Размещено на http://www.allbest.ru/

1. ВЫБОР СРЕДСТВ МЕХАНИЗАЦИИ ОЧИСТНЫХ РАБОТ

Выбор средств механизации (типа и состава очистного комплекса) рекомендуется производить в результате сопоставления горно-геологических и горно-технических факторов, характеризующих очистной забой (исходные данные выполняемой работы), с технической характеристикой входящих в состав существующих очистных комплексов машин. Кроме перечисленных факторов, следует учитывать дополнительные, определяющие, в частности, технико-экономические и другие показатели работы очистного забоя.

Выбор средств механизации следует начинать с выбора типа базовой машины - очистного комбайна, как определяющего основные показатели работы забоя в целом. Выбор типа комбайна следует выполнять на основе сравнительного

1. Мощность пласта, м 1,3- 1,5.

2. Угол падения пласта, град. - 8.

3. Марка угля - А.

4. Показатель степени хрупкости угля.

5. Сопротивляемость угля резанию, Н/мм - 250.

6. Породы кровли

непосредственная - устойчивая;

основная - труднообрушаемые

7. Породы почвы - П₂ малоустойчивые.

8. Газоносность, м³/т - 12.

9. Водообильность, м³/ч -2.

10. Длина лавы, м - 250.

11. Расположение очистного забоя - выемка по простиранию.

12. Длина выемочного столба, м -1200.

2. ВЫБОР СРЕДСТВ МЕХАНИЗАЦИИ ОЧИСТНЫХ РАБОТ

Выбор очистного комбайна

Факторы сравнения	Исходные данные	Характеристики комбайнов
		РКУ10	1ГШ68
Горно-геологические факторы
Мощность пласта, м	1,3-1,5	1,1-1,93	1,35-2,5
Угол падения пласта, град	8	0 - 35	0 - 35
Сопротивляемость угля резанию, Н/мм	250	до 360	до 300
Хрупкопластические свойства угля	А газовый	любые	любые
Горнотехнические факторы
Длина выемочного столба, м	1200	удовлетворяет
Расположение очистного забоя в пространстве	Выемка по простиранию	удовлетворяет
Длина очистного забоя, м	250	удовлетворяет

В рассматриваемом примере целесообразным является использование комбайна РКУ-10, как обеспечивающего при прочих равных условиях более высокие показатели по безопасности труда.

Комбайн РКУ-10 может работать по челноковой или односторонней схеме выемки с самозарубкой без ниш в правом и левом забоях, оснащён двумя безцепными механизмами подачи с гидровлическим приводом и встроенными механогидравлическими тормозами позволяющими при углах свыше 9⁰ работать без предохранительной лебёдки. Позволяет работать выносным механизмом подачи, что позволяет увеличить в два раза скорость подачи при сниженном в два раза тяговом усилии.

Выбор типа механизированной крепи производится также по результатам сравнительного анализа нескольких возможных к применению вариантов.

Выбор типа механизированной крепи

Факторы сравнения	Исходные данные	Характеристики крепи
		1КДД	1ДТ
Горно-геологические факторы
Мощность пласта, м	1,3- 1,5	1,0 - 1,6	1,1 - 1,8
Угол падения пласта, град	8	До 35	До 35
Характеристика кровли: - непосредственная -основная кровля	устойчивая трудно-обрушамая	коэффициент затяжки кровли 0,9 0,9 сопротивление крепи на 1 м2 поддерживаемой кровли, кН/м2 515 800 сопротивление крепи по посадочному ряду, кН/м 1900 2800
Характеристика почвы	малоустойчивые	давление на почву, МПа 1,5 1,5
Газоносность, м3/т	12	удовлетворяет
Водообильность, м3/ч	2	удовлетворяет
Горнотехнические факторы
Длина выемочного столба, м	1200	> 400	>400
Расположение очистного забоя в пространстве	выемка по простиранию	удовлетворяет
Длина очистного забоя, м	250	удовлетворяет
Дополнительные факторы
Масса секции крепи, кг		9000	8700

Выбранный тип и типоразмер крепи должен быть проверен на вписываемость в рассматриваемый угольный пласт. При этом должны соблюдаться следующие условия:

Для крепи 1ДТ

m_max ? H_max (1 - б_к l_п),

m_min ? H_min (1 - б_к l_з) - И

где m_max, m_min - соответственно максимальная и минимальная высота крепи;

m_max = 1,5 м, m_min=1,3 м.

H_max, H_min - соответственно максимальная и минимальная мощность пласта,

H_max=1,5м, H_min=1,3м.

б_к - коэффициент, учитывающий класс кровли, ); б_к =0,025 м^-1 для среднеобрушаемых кровель (А₂)

l_з, l_п - соответственно расстояния от забоя до задней и передней стоек,

l_з= 3,6м, l_п=2,3м

И = 0,05 м - запас на разгрузку секции крепи.

Для крепи 1ДТ:

1,1? 1,3• (1 - 0,025• 3,6) - 0,05=1,13

По результатам выполненного анализа формулируем соответствующий вывод.

В данном примере предпочтение следует отдать крепи 1ДТ, как позволяющей выполнять работы в забоях с труднообрушаемой основной кровлей.

Крепь механизированная 1ДТ Предназначена для механизации процессов поддержания кровли в призабойном пространстве лавы, управления кровлей полным обрушением, передвижения конвейера на забой при отработке пологих пластов мощностью 1,1-2,5м (2 типоразмера) с труднообрушаемой кровлей в шахтах, опасных по газу и пыли, до сверхкатегорийных включительно в составе комплексов с комбайнами КДК500, ГШ500, РКУ10, РКУ13 и конвейерами КСД27, КСД28, КСД210, СПЦ273, СП301.

Комбайн - РКУ-13; крепь-1ДТ; Конвейер- КСД27.

3. ОПРЕДЕЛЕНИЕ РАЦИОНАЛЬНОГО РЕЖИМА РАБОТЫ ВЫЕМОЧНОГО КОМБАЙНА

Исходные данные для расчёта:

№	Наименование параметров	Обозна-чение	Размер-ность	Значение
1	Сопротивляемость угля резанию	Аp	Н/мм	250
2	Мощность пласта расчетная	Нp	м	1,5
3	Марка угля			А
4	Диаметр исполнительного органа	Dи	м	1,25
5	Ширина захвата	Bз	м	0,63
6	Скорость резания		м/с	2,57
7	Количество резцов на органе		шт.	29
8	Число резцов в одной линии резания	npp	шт.	2
9	Электродвигатель			ЭКВЭ4-200У5 (2шт.)
10	К.п.д. передаточного механизма	з		0,8
11	Схема работы комбайна			челноковая
12	Длина очистного забоя	L	м	250
13	Коэффициент готовности	Кг		0,9
14	Удельный расход резцов	Z	шт/т	29,65·10-3

Скорость резания определяется по выражению , где n_и - 39,4 частота вращения исполнительного органа, об/мин.

=(3.14•39.4•1.25)/60=2,57м/с

Определение рационального режима работы выемочного комбайна

Находим зависимость нагрузки на валу двигателя в функции скорости подачи комбайна.

При использовании упрощенного подхода мощность на валу двигателя при i-й скорости резания исполнительного органа описывается следующим уравнением:

Р = а_i + b V_п ;

где: а_i - условная мощность нагрузки двигателя при V_п =0, кВт;

b - приращение мощности двигателя при увеличении V_п на 1 м/мин, кВт · мин /м.

Значение a_i может быть определено по следующей формуле:

где n_рр ? количество резцов исполнительного органа, одновременно контактирующих с забоем;

з - к.п.д. передаточного механизма -0,8.

Для шнековых исполнительных органов

,

При марке угля А; б=70, в=0,27.

Значение b в формуле энергетической характеристики определяется по следующему выражению:

мин/м

где д ? коэффициент, учитывающий хрупко-пластические свойства угля, для вязких углей д = 0,095.

=0.0025•((2,57•18)/0.8) • (70+0,27•270)=21 кВт.

Р = а_i + b V_п =PS1;

Р = 21+ 61 •2 =143 кВт где V_п =2 м/м;

Р = 21+ 61 •3 =204 кВт; V_п =3 м/м;

Р = 21+ 61 •4 =265 кВт; V_п =4 м/м;

Р = 21+ 61 •4,7 =308 кВт; V_п =4,7 м/м;

Р = 21+ 61 •5 =326 кВт; V_п =5 м/м;

Расчетное определение численных значений осуществляется по выражению

Р_н(S₄)=400кВт

Р_н(S₁)=400 =309,.8кВт

где Р_н(S₁), Р_н(S₄) - номинальная мощность электродвигателя соответственно в режимах S₁ и S₄ при ПВ=60%, ПВ - относительная продолжительность включения электродвигателя, %.

V_п= (Р_н(S₁)-а)/в=(309,8-21)/61=4,7м/мин

В нижнем квадранте номограммы находим зависимости Q_т = f₃ (V_п) и Q_э = f₄ (V_п), где Q_т и Q_э соответственно теоретическая и эксплуатационная производительности комбайна:

Q_т = 60 г Н_р В_з V_п,

Q_т = 60•1,4•1,5•0,63•2= 158,7 т/ч,

Q_т = 60•1,4•1,5•0,63•3=238,1 т/ч,

Q_т = 60•1,4•1,5•0,63•4=317,5 т/ч,

Q_т = 60•1,4•1,5•0,63•4,7=373 т/ч,

Q_т = 60•1,4•1,5•0,63•5=396,9т/ч

Q_э = Q_т К_э,

Здесь К_э - коэффициент непрерывности работы очистного комбайна, определяемый по формуле

г - плотность угля, т/м³; L - длина лавы,300 м; К_г - коэффициент готовности комбайна 0,9; Т_мо, Т_ко, Т_зи, Т_оп - отнесенные к одному циклу затраты времени соответственно на маневровые, концевые, на замену инструмента, а также на организационные и другие причины, не связанные с комбайном, мин.

Значения Т_мо, Т_ко, Т_зи и Т_оп определяются следующим образом:

Т_мо = 0 - при челноковой схеме работы комбайна;

T_зu = Н_р В_з L Z г t_p= 1,5•0,63•300•0,029•1,4•2= 23 мин.

Т_ко = 15 мин;

Т_оп = 25 мин,

где V_{п max} - максимальная скорость подачи комбайна 5 м/мин;

Z - удельный расход режущего инструмента 0,0029 ш/т;

t_p - время на переустановку одного резца 2 мин.

К_э=0,46 при V_п=5 м/мин; Q_э = Q_т К_э5=396,9•0,46=182,5 т/ч,

К_э=0,47 при V_п=4,7 м/мин; Q_э = Q_т К_э4=373•0,47=175,3 т/ч,

К_э=0,51 при V_п=4 м/мин; Q_э = Q_т К_э4=317,5•0,51=161,9 т/ч,

К_э=0,57 при V_п=3 м/мин; Q_э = Q_т К_э3=238,1•0,57=135,7 т/ч,

К_э=0,65 при V_п=2 м/мин; Q_э = Q_т К_э2=158,7•0,65=103,1 т/ч,

В нижнем квадранте приводится зависимость среднечасовой производительности по условию отсутствия перегрева электродвигателя Q_ПВi = f₂(V_п), определяемая графоаналитическим путем для каждой из рассматриваемых скоростей резания:

Q_ПВi = Q_т ПВ/100.

ПВ_д=100*(РS₁|P)²

ПВ_д=(326/309,8)²=1,10;

ПВ_д= (308/309,8)²=0,98;

ПВ_д= (265/309,8)²=0,72;

ПВ_д= (204/309,8)²=0,42;

ПВ_д= (143/309,8)²=0,21.

Ход графического определения Q_ПВi при различных значениях относительной продолжительности включения электродвигателя показан на рис. 2.1.

Для контроля следует произвести построение указанных кривых по следующим аналитическим зависимостям:

Q_ПВi = Q_т при V_п<[P_н(S₁) -б_i] =4,7,

.

Принимаем общую мощность обоих двигателей комбайна РКУ-13.

Q_ПВi при Vп=2=396,9*(309,8/21+61*2)²= 1857,2

Q_ПВi при Vп=3=396,9*(309,8/21+61*3)²= 915,3

Q_ПВi при Vп=3.5=396,9*(309,8/21+61*3.5)²=692,1

Q_ПВi при Vп=4=396,9*(309,8/21+61*4)²=460,4

Q_ПВi при Vп=4,7=396,9*(309,8/21+61*4,7)²=399,6

Q_ПВi при Vп=5=396,9*(309,8/21+61*5)²=358,3

Vп, м/мин	Р, кВт	Qт, т/ч	QПВ	ПВд
2,0	143	158,7	1857,2	0,21
3,0	204	238,1	915,3	0,42
4,0	265	317,5	460,4	0,72
4,7	308	373	399,6	0,98
5	326	396,9	358,3	1,10

Используя полученные данные по нагрузке двигателя и теоретической производительности комбайна, определяются удельные энергозатраты на выемку - W_i, кВтч/т, для каждой из скоростей резания:

- для комбайнов с общим приводом шнеков

W_i = P/Q_т = (б_i + b V_п)/Q_т.

W₁=143/158,7=0,90 кВт/ч;

W₂=204/238,1=0,86 кВт/ч;

W₃=265/317,5=0,84 кВт/ч;

W₄=308/373=0,83 кВт/ч;

W₅=326/396,9=0,82 кВт.

Результаты определения удельных энергозатрат при различных значениях скорости подачи комбайна в виде графиков приводятся в верхнем квадранте.

Результаты вычислений

Vп, м/мин	Р, кВт	Qт, т/ч	Кэ	Qэ, т/ч	W, кВт ч/т
2,0	143	158,7	0,65	103,1	0,90
3,0	204	238,1	0,57	135,7	0,86
4,0	265	317,5	0,51	161,9	0,84
4,7	308	373	0,47	175,3	0,83
5,0	326	396,9	0,46	182,5	0,82

Следующим этапом определения рационального режима работы комбайна является учет вышеприведенных параметров ограничений. Часть из них (V_пmax, Q_конв) находится из технических характеристик комбайна и конвейера.

Целью выявления ограничения скорости подачи V_nк по производительности забойного конвейера является обеспечение его допускаемой загрузки при работе очистного комбайна по условию Q_т ? (0,7…0,8)·Q_конв, где Q_конв - теоретическая производительность конвейера по данным его характеристики-14 т/мин, 840 т/ч.

Q_т ?0.8*840= 672т/ч

Значение скорости V_nк может быть установлено по формуле:

=1,2*0.01*(672/1.4*1,5*0.63)=6,1 м/мин

Целью учета ограничения скорости подачи комбайна значением V_пкр является соблюдение требования по обеспечению допускаемой горно-геологи-ческими условиями площади обнажаемой кровли вслед за работающим комбайном.

Ограничение скорости подачи комбайна по креплению забоя механизированной крепью производится по зависимости:

V_пкр = К L_кр/t_кр,

где К = 0,6 - коэффициент, учитывающий горно-геологические условия;

L_кр - шаг установки секций крепи по длине лавы, 1,5м;

t_кр - норматив времени на переустановку одной секции крепи;

t_кр = 0,3 мин.

Целью определения скорости подачи по вылету режущего инструмента l_р является выполнение требования отсутствия недопустимого контактирования с неразрушенным массивом угля резцедержателей работающего исполнительного органа с учетом его конструктивных особенностей.

V_пкр = 0,8*1,5/0,3=4,0 м/мин

Для наиболее распространенных комбайнов, имеющих шнековые или барабанные исполнительные органы:

,=(39,4*2/100)*8=6,3 м/мин.

где n_и.о - частота вращения исполнительного органа,- 39,4 об/мин;

n_рл - число резцов в одной линии резания-2;

l_р -радиальный вылет резца, - 8см.

Цель определения скорости подачи комбайна по условию Р_у?Р - обеспечить работу комбайна без опрокидов его двигателя. Для определения V_Ру необходимо установить расчетное значение Р_у по зависимости:

Р_у = М_у n_у / 9550,

где М_у - устойчивый момент двигателя, Нм;

n_у - частота вращения ротора двигателя, соответствующая устойчивому моменту, об/мин. В первом приближении принимается равной номинальной частоте вращения.

Устойчивый момент двигателя определяется по зависимости

где М_мф - максимальный вращающий момент электродвигателя в условиях его питания от реальной шахтной сети, Нм. В первом приближении М_мф=0,72М_к. Здесь М_к - максимальный вращающий момент электродвигателя в условиях его питания номинальным напряжением, Нм;

К_упр - коэффициент управления, учитывающий качество управления по поддержанию нагрузки на заданном уровне. Принимается при автоматическом управлении 0,9, а при «ручном» - 0,8;

К_нч=1,1…1,5 - коэффициент, учитывающий отношение амплитуды низкочастотной слагающей максимальной нагрузки и среднему ее значению;

К_вч = 0,3…0,4 - коэффициент, учитывающий отношение амплитуды высокочастотной слагающей нагрузки к максимальному значению низкочастотной составляющей;

К_д - коэффициент выравнивания высокочастотной слагающей нагрузки. К_д = 0,1…0,3 - для однодвигательного привода; К_д = 0,5…0,8 - для двухдвигательного привода исполнительного органа.

;

Ру=2397*1430/9550=359 кВт

V_пу= (P_у-а)/в=(359-21)/61=5,5м/мин

При двухдвигательном приводе) полученное значение устойчивого момента одного двигателя следует умножить на коэффициент 1,9, учитывающий возможное несовпадение механических характеристик двигателей.

Численные значения ограничивающих параметров отражаются на номограмме в (см. рис. 2.1) виде соответствующих линий.

Рациональные значения скорости подачи V_прац и скорости резания V_ррац определяют исходя из условия обеспечения максимальной эксплуатационной производительности (Q_э > max) при минимальных удельных энергозатратах (W> min) с учетом всех рассмотренных ограничений. Так, например, согласно данным рассматриваемого числового примера (см. рис. 2.1), в качестве рациональной принимается скорость подачи V_прац=V_пкр=4,0 м/мин. Выбранный режим работы комбайна следует выделить.

С учетом полученного значения подачи определяется величина сменной эксплуатационной производительности комбайна

Ограничения скорости перемещения:

V_py? 5,5м/мин - по устойчивой мощности электродвигателя.

V_plh? 6,3м/мин - по вылету резца.

V_пкр? 4,0м/мин- по скорости крепления.

V_под? 4,7м/мин - по скорость подачи

V_pконв? 6,1м/мин- по скорости конвеера.

Номограмма для выбранного режима работы комбайна.

комбайн механизация очистной выемочный

В качестве рациональной принимается скорость подачи V_пкр=V_под=4.0 м/мин.

С учетом полученного значения подачи определяется величина сменной эксплуатационной производительности комбайна

,

где Т_см - продолжительность смены, 6 ч;

t_пз = 2(0,15…0,25) - затраты времени на подготовительно-заключительные операции, ч.

ВЫВОД

При расчете средств механизации очистных работ в результате сопоставления горно- геологических и горно-технических факторов, характеризующих очистной забой: Мощность пласта, м - 1,5; Угол падения пласта, град. - 12; Марка угля - Г ; Показатель степени хрупкости угля;

Сопротивляемость угля резанию, Н/мм - 270;

Породы кровли:

Непосредственная - Б2;

Основная - А2.

Породы почвы - П2.

Выбрали очистной комбайн РКУ-13, крепь 1КД, конвейер КСД -27 ;определили скорость подачи V_п =4.0 м/мин, удельные энергозатраты W=0,84 кВт/ч, также определили сменную производительность Q_см=932,919 т/см.

Все расчеты расчеты соответствуют техническим требованиям.

СПИСОК РЕКОМЕНДУЕМОЙ ЛИТЕРАТУРЫ

1. Оборудование очистных забоев угольных шахт / Справочное пособие// В.П. Кондрахин, Н.И. Стадник, Г.В. Петрушкин, Н.М. Лысенко. Донецк: ДонНТУ, 2008. 90 с.

2. КД12.10.040-99. Изделия угольного машиностроения. Комбайны очистные. Методика выбора параметров и расчета сил резания и подачи на исполнительных органах (взамен ОСТ12.44.258-84). Введен с 01.01.2000. Донецк: Минуглепром Украины, 1999. 75 с.

3. Хорин В.Н. Техника для выемки тонких пластов. М.: Недра, 1984. 216 с.

4. Горные машины для подземной добычи угля: Учебное пособие для вузов / Горбатов П.А., Петрушкин Г.В, Лысенко Н.М., Павленко С.П., Косарев В.В. 2-е изд. перераб. и доп. Донецк: Норд Копьютер, 2006. 669 с.

Размещено на Allbest.ru