Автор работы: Пользователь скрыл имя, 18 Февраля 2013 в 15:01, реферат
Одним из направлений улучшения качественных и количественных показателей в угольной промышленности является ускорение научно-технического прогресса и на этой базе повышение производительности труда .
В настоящее время не решены вопросы создания технологии и средств безлюдной выемки угля.
Существующие формы механизации и автоматизации подземного оборудования производства не ликвидируют ручной труд. В связи с этим возникает необходимость поиска новых, радикальных направлений технического прогресса в горной технике.
Введение 3
1 Технология подземных горных работ на шахте "Заполярная" 4
1.1 Общие сведения о шахте "Заполярная" 4
1.2 Характеристика пластов угля и боковых пород 4
1.3 Качество углей 5
1.4 Газоносность пластов 5
1.5 Сведения о вскрывающих выработках 6
1.6 Размеры выемочного поля 7
1.7 Характеристика системы разработки 7
1.8 Технология работ в лаве 8
1.9 Схема проветривания участка 10
1.10 Расчет действующей линии забоев 11
2 Механизация горных работ 14
2.1 Параметры забойного оборудования 15
2.2 Выбор оборудования комплекса механизации очистного забоя 17
2.3 Выбор выемочных машин и механизмов 18
2.4 Расчет параметров работы комбайна 18
3 Шахтный транспорт 25
3.1 Транспортировка угля 25
3.2 Транспортировка материалов и оборудования 26
3.3 Перевозка людей 26
3.4 Расчет ленточного конвейера 27
4 Стационарные установки 35
4.1 Вентиляторные установки 35
4.2 Подъемные установки 38
4.3 Проверочный расчет водоотливной установки 40
5 Рудничный электропривод 47
6 Электроснабжение 54
6.1 Расчет электроснабжения участка на 1140 В 55
7 Автоматизация производственных процессов 62
7.1 Средства автоматизации управления
подъемными машинами 63
8 Охрана труда
9 Совершенствование крепи сопряжения ОКС-IV в условиях шахты.75
10 Список использованных источников 112
Р уст = 185*2 = 370, кВт
Vп.пр = (Руст –А)/В = ((370-32.3)/2925) = 6.9 , м/мин
По усилию подачи
Fп.уст = 0.9*Fmax = 0.9*250 = 225, кН
Vп.т = ((Fп.уст - А¢) /В¢)*60 = ((225-84)/693)*60 = 12, м/мин
По допустимому вылету резца
Vп. lр = hmax y n об m3 = (lp/kс)* n об* m3 , где
Для резцов 3Р1.80 lp = 80 , мм ; m3 = 3; kc = 1.3 – коэф. Износа
Vп. lр = (0.08/1.3)*41*3 = 7.5 , м/мин
По кинематически возможной устойчивости скорости подачи
Vп.кин = Vп.max* K уст = 6*0.9 = 5.4, м/мин
Расчетная скорость принимается по Vп.кин , т.к Vп.кин < Vп. пр < Vп. lр < Vп. т
Ограничения по скорости крепления кровли.
Vп.кр = Vкр.кр*К сх* К упр*К уст , где
Vкр.кр = 5.6 – скорость крепления кровли
К сх = 1 – учитывает схему крепления кровли
К упр = 0.99 – учитывает угол падения пласта
К уст = 0.9 – учитывает обрушаемость кровли
Vп.кр = 5.6*1*0.98*0.9 = 4.9 , м/мин
Ограничения по скорости из-за газообильности пласта.
Qтехн. г = (864*Sn*Vв*d*kв) / (g*kмест *1080), где
Sn = 3.35, м2 – min проходное сечение для воздуха ОКП –70
Vв = 4, м/с – скорость движения струи по лаве
d = 1% - допустимая концентрация метана
kв = 1.3 – зависит от способа управления кровлей
g = 5 м3/т – газообильность
kмест = 0.4 – характеризует естественную дегазацию источников выделения метана в период отсутствия добычных работ.
Q тех. г = (864*3.35*4*1*1.3) / (5*0.4*1080) = 6.9, т/мин
Vп.г = Q / (B*H* g) = 6.9 / (0.63*2.6*1.35) = 3, м/мин
Следовательно при выемке угля ограничивающим фактором будет газовыделение. Поэтому при ведении работ ограничивающими будут две скорости. При движении комбайна вверх ограничивающей будет скорость по фактору газовыделения , а при движении комбайна вниз будет ограничивающей скорость по кинематическим возможностям комбайна.
Q = B*H*g*360*Kм*Vп = 0.63*26*1.35*360*0.3*3 = 744, т/ см
Уточняем нагрузку на забой .
Время движения по лаве по выемке угля по скорости ограничения зависящей от газовыделения
Тц1 = L / Vг = 180 /3 = 60, мин
Время движения по лаве по зачистке
Тц2 = L1 / Vп. кин = 180 / 5.4 = 35 , мин
Полное время цикла :
Тц = Тц1 + Тц2 = 60+35 = 95 , мин
С учетом всех концевых операций , времени затраченного на доставку лесоматериалов , передвижку крепей сопряжений и т. д , в смену возможно будет произвести два цикла.
Т = 2Тц = 2*95 = 190, мин
Уточненная производительность
Цикла Qц = L*B*H* g = 180*0.63*2.6*1.35 = 398 , т/ц
Смена Qс = 2Qц = 796, т/ смену
Сутки Q = 3Qc = 6Qц = 2388, т/ сут.
Основным видом транспорта на шахте "Заполярная" является транспорт и локомотивная откатка с шириной колес 900 мм.
В очистных забоях шахты горная масса грузится очистным комбайном на скребковый конвейер, марка которого зависит нагрузки на очистной забой и применяемого комплекса. По пласту "Четвертому" применяют комплексы КМТ комплектующийся конвейером СП-87ПМ, по пласту "Тройному" комплекс ОКП70 с конвейером СУ-ОКП70. На сопряжениях лавы с подготовительной выработкой горная масса перегружается на передвижной скребковый конвейер СП, а затем на ленточный конвейер типа 1А80. В зависимости от угла падения подготовительной выработки могут устанавливаться следующие типы конвейеров: 1Л80 и 2Л80 – для горизонтальных и слабонаклонных выработок с углами наклонной оси от 3 - 6 град 1ЛТ80, 2ЛТ80 - для выработок применяющим к очистным забоям с углами падения от -10 до +10 град. 1ЛБ80, 2ЛБ80 - для бремсбергов, с углами наклона до -16 град.
На шахте "Четвертый"
пласт подрабатывается с
Скиповой подъем перегружает горную массу в отвал, где работает конвейер грузящий горную массу в ЖД- вагоны, в которых горная масса попадает на ЦОФ. Горная масса из лав "Тройного" пласта попадает в выработки "Четвертого" пласта через накопительные бункеры.
В капитальных уклонах
установлены ленточные
Узким местом в транспортной цепи шахты является смена одного вида транспорта на другой, т.е перегруз с конвейерного транспорта на локомотивный. В данный момент эта проблема на шахте решается. Для этого пройден конвейерный квершлаг, до которого будет пройден диагональный конвейерный уклон, который пройдет перед первым и вторым блоком.
Доставка материалов и оборудования осуществляется на специальных платформах, в вагонах с глубоким кузовом ВГ - 3.3 по клетевому стволу. От ствола по главным откаточным выработкам до капитальных рельсовых уклонов оборудованных подъемными машинами типа БМ.
Транспортирование вагонеток и спецплатформ по участковым выработкам осуществляется при помощи лебедок ЛВД-34, ЛВ-25. По слабонаклонным и горизонтальным выработкам дорогами ДКНЛ, к местам ведения горных работ.
Спуск и подъем людей по клетевому стволу осуществляется грузолюдскими клетями. По откаточным магистральным выработкам в людских вагонетках ВПГ-18.
По наклонным выработкам канатнорельсовой дорогой и специально оборудованными лентами.
3.3.1 Выбор типового ленточного конвейера.
Типовой ленточный конвейер выбирают в соответствии с исходными данными с учетом его приемной способности и характеристики поступающего на конвейер грузопотока. Приемная способность конвейера является одним из важнейших параметров, характеризующие его эксплуатационные свойства. Она определяется максимальным минутным грузопотоком, который способен принятьт конвейер.
Максимальный минутный грузопоток поступающий из очистного забоя определяется по формуле :
Qmax.min. = B*H*Vn*δ*ψ*γ , где
В = 0.63 , м – ширина захвата комбайна
Н = 2.6 , м – мощность пласта
Vn – скорость подачи комбайна
δ = Vк / (Vк + Vn), где Vк – скорость лавного конвейера
δ = 0.98/(0.98+0.05) = 0.95
γ = 1.35 , т/м3 – плотность угля
ψ = 0.5
Qmax.min = 0.63*2.6*3*0.95*0.8*1.35 = 5.04, т/мин
Т.к насыпная плотность угля составляет 0.85 т/м3, то Qmax.min. = 6 м3/мин
По данному параметру выбираем из типажного ряда конвейер 2Л80 :
- приемная способность (м3 / мин) - 8.4
3.3.2 Проверочный расчет (эксплуатационный).
Расчет производим по
Q э = 60*Qср*kt , где
kt - расчетный коэффициент нагрузки , который зависит от времени загрузки полотна tk и коэф. неравномерности к1
Qср = А см / (60*Тсм*kn), где
Kn – коэф. времени поступления
Kn = tз/ (60*Тсм)+kм
tз = (Lл*N)/(0.85*Vmax.m) =(180*6)/(0.85*5.6) = 227
kn = tз/ (60*6)+0.3 = 227/(60*6)+ kм = 0.93
где Vmax = 5.6, Lл = 180, м
Q ср1 = 796 / (60*6*0.93) = Qсм /(6*N*kn) = 2.3
tk = Lк /( 60Vk) = 1000/(60*2) = 8.3
k1 = Qср/ Qср1 = 5.04/2.3 = 2.12
потаблице 4 kt = 1.88
Qэ = 60*2.3*1.88 = 232 , т/ч
3.3.2. Проверка конвейера по
В = 1.1(Qp / (kn*V*ρ*ψ) +0.05 < Bn
B – расчетная ширина ленты
Q – расчетный часовой грузопоток
kn = 625 – коэф. производительности
V = 2 – паспортная скорость ленты
p = 0.85 – насыпная плотность угля
ψ = 0.95 – коэф. загрузки ленты
В = 1.1 (232/(625*2*0.85*0.95) + 0.05) = 0.58, м
В = 0.58 < Bn = 0.8
3.3.3 Определение линйных масс движущихся частей.
Линейная масса груза
q = Qp / 3.6*V = 232 /3.6*2 = 32, кг/м
линейная масса ленты (таб.6)
q л = 14 кг/м2 * 0.8 м = 11.2 кг/м
q′p = m′p / l′p = 22/1.4 = 15.7 , кг/м
q′′p = = m′′p / l′′p = m′′p /2 l′p = 19/2.8 = 6.8 , кг/м
3.3.4. Определение сопротивлений на порожней и груженой ветвях конвейера.
w = 0.035
Wгр = qL[(q+qл+q¢р)* w cosb +(q+qл) *sin b]
Wп = = qL[(qл +q¢¢р)* w cosb + qл*sin b
В связи с тем , что b = 0°, формулы примут вид :
Wгр = qL[(q+qл+q¢р)* w ] = 10*1000[ 32+11.2+15.7]*0.035 = 20615, Н
Wп = = qL[ 11.2+6.8] w = 10*1000[11.2+6.8]*0.035 = 6300, Н
3.3.5. Определение места расположения конвейерного привода.
Место расположения привода конвейера выбирают с учетом требований правил безопасности и правил технической эксплуатации ленточных конвейеров. При этом необходимо проверить возможность такой установки привода, при которой длина участков конвейерной ленты, испытывающих при работе максимальные натяжения, была бы по возможности наименьшей.
Это условие будет соблюдено, если установить привод в конце ветви с наибольшим сопротивлением движению. В соответствии с этим при работе конвейера по горизонтали или вверх привод всегда устанавливают в конце груженой ветви.
3.3.7. Оперделение натяжений.
Для определения натяжений в ленте используется метод обхода расчетной схемы конвейера по контуру. С этой целью на расчетной схеме обозначаются и нумруются все точки сопряжения прямолинейных и криволинйных участков.
За начальную
точку (точка 1 на рисунке) при обходе
по контуру принимают точку
Sсб = S1 = (kт*F)/ (efα - 1), где
kт = 1.2 - коэф. Запаса сил трения на приводных барабанах
efα = 5.34 (таб 11)
F = qL[ k1 (q+
2qл+q¢р +q¢′р )* w ] = 10*1000[1.08(32+2*11.2+15.7+6.
Sсб = S1 = (1.2*29068)/(5.34-1) = 8037
S2 = S1
S3 = S2 *1.04 = 8359
S4 = S3 + Wп = 8359+6300 = 14695
S5 = S4*1.04 = 15245
S6 = S5 + Wгр = 15245+20615 = 35860
S7 = S6 *1.04 = 37295
S8 = S7
S9 = S8 *1.04 = 38786
S10 = S9
S11 = S10 *1.04 = 40338
S12 = 40338
Полученное расчетное
Sгр. min > (5-8) (q + qл) l′рg = 4838
Sгр. min = 15245 > 4838
3.3.8. Определение усилия на натяжном устройстве.
Усилие на натяжном устройстве (вес натяжного груза) равно сумме натяжений ленты в точках ее набегания и сбегания с натяжного барабана :
Fн = Sнб + Sсб = S 8 +S9 = 37295 + 38786 = 76081
Для резинотканевых лент
Iр = ([m] Smax) / B δр , где
[m] = 9 - допустимый запас прочности лент выбираемый из таб. 12
Smax = 40338 - максимальное статическое натяжение ленты выбираемое из расчета
В = 800 мм - ширина ленты
δр = 150 Н/мм - разрывное усилие ленты
Информация о работе Технология подземных горных работ на шахте