Расчет производительности комбайна

Контрольная работа

Комплексная механизация очистного забоя

 

Таблица 1 – Исходные данные для выполнения расчета

 

№ вари-анта	Комплексы	Показатели
Забойный скребковый конвейер	Механизированное крепление	Комбайн, в составе комплекса	Длина комплекса в поставке, м	Давление на почву, мПа	Мощнос-ть плас-та, м
	2МКД80	СПЦ-162	2КД80	ГШ200В		2,0	1,1-1,5
	2КМТ	СП87ПМ	2МТ	2ГШ68		3,0	1,35-2,0
	2КМ87УМН	СП87ПМ	2М87УМН	1ГШ-68		3,0	1,3-1,95
	2КМ138	СПЦ-271	2М138	2ГШ68		2,5	1,4-2,1
	3МКД90	СПЦ237	3КД90	ГШ500		2,0	1,35-2,0
	2КМК98Д	СП202	2МК98Д	1К101У		3,35	0,95,-1,3
	МК75Б	СУМК75Б	МК75	2ГШ68		0,8	1,6-2,2
	2КМТ-1,5	СПЦ271	2МТ-1,5	РКУ13		2,3	1,35-2,0
	1КМ130	СП301	1М130	КШ3М		2,5	2,0-2,75
	1МКМ	СП301	1МКМ	КШ3М		1,1	1,4-1,75

Конструктивные характеристики механизированных крепей принимаются по их техническим характеристикам табл. 2. При правильном выборе типоразмера крепления должны выполняться следующие условия:

Hmin.k ≤ Hmin.p, Hmax.k ≥ Hmax.p,

где H_min.k и H_max.k – конструктивная минимальная и максимальная высота крепления, м;

H_min.p и H_max.p – допустимая расчетная минимальная и максимальная высота крепления, м.

Hmin.p = Hmin – ∆hз – Θ, Hmax.р = Hmax – ∆hп.

_Θ - запас на разгрузку стойки (рекомендуется 0,04-0,06 м);

H_min и H_max - максимальная и минимальная мощность пласта, м.

 

Таблица 2 – Конструктивные характеристики механизированных крепей

Тип крепи	Hmin.k…Hmax.k, м	Lпк; Lзк, м
2КД80	1,02….1,50	2,415; 3,565
2МТ	1,00…2,00	2,125; 3,325
2М87УМН	1,00…1,95	2,22; 3,32
2М138	1,10…2,10	2,35; 3,70
3КД90	1,12…2,00	2,508; 2,815
2МК98Д	0,72…1,31	1,85; 3,10
МК75	1,35…2,42	2,125; 3,325
2МТ-1,5	1,00…2,00	2,125; 3,325
1М130	1,60…2,75	1,85; 3,25
1МКМ	1,05…1,75	1,78; 2,68

Расстояния от забоя до заднего и переднего ряда стоек определим по формулам:

L_п = L_пк + а,

L_з = L_зк + В_з + а, м,

 

где L_зк и L_пк – конструктивные размеры крепления, м;

а – расстояние до передней кромки перекрытия крепления, которое должно быть не больше 0,3 м;

В_з – ширина захвата выемочной машины комплекса.

Величину опускания кровли определяем, в зависимости от мощности пласта, по формулам:

∆hз = ак·Hmin· Lз, ∆hп = ак·Hmах· Lп.

Окончательно формулы будут иметь вид:

H_min.p = H_min · (1–а_к· L_з),

H_max.р = H_max · (1–а_к· L_п).

где а _к – коэффициент, учитывающий состав и свойства пород, принимаем 0,025.

Условия: H_min.k < H_min.p, H_max.k > H_max.p.

 

Расчет производительности комбайна

Теоретическая производительность комбайна:

 

Q теор = 60· Н ср· В з· V п· γ, т/час,

где Н _ср – средняя расчетная мощность пласта, м;

В _з – ширина исполнительного органа комбайна, м;

V _п – максимально возможная в конкретных условиях скорость подачи комбайна, м/мин.;

γ – крепость угля, т/м³.

Возможная скорость перемещения комбайна V _п, м/мин, в конкретных горно-геологических условиях, рассчитывается по формуле:

 

где P _уст – установленная мощность электродвигателей комбайна принимается по техническим характеристикам выбранного типа комбайна, кВт;

H _w – удельные затраты на выемку угля, кВт·ч/т.Установленная мощность электродвигателя комбайна составит:

Р _уст = к _р· Р, кВт;

к _р =1,0.

Для определения Н _w воспользуемся эмпирической зависимостью:

 

 

где А _р = 240 Н/м – среднее сопротивление пласта резанию в неотжатой зоне очистного забоя;

Н _р – средняя мощность пласта.

Найденные числовые значения подставляем в формулу и получаем результат.

Техническая производительность комбайна будет равна:

 

Qтех = Qтеор · kтех ,

где k_тех – коэффициент технически возможной непрерывной работы комбайна в конкретных условиях эксплуатации,

 

 

Т – время продуктивной работы комбайна по выемке угля, мин/цикл,

; мин /цикл;

L – длина лавы;

Т _во – общие затраты времени на вспомогательные операции, мин,

 

Т во= Т мо+ Т ко+ Т зи+ Т ун,

где Т _мо – затраты времени на протяжении цикла на сопряжении маневровых операций, мин;

Т _мо = L/ ; мин;

Т _ко – время, затрачиваемое на конечные операции, мин, принимаем 30 мин; Т _зи – затраты времени на замену изношенных резцов при известных удельных затратах, мин;

V_м - маневровая скорость комбайна, принимается по техническим характеристикам принятого комбайна,

Т зи= Н р· В з· L · γ · Z · t зи; мин;

где удельный расход резцов – Z = 0,1 шт/т;

t _зи – время на замену одного резца, принимаем 3 мин, для стопорного крепления;

Z – удельный расход резцов, шт/т, для определения удельных расходов рабочего инструмента определяется коэффициент прочности угля f _в по шкале проф. М.М. ПротодЪяконова:

Затраты времени на устранение неисправностей Т_ун, мин, зависящие от технического совершенства и надежности машины, определяются по формуле:

, мин;

где k _г – коэффициент готовности, для комплекса принимаем равным 0,75. Коэффициент технически возможной непрерывной работы комбайна будет равняться:

;

 

Эксплуатационная производительность с учетом всех видов простоев определяется по формуле:

 

Q е= Q теор· k е, т/час;

где k_е – коэффициент машинного времени:

;

Т _эн – время на устранение эксплуатационных неполадок, принимаем 30 мин.Определим расчетную нагрузку на очистной забой:

Q _р = Q _е·(Т _см – t _п.з.)∙ n _см, т/сут;

 

где Т _см= 8 часов – продолжительность смены;

t _п.з.= 0,5 часов – время на выполнение подготовительно-заключительных

операций;

n _см= 2 – число рабочих смен в сутки по добыче угля.

 

СПИСОК ЛИТЕРАТУРЫ

1. Бурчаков А.С., Гринько Н.К., Ковальчук А.Б. Технология подзем­ной разработки пластовых месторождений полезных ископаемых. - 2-е изд. - М.: Недра, 1978. - 536 с.

2. Бурчаков А.С, Гринько Н.К., Дорохов Д.В. Технология подзем­ной разработки пластовых месторождений полезных ископаемых, - 3-е изд. - М.: Недра, 1983. - 487 с.

3. Правила технической эксплуатации угольных и сланцевых шахт. -М.: Недра, 1976. - 303 с.

4. Борисов А.А. и др. Технология подземной разработки пластовых месторождений. - М.: Недра, 1972. - 536 с.

5. Способы вскрытия, подготовки и системы разработки шахтных полей / Под ред. Б.Ф. Братченко. - М.: Недра, 1985. - 494 с.