстояние от забоя до наиболее удаленной части корпуса комбайна, м;

R₁= 1,332 м;

= 1,04 м;

Условие m_min = 1,2 м = m_{min. к1} = 1,04 м выполняется
Минимальная мощность пласта m_min.к.2 в метрах, при которой обеспечивается условие работы механизированного крепления комплекса без посадки его секций "на жестко" при вторичных осадках кровли определяется согласно рисунку 1.2 по формуле [1]:


m_min.к2 = , м;

где Н_min – конструктивная высота крепления в составленном положении, мм; Н_min = 720 мм

h_р – запас гидравлической раздвижности стоек на разгрузку крепления от давления, мм. Для пластов, мощностью более 1 м принимается h_р = 50 мм [1];

l₃ – расстояние от забоя до заднего ряда стоек крепления, м;

l₃ = 0,3 + 1,28 + 1,35 = 2,93 м

720 + 50

m_min.к2 =  = 1,02 м.

1000(0,9 - 0,05  3,17)
Условие m_min = 1,2 м  m_{min. к2} = 1,02 м выполняется.
1.6 Проверка принятого типоразмера крепления по действующим нагрузкам
1.6.1 Определение нагрузки на 1м² призабойного пространства:

, кН/м²

где М - мощность непосредственной кровли, м; М = 2,3 м;

_кр – удельный вес пород кровли, Н/м³;

_кр = g , Н/м³ ;

где  - плотность пород кровли, кг/м³;  = 1,9 т/м³ = 1900 кг/м³;

g – ускорение свободного падения, м/с²; g = 9,81 м/с²

_кр = 1900 · 9,81 = 18639 Н/м³

кН/м²
1.6.2 Определение нагрузки на 1м длины посадочного ряда
Усилие на стойки механизированной крепи определяются по формуле [7]:

, кН

где _н – ширина призабойного пространства лавы, м; определяется согласно рисунку 1.2

_н = в_с + В + 0,3, м;

где в_с – длина секций по перекрытию, м; в_с = 1,28 + 1,35 + 0,81 = 3,44 м

В - шаг посадки кровли (шаг передвижки секций), м; В = 0,63 м

_н = 3,44 + 0,63 + 0,3 = 4,37 м.

где _о – размер нависающей консоли блока, м;

, м;

где _в. – предел прочности пород кровли на изгиб, _в. = 5,0 МПа;

м;

где а - шаг установки секций крепления, м; а = 1,5 м;

Р_с – удельное усилие начального распора стоек крепления, кН; Р_с= 20 кН;

кН

Для нормальной и безопасной работы механизированное крепление должно иметь запас несущей способности, при этом должны выполняться условия:

Q_пр  Р_пр ; R_н  Р_кр;

где Р_пр - сопротивление крепления на 1м² поддерживаемой кровли, кН/м²; Р_пр = 560 кН/м²

Р_кр – сопротивление секции крепления, кН; Р_кр = 3800 кН;

Q_пр= 42,9 кН/м²  Р_пр= 560 кН/м²; R_н = 874,7 кН  Р_кр= 3800 кН,

Условия проверки выполняются.

2 ОПРЕДЕЛЕНИЕ ОПТИМАЛЬНОГО РЕЖИМА РАБОТЫ КОМБАЙНА
2.1 Определение скорости подачи комбайна по устойчивой мощности двигателей
Максимальная допустимая скорость подачи комбайна для заданных горно-геологических условий определяется по формуле [5]:

Р_уст

V_п =  , м/мин ;

60 · Н_ω · m_ср · В · ρ
где Р_уст - суммарная устойчивая мощность электродвигателя исполнительного органа комбайна, кВт. Для электродвигателей комбайна с водным охлаждением определяется:

Р_уст.= Р_ном. = 2180 = 360 кВт;

m_ср - средняя мощность пласта, м;

m_max + m_min

m_ср = , м;

2

где m_min , m_max – соответственно минимальная и максимальная мощность пласта, м;

1,2 + 1,3

m_ср =  = 1,25 м

2

В - ширина захвата комбайна, м; В = 0,63 м;

ρ - средняя плотность горной массы, т/м³

ρ_уг · m_уг + ρ_пор · m_пор

ρ =  , т/м³;

m_ср

где ρ _вуг – плотность угля, т/м³; ρ = 1,4 т/м³;

ρ_пор – плотность породного пропластка, т/м³; ρ_пор = 2,0 т/м³;

m_уг – средняя мощность угольного пласта, м;

m_уг = m_ср – m_пор, м;

m_пор – мощность породного пропластка, м; m_пор = 0,2 м;

m_уг = 1,25 - 0,2 = 1,05 м;

1,4 · 1,05 + 2,0 · 0,2

ρ =  = 1,5 т/м³

1,25

где Н_ω- удельные энергозатраты по выемке горной массы, кВтч/т.

0,125

Н_ω = А_р.ср. ( + 0,19);

m_ср

где А _р.ср. - средняя сопротивляемость угля резанию, кн/см;

А _{г. уг} · m_вуг + А_{р пор} · m_пор

А _{р. ср.} = 

m_ср

где А_р.уг , А_р.пор - соответственно, сопротивляемость резанию угля и породного пропластка, кН/см;

2,1 · 1,05 + 3,6 · 0,2

А _{р. ср.} =  = 2,34 кН/см;

1,25

0,125

Н_ω = 2,34 ( + 0,19) = 0,68 кВтч/т;

1,25

360

V_п =  = 7,5 м/мин.

60 · 0,68 · 1,25 · 0,63 · 1,5


2.2 Определение скорости подачи комбайна в зависимости от скорости крепления лавы
Скорость перемещения комбайна не должна превышать скорость крепления лавы, т.е. должно выполняться неравенство:

V_п ≤ V_кр. ;

где V_кр. – скорость крепления, м/мин; определяется по формуле

V_кр. = V_кр.¹ / S_кр

где V_кр.¹ – скорость площади крепления, м²/мин; V_кр.¹ = 4 м²/мин;

S_кр – площадь крепления, м²;

S_кр = В  _в

где: _в - шаг установки секций, м; _в = 1,5 м;

S_кр = 0,63  1,5 = 0,945 м²

V_кр. = 4 / 0,945 = 4,2 м/мин

При последовательной схеме перемещения секций скорость крепления определяется по формуле [3]:

Условие V_п = 7,5 м/мин.  V_кр. = 4,2 м/мин. не выполняется. Скорость крепления сдерживает скорости подачи машины. Принимается скорость подачи комбайна

V_п = V_кр. = 4,2 м/мин.

3 ОПРЕДЕЛЕНИЕ ПРОИЗВОДИТЕЛЬНОСТИ КОМПЛЕКСА
3.1 Определение теоретической производительности комплекса
Теоретическая производительность комплекса определяется по формуле [5]:

Q_т = V_п.. · m_ср· В · ρ; т/мин;

Q_т = V_п. · m_ср · В · ρ = 4,2 · 1,25 · 0,63 · 1,5 = 4,96 т/мин..
3.2 Определение сменной эксплуатационной производительности комплекса
Сменная эксплуатационная производительность комплекса определяется по формуле [5]:

Q_э = 60 ∙ k_м ∙ Q_т ∙ Т_см, т/см;

где k_м – коэффициент машинного времени, которое учитывает потери времени на технические, технологические и организационные простой комбайна, определяется по формуле [5]:

1

k_м = 

1 t_м.о. + t_к.о. + t_з.р. + t_у.о. + t_о

 +  · V_п

k_г L_л

где k_г – коэффициент готовности комбайна. Принимаю К_г = 0,9;

t_м.в – время, необходимое для выполнения маневровых операций. При односторонней схеме работы комбайна

t_м.в =  L_л / 0,85V_м = 200/ 0,85  12 = 19,6 [7];

t_к.в – время необходимое для выполнения конечных операций, мин/цикл; определяется соответственно длине косого заезда.

1,1L_к.з

t_к.в = , мин.;

V_п

где L_к.с – суммарная длина косого заезда, м; L_к.з = 30 м/цикл;

1,1  30

t_к.в =  = 7,9 мин.;

4,2

t_з.р. – время необходимое на замену инструмента, мин; определяется по формуле:

t_з.р = m_ср · В · ρ · (L_­л + L_к.з) · z · t_з.р1, мин.;

где z - удельные затраты резцов, шт/т; принимается в зависимости от крепости угля или сопротивляемости угля резанию, при А _р.ср. = 2,34 кН/см,

А _{р. ср.} 2,34

f =  =  = 1,56

1,5 1,5

принимаю z = 0,11 шт/т [5];

t_з.р1 – время на замену одного резца, мин; принимается в зависимости от способа крепления резцов на исполнительном органе комбайна. Для установки принимаются тангенциальные резцы РГ501, крепление которых выполняется с помощью стопорного кольца. Время на замену одного резца принимаю t_з.р1 = 0,5 минуты.

t_з.р = 1,25 · 0,63 · 1,5 · (200 + 30) · 0,11 · 0,5 = 15 мин

t_у.о – время на устранение отказов комбайна, мин.;

L_л + L_к.з 1 200 + 30 1

t_у.о =  · (  – 1) =  (  – 1) = 6,1 мин

V_п. k_г 4,2 0,9

t_о – суммарное время простоев комбайна по организационно-техническим причинам, не связанным с работой комбайна, мин; принимаю t_о = 20 мин

Т_см – продолжительность смены, час; Т_см = 6 часов.

1

k_м =  = 0,42

1 19,6 + 7,9 + 15 + 6,1 + 20

 +  · 4,2

0,9 200 + 30
Q_э = 60 ∙ 0,42 ∙ 4,96 ∙ 6 = 755,5 т/см

3.3 Проверка производительности комплекса по газовому фактору
Расчет производительности комплекса по газовому фактору производится по формуле [6]:

, т/сут;

где Q_доб.р – расчетная суточная нагрузка на очистительной забой, т/сут; определяется:

Q_сут. = Q_э · n_зм , т/сут;

где n_зм – число смен по добыче угля в сутки n_см = 3;

Q_сут.р = 755,5 · 3 = 2266,5 т/доб;

I_р – средняя абсолютная метанообильность очистной выработки, м³/мин; I_р = 2,7 м³/мин;

с - допустимая концентрация метана в исходящей вентиляционной струе, % ; с = 1%; [2]

с₀ – допустимая концентрация метана в свежей вентиляционной струе, %; с₀ = 0,0% ; [2]

Q_р – максимальный расход воздуха в лаве, м³/мин;

Q_р = Q_оч.мах  k_о.с , м³/мин;

где k_о.з. – коэффициент, который учитывает движение воздуха по части призабойного пространства; принимается k_о.з. = 1,2 [6]

Q_оч.мах – максимальный расход воздуха, который можно подать в очистную виработку, м³/мин; определяется по формуле:

Q_оч.мах = 60  S_оч.min _max , м³/мин;

где _max - максимальная допустимая скорость движения воздуха в лаве, м/с; _max = 4 м/с; [2]

S_оч.min – минимальная площадь сечения призабойного пространства в свету, м²; определяется по формуле:

S_оч.min = к_з · m _min · (в_c1 + 0,3), м²;

где к_з – коэффициент, учитывающий загромождение выработанного пространства. Принимается к_з = 0,9;

m _min – минимальная мощность пласта, м; m_min= 1,2 м;

в_с – длина секций по перекрытию, м; в_с = 3,44 м;

0,3 - расстояние от конца консоли перекрытия до груди забоя, м.

S_оч.min = 0,9 · 1,2 · (3,44 + 0,3) = 4,04 м²

Q_оч.мах = 60  4,04  4 = 969,4 м³/мин;

Q_р = Q_оч.мах  k_о.с= 969,4  1,2 = 1163,3 м³/мин;

= 13686,9 т/сут

По условию Q_max = 13686,9 т/сут  Q_сут = 2266,5 т/сут газовый фактор не сдерживает производительность комплекса.
3.4 Определение суточной нагрузки на лаву
Определение суточной нагрузки на лаву ведется с учетом целого количества циклов по добыче в сутки.

Определяется число циклов в сутки

Q_сут.р 2266,5

n =  =  = 9,6

m_ср· ρ · В · L_л 1,25 · 1,5 · 0,63 · 200
Принимаю целое количество циклов n = 9

Уточняется суточная нагрузка на лаву с учетом целого количества циклов по добыче за сутки

Q_сут = Q_ц  n, т/сут.

где Q_ц – добыча с одного цикла, т/цикл; определяется по формуле:
Q_ц = m_ср· ρ · В · L_л = 1,25 · 1,5 · 0,63 · 200 = 236,3 т/цикл

Q_доб = 236,3  9 = 2126,7 т/сут.

4 ПРОВЕРКА ЗАБОЙНОГО КОНВЕЙЕРА
4.1 Расчет грузопотока из очистного забоя
Средний грузопоток за время поступления|вступу| угля из|із| очистного забоя определяется с учетом|з врахуванням| направления движения тягового органа конвейера и выемочной машины по формулам [8]:

• 
  при прямом ходе выемочной машины (навстречу движения рабочего органа конвейера):