Технология горного производства и обогащение полезных ископаемых

Кафедра разработки пластовых месторождений

МЕТОДИЧЕСКИЕ УКАЗАНИЯ

к выполнению курсового проекта по дисциплине «Технология горного производства и обогащение полезных ископаемых» для студентов специальностей 6.090200 и 7.090216 «Горное оборудование», 6.092500 и 7.092501 «Автоматизированное управление технологическими процессами и производствами»

Утверждена

на заседании кафедры РПМ

Протокол № 3 от 23.11.2000г.

Рекомендована

на заседании методического

совета

Протокол № 3 от 15.12.2000г.

Алчевск 2001

УДК 622.3.061.(075-8)

Методические указания к выполнению курсового проекта по дисциплине «Технология горного производства и обогащение полезных ископаемых» (для студентов специальности 6.090200, 7.090216 и 6.092500, 7.092501) / Сост. В.П.Денисенко, В.Н.Белозерцев. – Алчевск: ДГМИ. – 2000. - 52 с.

Дана методика расчета некоторых параметров шахты. Приведены основные положения норм технологического проектирования по вопросам вскрытия, подготовки шахтных полей, систем разработки и выбора оптимальных технологических схем очистных работ и средств их механизации. Приведена методика расчета нагрузки на очистной забой. Даны указания по организации работ в лаве.

Составители В.П.Денисенко, доц.

В.Н.Белозерцев, доц.

Ответственный редактор А.Ф. Горовой, проф.

УДК 622.3.061(075-8)

Методичні вказівки до виконання курсового проекту з дисципліни “Технологія гірничного виробництва та збагачення корисних копалин” (для студентів спеціальності 6.0900, 7.090216 та 6.0925400, 7.092501) / Укл. В.П.Денисенко, ВА.М.Білозерцев. – Алчевськ: ДГМІ – 2000. - 52 с.

Надана метода розрахунку деяких параметрів шахти. Приведені основні положення норм технологічного проектування з питаннь розкриття, підготовки шахтного поля, систем розробки вибору оптимальних технологічних схем видобувних робіт та засобів їх механізації. Приведена метода розрахунку навантаження на видобувний забій. Надані вказівки по організації робіт у лаві.

Укладачи В.П.Денисенко, доц.

В.М.Білозерцев, доц.

Відповідальний редактор А.Ф. Горовой, проф.

1 ЦЕЛИ И ЗАДАЧИ КУРСОВОГО ПРОЕКТА

Курсовой проект выполняют на базе теоретических и практических знаний, полученных при изучении дисциплины «Технология горного производства и обогащение полезных ископаемых».

Основная цель курсового проекта – закрепить и углубить полученные знания, научиться технически правильно, с учетом горно-геологических условий решать конкретные инженерные задачи, получить навыки самостоятельной работы с технической и справочной литературой.

При выполнении проекта студент должен продемонстрировать умение владеть накопленной информацией по изученной дисциплине, пользоваться специальной технической и справочной литературой, действующими стандартами и патентными материалами, комплексно оценивать взаимодействие горной среды и производственных процессов, творчески решать поставленные инженерные задачи.

Технические решения необходимо принимать на основании использования новейших достижений горной науки и техники, передового производственного опыта и вопросов техники безопасности.

В курсовом проекте должны быть отражены современные направления в области проектирования горных предприятий.

2. ЗАДАНИЕ НА ПРОЕКТ

Исходные данные, необходимые для выполнения курсового проекта, студенту выдает руководитель курсового проекта.

При выдаче задания руководитель, по желанию студента, выдает задание на проектирование в соответствии с горно-геологическими условиями шахты, на которой он проходил практику, либо в соответствии с условиями других шахт.

В любом случае выдается задание для реальных условий конкретной шахты со следующими исходными данными:

1. Количество пластов ______________________________________

2. Угол падения, град._______________________________________

3. Мощность пластов, м______________________________________

4. Расстояние между пластами, м______________________________

5. Мощность наносов, м_____________________________________

6. Плотность угля, т/м³ ______________________________________

7. Марка угля______________________________________________

8. Коэффициент водообильности______________________________

9. Размеры шахтного поля, м

по простиранию_______________________________________________

по падению___________________________________________________

10. Метанообильность лавы, м³/мин____________________________

При А_р =________ , т/сут

11. Сопротивляемость угля резанию, кН/м______________________

12. Непосредственная кровля: наименование пород_______________;

мощность, м ________________; коэффициент крепости _____________

13. Основная кровля: наименование пород ________________________;

мощность, м________________; коэффициент крепости______________

14. Непосредственная почва: наименование пород__________________;

устойчивость________________; гипсометрия______________________

3 ОГАНИЗАЦИОННЫЕ УКАЗАНИЯ

3.1 Состав и объем курсового проекта

Курсовой проект должен включать следующие разделы: введение; основная часть; характеристика месторождения; запасы шахтного поля; мощность и срок службы шахты; вскрытие шахтного поля; выбор способа подготовки шахтного поля; выбор системы разработки, технология, механизация и организация очистных работ; определение параметров очистного забоя; определение числа очистных забоев и распределение их в шахтном поле; сводка основных технико-экономических показателей; заключение; список используемой литературы, которые должны служить заголовками соответствующих частей в пояснительной записке.

Объем работ по разделам ориентировочно распределяется следующим образом (табл. 3.1).

Таблица 3.1 – Объем курсового проекта

3.2 Защита курсового проекта

Законченный курсовой проект – расчетно-пояснительную записку и чертеж – студент сдает на нормоконтроль руководителю проекта, после чего защищает его перед специальной комиссией, назначенной заведующим кафедрой разработки пластовых месторождений, которая выносит окончательную оценку.

Качество выполнения курсового проекта оценивается комплексно с учетом качественного уровня принятых инженерных решений, содержания расчетно-пояснительной записки, техники выполнения графической части, построения и содержания доклада, правильности ответов на поставленные вопросы, активности участия в процессе защиты проекта, ритмичности работы над проектом и аккуратности его выполнения.

4 ОСНОВНЫЕ ТРЕБОВАНИЯ К ОФОРМЛЕНИЮ КУРСОВОГО ПРОЕКТА

4.1 Требования к оформлению пояснительной записки

Расчетно-пояснительная записка представляется на 25-30 страницах формата А4.

В текстовой части проекта необходимо дать краткое обоснование принятых решений, расчеты и необходимые пояснения к эскизам и чертежам. Пояснительную записку к проекту необходимо оформлять согласно ДСТУ-3008-95 с использованием принятых в горном деле условных обозначений и сокращений. Текст пояснительной записки необходимо сопровождать ссылкой на литературные источники. Описание литературы в списке используемых источников приводить в соответствии с ДСТУ-3008-95. Все расчеты по возможности необходимо сводить в таблицы.

Пояснительную записку следует составлять технически грамотным языком и излагать на одной стороне листа с полями: левое и нижнее – 25 мм, правое – 10 мм, верхнее – 20 мм.

Пояснительная записка должна быть сброшюрована в такой последовательности: титульный лист (прил.1) , оригинал утвержденного задания на проектирование, реферат, содержание с указанием всех номеров разделов, основная часть, заключение, библиографический список, приложение. Текст основной части делится на разделы и подразделы.

Разделы должны иметь порядковую нумерацию в пределах всей работы, обозначенную арабскими цифрами. Подразделы должны иметь нумерацию в пределах каждого раздела. Номер подраздела состоит из номера раздела и подраздела, разделенных точкой.

Иллюстрации в пояснительной записке необходимо выполнять на отдельных листах в масштабе, они должны иметь наименование. Номер иллюстрации помещают ниже поясняющих данных симметрично иллюстрации.

Нумерация формул осуществляется в пределах каждого раздела в круглых скобках.

4.2 Требования к оформлению графической части

Кроме эскизов в тексте, необходимо представить один лист графической части формата А1, на котором в соответствии с требованиями действующих стандартов изображаются:

- схема вскрытия шахтного поля в масштабе 1:5000 или 1:10000;

- схема деления шахтного поля на части в масштабе 1:5000 или 1:1000;

- система разработки в масштабе 1:1000 или 1:5000;

- общий вид лавы с размещением технологического оборудования в масштабе 1:100;

- положение крепи при минимальной и максимальной ширине приза-бойного пространства в масштабе 1:50;

- планограмма организации работ и график выходов рабочих в лаве.

Примерная схема расположения чертежей на листе представлена в прил. 2.

5 МЕТОДИЧЕСКИЕ УКАЗАНИЯ К ВЫПОЛНЕНИЮ РАЗДЕЛОВ КУРСОВОГО ПРОЕКТА

5.1 Введение

Во введении к курсовому проекту должны быть отражены состояние и задачи угольной промышленности по совершенствованию технологии и процессов добычи угля подземным способом, проектированию технологических звеньев шахты.

Для условий конкретной шахты должна быть поставлена цель по проектированию или реконструкции технологической схемы очистных работ.

5.2 Характеристика месторождения

Характеристика месторождения содержит краткое описание района, условий залегания пластов угля: мощность, угол падения, крепость угля, объемный вес, газоносность, свойства боковых пород почвы и кровли, строение пласта. Должны быть указаны расстояния между пластами по нормали и от поверхности до верхней границы шахтного поля, приведены сведения о геологических нарушениях и других факторах, влияющих на выбор способа вскрытия и подготовки шахтного поля, а также средств комплексной механизации.

В разделе необходимо изобразить вертикальный разрез шахтного поля в масштабе 1:10000 (рис. 5.1).

5.3 Запасы шахтного поля

Границы и размеры шахтного поля по падению и простиранию указаны в задании на проектирование. В процессе выполнения курсового проекта необходимо произвести расчет балансовых и промышленных запасов /1/ по тем пластам, которые отнесены к рабочим в соответствии со структурой и последовательностью, представленной на рис. 5.2.

Если шахтное поле имеет сложную конфигурацию, то его необходимо разбивать на отдельные геометрически правильные фигуры, в пределах которых определяются запасы, затем запасы всех фигур суммировать.

Геологические запасы в шахтном поле, тыс. т

Z_геол = S * H * åm * g , (5.1)

где S – размер шахтного поля по простиранию, м;

H – размер шахтного поля по падению, м;

åm - суммарная мощность пластов, м;

g - средняя плотность угля, т/м³.

h_n – мощность наносов, м;

α – угол падения пластов, град.;

m₁, m₂ , m₃ – мощности пластов, м;

h₁ и h₂ – расстояния между пластами, м;

H – размер шахтного поля по падению, м;

S – размер шахтного поля по простиранию, м.

Рисунок 5.1 – Вертикальный разрез шахтного поля

Балансовые запасы шахтного поля равны геологическим за вычетом забалансовых запасов, которые не удовлетворяют кондициям их промышленного использования при современном уровне техники и экономики.

Z_бал= Z_геол - Z_заб (5.2)

Согласно действующим кондициям по мощности и зольности к балансовым необходимо отнести пласты по мощности: угли марок Г, Ж, К, ОС на крутом падении при мощности пластов более 0,45 м, а на пологом падении – более 0,5 м; угли марок А при мощности пластов более 0,6 м – по зольности; угли марок Д, Г при зольности менее 30%, угли марок Т, А – менее 30%, угли марок Ж, ОС, К при зольности менее 40%.

Если в шахтном поле отсутствуют пласты, которые отнесены к забалансовым, то в этом случае необходимо принимать величину балансовых запасов равную геологическим.

Промышленные запасы необходимо определять путем исключения из балансовых запасов проектных потерь, тыс.т.

Z_пром = Z_бал - å Z_п, (5.3)

где åZ_п – проектные потери угля, т.

Проектные потери угля включают в себя потери в целиках и эксплутационные потери, тыс.т

åZ_п = Z_оц + Z_бц + Z_э (5.4)

Потери угля в охранных и барьерных целиках следует рассчитывать согласно правилам охраны сооружений. При отсутствии данных о потерях в целиках их следует ориентировочно принимать равными: на пологих пластах 1% балансовых запасов, а на крутых – 2%.

Z_ц = Z_оц + Z_бц = (0,01 ¸ 0,02) Z_бал (5.5)

Эксплуатационные потери необходимо рассчитывать по формуле

Z_э = ( Z_бал - Z_ц ) k, (5.6)

где k - коэффициент эксплуатационных потерь (при разработке тонких пластов k = 0,05-0,10; при разработке пластов средней мощности и мощных k = = 0,10-0,15);

Z_ц- суммарные потери угля в охранных и барьерных целиках, тыс.т.

Вцелом, количество полезного ископаемого, добываемого из месторождения или шахтного поля, необходимо оценивать коэффициентом извлечения, который показывает, какая часть балансовых запасов выдается на поверхность

Z_пром

С = ¾¾¾ < 1, (5.7)

Z_бал

Величина его зависит от горно-геологических факторов. При ориентировочных расчетах величину коэффициента извлечения следует принимать для пластов: тонких – 0,92-0,90; средней мощности 0,88-0,85; мощных крутых – 0,80-0,75.

5.4 Режим работы, мощность и срок службы шахты

Режим работы шахты по добыче угля необходимо принимать следующим:

- число рабочих дней в году – 300;

- число рабочих смен по добыче угля в сутки – 3, а в особо сложных горно-геологических условиях, где необходимо проводить противовыбросные мероприятия – 2;

- продолжительность рабочей смены на подземных работах – 6 часов;

- продолжительность рабочей смены на поверхности – 8 часов.

Режим работы трудящихся необходимо принимать из расчета пятидневной недели (шахта работает 6 дней в неделю, а рабочие – 5 дней в неделю со скользящим выходом в течение недели).

Проектная мощность шахты должна обосновываться с учетом величины промышленных запасов и рекомендаций, изложенных в работе [2].

Годовую производственную мощность шахты ориентировочно можно принимать по данным таблицы 5.1.

Таблица 5.1 – Значения проектной мощности шахты при различных запасах угля в шахтном поле

Расчетный срок службы необходимо определить как производную величину, лет

T_р = Z_пром / A , (5.9)

где А – принятая из таблицы 5.1 годовая производственная мощность шахты, тыс. т.

При этом следует ориентироваться на сроки службы для шахт, мощностью до 1,8 млн.т в год не менее 50 лет, а при мощности шахт более 1,8 млн.т – не менее 60 лет.

Полный срок службы шахты необходимо устанавливать с учетом времени на развитие и затухание добычи, лет

Т = Т_р + 0,5 t , (5.10)

Фактическое суммарное время на развитие и свертывание добычи в зависимости от годовой производственной мощности угольной шахты ориентировочно можно определить по формуле, лет

t = 2,3 + 1,8 А , (5.11)

где А – млн.т/год.

5.5 Вскрытие шахтного поля

При выборе схемы вскрытия необходимо принимать такие технические решения, которые должны обеспечивать:

высокую концентрацию горных работ с наибольшими реально достигаемыми в данных горно-геологических условиях нагрузками на горизонт, пласт, наклонную выработку и очистной забой;

минимально необходимый объем проводимых и поддерживаемых выработок;

обеспечение своевременной подготовки выбывающей линии очистных забоев;

бесступенчатый и непрерывный транспорт;

строительство шахт в минимальные сроки;

постоянство качества рабочей продукции.

Вопросы вскрытия должны решаться с учетом всех пластов в шахтном поле.

При обосновании рационального способа вскрытия необходимо учитывать количественные значения таких факторов, как размеры шахтного поля по падению и простиранию, угол падения пластов, их количество и расстояние между ними, а также расстояние между поверхностью и верхней границей шахтного поля. Зная пределы возможных значений размеров горизонтов по падению, необходимо определить число горизонтов. Этот дополнительный параметр весьма необходим при решении вопросов о применении одно- или многогоризонтной схемы вскрытия.

Расстояние от верхней границы до поверхности оказывает решающее влияние на выбор способа вскрытия вертикальными или наклонными стволами, а также комбинированного способа.

Угол падения пластов в сочетании с расстоянием между пластами предопределяет тип дополнительной вскрывающей выработки (квершлагов, гезенков).

Для пологих и наклонных пластов в качестве основных рекомендуется применять следующие схемы вскрытия:

вертикальными стволами с капитальными или погоризонтными квершлагами в зависимости от размеров шахтного поля по падению;

наклонными стволами для выдачи угля высокопроизводительными конвейерами и вертикальными стволами для выполнения вспомогательных

операций с капитальным квершлагом, а при большой угленасыщенности месторождения – с этажными квершлагами.

При размерах шахтного поля по простиранию более 8000 м, газоносности пластов более 15 м³/т и мощности шахты свыше 1,8 млн.т необходимо отдавать предпочтение блоковому способу вскрытия с независимым проветриванием каждого блока и транспортом угля по штрекам к центральному стволу.

Для крутонаклонных и крутых пластов – вертикальными стволами с наклонными квершлагами, при этом закладку стволов предусматривать, как правило, в лежачем боку свиты для исключения возможности их подработки и уменьшения потерь угля в охранных целиках под промплощадку.

При вскрытии должно обеспечиваться прямое проветривание. Уклонные работы допускать только при разработке последнего горизонта и длине уклона не более 1200 м.

В районах с гористым рельефом поверхности необходимо предусматривать вскрытие штольнями в сочетании со слепыми вертикальными стволами.

Кроме перечисленных схем вскрытия, необходимо предусматривать любые другие экономически и технически осуществимые схемы вскрытия. Выбранную схему вскрытия необходимо изобразить на листе графической части в масштабе 1:10000 (рис. 5.3).

Глубину ствола определять по формуле, м

H_С = L_Б * sin a + h₃ + h_H , (5.12)

где L_Б - наклонная длина бремсберговой части шахтного поля, м;

h₃ – глубина зумпфа, м. Глубину зумпфа вспомогательного ствола принимать 6-7 м, а главного ствола – 20-40 м;

h_H – мощность наносов или расстояние от земной поверхности до верхней границы шахтного поля, м.

Длину квершлага L_K определять по формуле, м

åh

L_к= ¾¾¾, (5.13)

sin a

где åh – суммарная мощность междупластья, м.

При малых углах падения (a < 8⁰) с целью сокращения длины квершлага его необходимо проводить с углом наклона b, который, исходя из условий применения конвейерного транспорта, не должен превышать 18⁰. Длина наклонного квершлага, м

L_нк = L_к * sin b , (5.14)

где L_к - длина горизонтального квершлага, м.

В случае применения многогоризонтных схем вскрытия аналогичным образом необходимо определять величину углубки ствола и размеры квершлагов.

5.6 Выбор способа подготовки шахтного поля

Выбор и обоснование способа подготовки шахтного поля необходимо осуществлять с учетом горно-геологических и горно-технических факторов: размера шахтного поля по простиранию, угла падения пласта, числа одновременно отрабатываемых пластов, естественной газоносности и наличия геологических нарушений.

Необходимо принимать следующие способы подготовки шахтного поля:

для пластов с углами падения до 10⁰ – погоризонтный способ подготовки с отработкой лавами, подвигаемыми по падению (восстанию);

для пластов с углами падения от 10⁰ до 18⁰ – панельный способ подготовки с отработкой ярусов лавами, подвигаемыми по простиранию;

для крутых и наклонных пластов – этажный способ подготовки с групповыми штреками, проводимыми с главных этажных квершлагов и промежуточными квершлагами.

При пологом и наклонном падении разработку пластов предусматривать, как правило, в бремсберговых полях;

разработку уклонами принимать только для последнего горизонта.

При разработке пластов на больших глубинах с высокой газоносностью и высокими температурами боковых пород предусматривать восходящее проветривание уклонных полей. Наклонную высоту горизонтов принимать 1000-1200 м, а при погоризонтной подготовке до 1500 м.

Размер панели по простиранию L_п принимать 2000-3000 м. Принятые размеры необходимо корректировать исходя из необходимости деления шахтного поля на целое число панелей, а также с учетом крупных геологических нарушений и технических возможностей проветривания подготовительных выработок.

Расчет количества панелей по простиранию производить по формуле

S

N_п = ¾¾ , (5.15)

Lп

где S – размер шахтного поля по простиранию, м;

L_П - размер панели по простиранию, м.

При пологом залегании пластов наклонная высота яруса (этажа),м

Н^в_эт = n_л l + åh_ц + åh_ш , (5.16)

где n_л – число лав в ярусе или этаже, расположенных друг под другом по линии падения;

l - длина лавы, м;

åh_ц – суммарная высота целиков по линии падения, оставляемых в этаже или ярусе над откаточными или под вентиляционными штреками, а также между этажами и под этажами, ярусами и подъярусами, м (при бесцеликовых способах охраны выработок åh_ц = 0);

åh_ш – суммарная ширина штреков и просеков в этаже или ярусе в плоскости пласта, м.

При разработке крутых пластов вертикальную высоту этажа принимать 110-130 м.

Наклонную высоту этажа определять по формуле, м

Н^н_эт= , (5.17)

где a - угол падения пластов, град.

При наличии нескольких рабочих пластов необходимо обосновывать целесообразность их разработки одновременно или последовательно группами.

При этом следует учитывать их сближенность, марки, качество угля, защитное действие пласта и другие факторы. При групповой разработке сближенных, особенно наклонных и крутых пластов, расстояние между промежуточными квершлагами определять расчетом.

Количество одновременно разрабатываемых пластов определять в зависимости от проектной мощности шахты и нагрузки на очистной забой.

При пологом и наклонном залегании пластов следует принимать, как правило, одновременную отработку 2-3 пластов, при крутом залегании – не более 70-75% рабочих пластов, а при наличии 50% пластов, опасных по внезапным выбросам угля и газа, - 60% рабочих пластов от общей мощности пластов в свите.

Для устойчивой работы шахт, разрабатывающих пласты пологого и наклонного падения, как правило, принимать запасы угля в пределах горизонта из расчета обеспечения работы каждого не менее 15лет, а для шахт, разрабатывающих пласты крутого падения, не менее 10 лет.

Выемка отдельных пластов или групп пластов должна быть увязана в пространстве и времени. Как правило, необходимо применять нисходящий порядок отработки пластов, который должен обеспечивать максимальное использование защитного действия горных работ, проведение очистных и подготовительных выработок вне зоны опорного давления от смежных разрабатываемых пластов. Восходящий и смешанный порядок применять лишь при первоочередной отработке защитных пластов.

При разработке свит пластов и этажной подготовке шахтного поля предусматривать группирование пластов с отработкой выемочных полей прямым ходом с откаткой на передние промежуточные квершлаги, пройденные с этажных полевых и групповых штреков.

При панельном и погоризонтном способах подготовки необходимо принимать прямой порядок отработки бремсберговых полей и обратный порядок отработки уклонных полей (от границ шахтного поля к стволам).

В пределах выемочного поля или панели необходимо принимать, как правило, обратный порядок отработки этажей (ярусов).

Следует широко применять проведение групповых выработок для разработки 2-4 угольных пластов. Группирование сближенных пластов применять при расстоянии между пластами по нормали до 40 м. Групповые выработки располагать в лежачем боку пластов и проводить по пласту с устойчивыми боковыми породами.

Выбранную схему подготовки поля необходимо изобразить на листе графической части в масштабе 1:10000 (рис. 5.4 и рис. 5.5)

5.7 Выбор системы разработки

Выбор системы разработки необходимо проводить методом прямого отбора по принципу соответствия ее основным геологическим и горно-техническим условиям залегания пластов в шахтном поле с учетом достигнутых технико-экономических показателей. При этом следует учитывать также и факторы, влияющие на эффективность применения современных средств механизации очистных работ, надежность работы подземного транспорта, величину потерь полезного ископаемого, вопросы охраны труда и окружающей среды, пожарную безопасность [3].

Описать выбранный вариант системы разработки и указать ее основные параметры [4].

В зависимости от горно-геологических условий целесообразно применять для пологих и наклонных пластов мощностью до 3,5 м, а при соответствующей механизации до 4,5 м, при панельной подготовке – длинные столбы по простиранию, при погоризонтной – длинные столбы по восстанию, а на необводненных пластах – по падению; выемку по восстанию пласта мощностью более 1,5 м принимать при наличии соответствующих научных рекомендаций и обоснований.

При разработке тонких и средней мощности пластов следует применять системы разработки без оставления целиков угля и с повторным использованием штреков с охраной их искусственными жесткими полосами из бетонных плит и других материалов. При мощности пласта свыше 2,5 м применять проведение выемочных выработок вприсечку к выработанному пространству.

Для пластов мощностью более 3,5 м предусматривать деление их на наклонные слои с выемкой угля в каждом слое длинными столбами.

Толщину слоев при технологии выемки угля с индивидуальной крепью принимать в пределах 2-2,5 м, а при применении механизированных крепей – до 3,5 м.

Для пластов мощностью более 7 м необходимо применять комбинированную систему разработки в разных вариантах с использованием гибкого перекрытия.

Для условий, в которых применение системы разработки длинными столбами невозможно или экономически не оправдывается, необходимо применять комбинированную или сплошную систему разработки. Сплошную систему разработки, особенно с проведением штреков вслед за лавой, принимать на тонких (до 0,8 м) пластах с углами падения до 15⁰ на глубоких горизонтах, при пучащих вмещающих породах, а также на пластах, опасных по внезапным выбросам угля и газа.

На крутых и крутонаклонных пластах при мощности до 1,5 м принимать отработку этажей длинными столбами по простиранию с откаткой грузов и выводом исходящей струи на передние промежуточные квершлаги.

При мощности пластов от 0,7 до 3,5 м необходимо принимать систему разработки длинными столбами с выемкой по падению с различного рода щитовыми агрегатами.

Выбранный вариант системы разработки изобразить на листе графической части в масштабе 1:5000 (рис. 5.6).

5.8 Технология, механизация и организация очистных работ

Выбор средств комплексной механизации очистных работ следует обосновывать применительно к горно-геологическим условиям одного из разрабатываемых пластов шахтного поля.

При проектировании шахт необходимо предусматривать комплексную механизацию и автоматизацию работ в очистных забоях, наиболее прогрессивные виды оборудования, обеспечивающие высокие технико-экономические показатели, минимальную трудоемкость и максимальную безопасность труда. Выбор средств механизации производить с учетом прогноза развития техники в ближайшие годы.

Оборудование очистного забоя необходимо выбирать в такой последовательности: тип и типоразмер выемочной машины; средства доставки угля по лаве; средства крепления очистного забоя [5].

Тип и типоразмер выемочной машины необходимо выбирать путем сопоставления технических характеристик, приведенных в табл. 5.2, с горно-геологическими условиями. Если при этом окажется, что в условиях проектируемой лавы допустимо применение нескольких видов выемочных машин, то окончательное решение следует принимать руководствуясь данными табл. 5.3

Выбрав тип выемочной машины, определить ширину захвата ее исполнительного органа. Для узкозахватных комбайнов ширину захвата следует принимать 0,63 м для пластов мощностью 1,2 – 2,5 м; 0,8 м для пластов мощностью менее 1,2 м; 0,4 м – при неустойчивой непосредственной кровле или при выемке крепких углей и антрацитов для улучшения их сортности.

Для стругов ширину полосы, вынимаемой за цикл, принимать в пределах 0,8 – 1,2 м.

Таблица 5.2 – Техническая характеристика выемочных машин

Таблица 5.3 – Условия рационального применения выемочных машин

Примечание: “+” целесообразно применение;

“-“ нецелесообразно применение.

Тип забойного конвейера необходимо выбирать по табл. 5.4, учитывая при этом вынимаемую мощность пласта, угол его падения, тип принятой выемочной машины.

Таблица 5.4 – Характеристика забойных конвейеров и комбайнов

При выборе средств крепления очистного забоя необходимо выбрать способ управления кровлей, а также категорию кровли по обрушаемости и устойчивости.

На основании исходных данных изобразить стратиграфическую колонку (рис. 5.7) в масштабе 1:100, используя классификацию ДонУГИ, выбрать способ управления кровлей и средства крепления [6].

В качестве основного способа управления кровлей при всех системах разработки на пластах пологого падения применять полное обрушение кровли, а на пластах наклонного и крутого падения – полное обрушение, плавное опускание, частичную или полную закладку.

Управление кровлей частичной или полной закладкой выработанного пространства применять в случаях, когда это необходимо для безопасного ведения горных работ, охраны поверхности или по экономическим соображениям.

Тип механизированной крепи выбирать по табл. 5.5 с учетом горно-геологических условий: мощности пласта, угла падения, типа выемочной машины и забойного конвейера [7]. При этом следует учитывать, что применение механизированных крепей нерационально при неустойчивой кровле; непереходимых геологических нарушениях; длине выемочного поля менее 800 м; водопритоке в лаву более 10 м³/ч, а также при наличии труднообрушаемой кровли, если в лаве не предусмотрено разупрочнение пород или использование крепей с повышенным сопротивлением.

В длинных очистных забоях рекомендуется применять следующее наиболее эффективное оборудование:

на пластах пологого падения – комплексы оборудования с узкозахватными комбайнами или струговыми установками, безразборными передвижными забойными конвейерами и механизированными гидрофицированными крепями со средствами гидроавтоматического управления;

на пластах наклонного и крутого падения – комплексы оборудования с узкозахватными комбайнами или струговыми установками и механизированными гидрофицированными крепями, а при необходимости и с оборудованием для закладки; комплексы оборудования, состоящие из щитовой крепи и выемочно-доставочных машин при выемке полосами по падению.

Таблица 5.5 – Техническая характеристика механизированных комплексов

В сложных горно-геологических условиях, когда применение механизированных крепей неэффективно, необходимо применять комплексы оборудования с узкозахватными комбайнами или струговыми установками, безразборными передвижными скребковыми конвейерами, гидропередвижчиками и индивидуальной металлической крепью – забойными и посадочными стойками (преимущественно гидравлическими с внешним питанием) и шарнирными верхняками.

Выемку тонких пластов в сложных горно-геологических условиях следует предусматривать с помощью бурошнековых машин без крепления очистного забоя и присутствия людей, а на крутых пластах – комплексами КМД-72.

После выбора основного оборудования в лаве необходимо выбрать вспомогательное оборудование. При выемке пласта по простиранию с углами падения 9⁰ и более и работе комбайна с рамы конвейера следует применять предохранительный канат с поддерживающей лебедкой ЛГКН.

При выемке угля узкозахватными комбайнами различают две принципиальные схемы: челноковую и односторонюю. Выбирая одну из них, необходимо руководствоваться следующими соображениями:

челноковая схема не рациональная при значительном отжиме угля, погрузка которого на конвейер при данной схеме недостаточно эффективна;

односторонняя схема не рекомендуется при залегании в непосредственной кровле неустойчивых пород, наличии ложной кровли, а также при добыче энергетических углей, для которых нежелательно переизмельчение в процессе погрузки.

В тех случаях, когда конструкция исполнительного органа применяемых выемочных машин обеспечивает самозарубку, использовать безнишевую технологию, предусматривающую самозарубку комбайнов: фронтальную или по способу “косой заезд”.

Фронтальную самозарубку применять при расположении исполнительных органов по обоим концам копруса и снабжении их исполнительных органов

торцевыми буровыми резцами. Для остальных узкозахватных комбайнов следует применять самозарубку в пласт “косыми заездами”. При этом челноковую схему выемки следует применять для комбайнов с двухсторонними исполнительными органами, а одностороннюю – при любом их расположении.

Для сокращения размеров ниш необходимо применять двухкомбайновую выемку. В таком случае комбайны должны быть повернуты исполнительным органом в сторону соответствующих концевых участков лав.

Применение различных схем самозарубки комбайнов сопровождать выносом приводов конвейеров на штреки. При этом ширина штреков должна составлять 4-5 м.

Для выемки ниш предусматривать нишенарезные комбайны. Ширину ниш принимать не менее двухкратной ширины захвата исполнительного органа комбайна.

Предусматривать крепление сопряжений лавы со штреком механизированными крепями (рис. 5.8)

5.9 Определение параметров очистного забоя

Длину лавы необходимо устанавливать исходя из условий полного использования имеющегося в лаве оборудования, нормального проветривания забоя, а при разработке запасов на больших глубинах следует также учитывать и температурный фактор.

Длину лав, оборудованных механизированными комплексами, определять по конструктивным параметрам из табл. 5.5 /8/.

Нагрузку на комплексно-механизированный забой, оборудо-ванный узкозахватным комбайном, определять по формуле 5.18, т/сут

n[T – (T_пз + T_п+T_о)] * K_н * L_р * r * m * g *C

А = ¾¾¾¾¾¾¾¾¾¾¾¾¾¾¾¾¾¾¾¾ , (5.18)

L_м (1/n_р + 1/n_m + t_Б ) + t

где n – число смен по добыче, в сутки

T – длительность смены, мин, (360 мин при шестичасовой смене);

Т_пз – время на подготовительно-заключительные операции в смену, мин, (15-20 мин);

Т_п – суммарное время учитываемых технологических перерывов организационно-технических простоев в смену, мин (10-15 мин);

Т_о – время на отдых, мин, (15 мин в смену);

К_н – коэффициент надежности механизированного комплекса и средств транспорта на выемочном участке (формула 5.19);

L – длина лавы, м;

r – ширина захвата исполнительного органа выемочной машины, м;

m – вынимаемая мощность пласта, м;

g - средняя плотность угля, т/м³;

С – коэффициент извлечения угля в лаве (0,98);

L_м – длина машинной части лавы (без учета суммарной длины верхней и нижней ниш, равной примерно 10 м, при самозарубывающихся комбайнах ниши отсутствуют), м;

n_р - рабочая скорость подачи комбайна, м/мин (табл. 5.6);

n_м – маневровая скорость подачи комбайна при зачистке лавы, м/мин (при работе комбайна по челноковой схеме это слагаемое не учитывается – оно равно нулю (табл. 5.6);

t_В – время на вспомогательные операции, отнесенные к 1 м длины машинной части лавы, мин (0,1 мин);

t – продолжительность концевых операций для подготовки лавы к следующему циклу, мин (15-20 мин).

Коэффициент надежности механизированного комплекса по техническим отказам определять по формуле

1

К_н = ¾¾¾¾¾¾¾¾¾¾¾¾¾¾¾¾¾¾¾¾¾¾¾¾, (5.19)

1 + (1/К_к – 1) + (1/К_кр – 1) + (1/К_кл –1) + (1/К_п – 1) + n_к(1/К_лк –1)

где К_к – коэффициент готовности комбайна (0,94);

К_кр – коэффициент готовности механизированной крепи (0,93);

К_кл – коэффициент готовности конвейера лавы (0,94);

К_п – коэффициент готовности сопряжения с перегружателем (0,94);

n_к – число конвейеров на транспортной выработке;

К_лк – коэффициент готовности ленточного конвейера на транспортной выработке (0,97).

Рабочую скорость подачи комбайна принимать с учетом фактической сопротивляемости угля резанию по таблице 5.6.

С учетом наличия зоны отжима фактический показатель сопротивляемости угля резанию определять по формуле /8/, кН/м

А_ф = `A*k_отж , (5.20)

где k_отж – коэффициент отжима угля в призабойной зоне пласта

r – 0,1

k_отж = 0,48 + ¾¾¾¾, (5.21)

r + m_в

где r – ширина захвата, м;

m_в – вынимаемая мощность пласта, м.

Если коэффициент отжима при расчете получится больше единицы, то его принимать k_отж = 1.

Таблица 5.6 – Значения рабочих и маневровых скоростей подачи для различных типов комбайнов

Рабочую скорость подачи комбайна необходимо скорректировать со скоростью передвижения механизированной крепи с учетом состояния пород кровли и почвы пласта, м/мин

n_кр = n_расч * К_пл , (5.22)

где n_кр – средняя скорость передвижения крепи, м/мин;

n_расч – расчетная скорость передвижения крепи, принимать по данным табл. 5.7, м/мин;

К_пл – коэффициент, учитывающий уменьшение скорости передвижения крепи в зависимости от состояния почвы и кровли пласта.

Таблица 5.7 – Техническая характеристика крепи

Скорость подачи комбайна и средняя скорость передвижения крепи, полученная по формуле (5.22), сопоставляется и принимается наименьшее значение для определения нагрузки на лаву.

Полученную величину нагрузки на очистной забой необходимо проверить по фактору проветривания /9/.

Максимально допустимую нагрузку на очистной забой по газовому (метановому) фактору необходимо определять по формуле (5.23), т/сут

А_max = Аp * I_p^-1,67[Q_p( C – C_o)/194]^1,93, (5.23)

где I_р и А_р – абсолютная метанообильность (м³/мин) и нагрузка на лаву (т/сут) при которой была определена метанообильность (задана в исходных данных);

С – допустимая по ПБ концентрация метана в исходящей струе воздуха, С = 1,0%;

С_о – концентрация метана в поступающей струе воздуха, С_о=0,05%;

Q_p – максимальный расход воздуха в лаве, м³/мин.

Q_р = Q_max * k_оз = 60 * S_оч.min * n_max * k_оз , (5.24)

где S_оч.min – минимальная площадь поперечного сечения призабойного пространства лавы, м², принимать по таблице 5.7;

k_оз – коэффициент, учитывающий движение воздуха по части выработанного пространства, принимать k_оз = 1,25;

n_max – максимально допустимая по ПБ скорость движения воздуха по лаве, n_max = 4,0 м/с.

Если А_max получится меньше чем принятая нагрузка, то необходимо предусмотреть снижение абсолютной метанообильности лавы (I_р) с помощью искусственной дегазации, м³/мин

I¢_р = I_р * k_дег , (5.25)

где k_дег – коэффициент искусственной дегазации, изменяется от 0,4 до 0,8.

Значение коэффициента дегазации необходимо принимать в зависимости от условий разработки пласта в соответствии с рекомендациями, изложенными в /10/.

По формуле (5.23) рассчитывать максимальную нагрузку по газовому фактору (А_max) с учетом дегазации, для чего в формулу (5.23) вместо I_р подставить I¢_р .

При этом должно соблюдаться условие А>А_max .

Прогрессивность принятых решений оценивать сравнением полученных результатов с нормативной нагрузкой /Приложение 3/.

Установленную нормативную нагрузку (А_н) в данных условиях сравнивать с принятой (А).

При А > А_н окончательно принять А_н.

При А < А_н принять А.

Зная суточную добычу, определить месячную и годовую нагрузку, а также суточное, месячное и годовое подвигание лавы с учетом ее длины.

Нормативы нагрузки на очистной забой определены с учетом вынимаемой мощности пласта, устойчивости непосредственной кровли, прочности почвы, сопротивляемости угля резанию, длины очистного забоя, типа крепи очистного забоя и выемочной машины.

При разработке нормативов угли приняты хрупкие, режим работы – трехсменный, по шесть часов в смену, плотность угля в массиве 1,3 т/м³, залегание пластов – горизонтальное при отсутствии осложняющих ведение горных работ горно-геологических факторов (геологические нарушения, сложная гипсометрия и др.).

В конкретных условиях, если хотя бы один фактор отличается от принятых при составлении таблиц нормативов нагрузки на очистной забой, А_н, т/сут, определяется по формуле

n_см T_см g

А_н = (А_о +а * Dl_оз) * ¾¾¾¾¾ * ¾¾ * К , (5.26)

1080 1,3

где А_о – норматив нагрузки на очистной забой. При отличии вынимаемой мощности от значений, приведенных в таблицах, определяется по интерполяционной формуле

m – m₁

А₀ = А₁ + ¾¾¾¾ * (А₂ – А₁), (5.27)

m₂ –m₁

где m₁,m₂ – соответственно ближайшее меньшее и большее табличные значения вынимаемой мощности пласта, м;

А₁,А₂ – табличные значения нормативных нагрузок, т/сут;

а - поправка к нормативу, нагрузки при изменении длины очистного забоя на 1 м; принимается в зависимости от средств механизации, угла падения пласта и состояния непосредственной кровли. Если длина очистного забоя больше указанной в таблицах, поправка принимается со знаком плюс, если меньше – со знаком минус. Если длина очистного забоя превышает предельное значение, указанное в таблицах для соответствующих условий, норматив нагрузки определяется исходя из предельных значений длины забоя;

Dl_оз – разность рассчитываемой и указанной в табл.3.1-3.15 длины очистного забоя, м;

n_см – число смен по добыче в сутки;

Т_см – продолжительность смены, мин;

1080=360 * 3 – продолжительность работы очистного забоя, принятая при расчете табличных значений нормативов нагрузки, мин;

g - плотность горной массы в массиве без учета присекаемых боковых пород, т/м³;

К – коэффициент уменьшения норматива нагрузки на очистной забой угольных шахт со сложными горно-геологическими условиями; определяется как произведение коэффициентов уменьшения норматива нагрузки из-за действия отдельных осложняющих горно-геологических факторов, приведенных в Приложении 3, но не ниже 0,25, (Табл. 5.8);

1,3 – плотность горной массы в массиве, принятая при расчете табличных значений норматива нагрузки, т/м³.

Зная нагрузку на лаву, необходимо определить число циклов, выполняемых в сутки по формуле

n_ц = A/Q_ц , (5.28)

где Q_ц – добыча угля, получаемая при выемке одного цикла, т, определяется по формуле

Q_ц = L * m * g * n * r * C , (5.29)

где n – количество полос, вынимаемых за цикл;

С – коэффициент извлечения угля, (0,98).

На листе графической части изобразить положение крепи при минимальной (рис. 5.9) и максимальной (рис. 5.10) ширине призабойного пространства в масштабе 1:100, а также планограмму выполнения работ (рис. 5.11).

Таблица 5.8 – Коэффициенты уменьшения нормативов нагрузки

5.10 Сводка основных технико-экономических показателей

Основные технико-экономические показатели, полученные при выполнении курсового проекта, представлять в следующем виде:

Угол падения пластов, град.

Мощность разрабатываемого пласта,

Размеры шахтного поля: по простиранию, м

по падению, м

Запасы шахтного поля: балансовые, млн.т

промышленные, млн.т

Мощность шахты: годовая, млн.т

суточная, тыс.т

Срок службы шахты, лет

Схема вскрытия

Способ подготовки

Система разработки

Нагрузка на лаву, т/сут

Длина лавы, м

Тип механизированного комплекса.

Заключение

Произвести сравнение основных проектных технико-экономических показателей работы лавы с фактическими. Дать обобщенный вывод о целесообразности и эффективности принятых технических, технологических и организационных решений, а также возможности их использования и области применения.

6 СПИСОК РЕКОМЕНДУЕМОЙ ЛИТЕРАТУРЫ

1. Задачник по подземной разработке угольных месторождений: Учеб. пособие для ВУЗов / К.Ф.Сапицкий, Д.В.Дорохов, М.П.Зборщик, В.Ф.Андрушко. – Донецк: ГГУ, 1999. – 193 с.

2. Нормы технологического проектирования угольных и сланцевых шахт. - М.: Минуглепром, 1986. – 103 с.

3. Правила безопасности в угольных и сланцевых шахтах. – Киев, 1996. - 422 с.

4. Прогрессивные технологические схемы разработки пластов на угольных шахтах / СССР Министерство угольной промышленности, Академия Наук СССР, институт горного дела им.А.А.Скочинского. – М.: ИГД им.А.А.Скочинского, 1979. – 331 с.

5. Машины и оборудование для угольных шахт / Под ред.: В.Н.Хорина. – М.: Недра, 1987. – 424 с.

6. Мухин Е.П. и др. Управление кровлей и крепление очистных забоев с индивидуальной крепью. – Киев: Техника, 1994. – С. 97-105.

7. Комплексная механизация и автоматизация очистных работ / Под ред.:

Б.Ф.Братченко. – М.: Недра, 1977. – 415 с.

8. Килячков А.П. Технология горного производства. – М.: Недра, 1992. – 405 с.

9. Руководство по проектированию вентиляции угольных шахт. – Киев, 1994. – 331 с.

10. Руководство по дегазации угольных шахт. – М.: Недра, 1975. – 189 с.

Приложение 1

Министерство образования и науки Украины

Донбасский горно-металлургический институт

Кафедра разработки пластовых месторождений

ПОЯСНИТЕЛЬНАЯ ЗАПИСКА

к курсовому проекту по дисциплине «Технология горного производства и обогащения полезных ископаемых»

Выполнил : студент группы

СТЗ – 97-1

ИВАНОВ В.И.

Проверил : доц. каф. РПМ

АЛЕКСАНДРОВ И.В.

Алчевск 2000

Приложение 3

Таблица 3.1 – Нормативы нагрузки на очистные забои, оборудованные комплексами «Донбасс» и комбайнами К101

У* - устойчивые породы кровли `А = 2,5 кН/см = 250 кН/м

СУ* - средней устойчивости.

Примечания:

1. Если длина очистного забоя увеличивается до 180 м , то на каждый метр длины забоя после 150 м норматив нагрузки увеличивается на 2,5 т/сут при устойчивой кровле (L=150-180 м +а= =2,5 при У) и увеличивается на 2,0 т/сут при кровле средней устойчивости (L= 180-150 м +а = 2 при СУ).

2. Если длина очистного забоя уменьшается до 120 м , то норматив нагрузки уменьшается из расчета 2,0 т/сут при устойчивой кровле (L= 150-120 м – а = 2,0 при У) и 1,5 т/сут - при кровле средней устойчивости на каждый метр длины забоя от 150 до 120 м (L=150-120 м – а =1,5 при СУ).

3. При слабых породах почвы в расчет норматива нагрузки надо вводить поправочный коэффициент 0,8 (при слабых почвах К=0,8).

Таблица 3.2 – Нормативы нагрузки на очистные забои, оборудованные комплексами КМ103 с комбайнами К103

Примечания:

1. L=180-200 м + а = 4 при У и L = 180-200 м + а =3 при СУ.

2. При слабых почвах К = 0,7.

Таблица 3.3 – Нормативы нагрузки на очистные забои, оборудованные комплексами КД80 с комбайнами КА80

Примечания :

1. L= 150-180 м +а = 3 при У и L =150-180 м +а = 2,5 при СУ.

2. L= 120-150 м - а = 2,5 при У и L = 150-180 м - а =2,0 при СУ.

3. При слабых почвах К=0,8

Таблица 3.4 – Нормативы нагрузки на очистные забои, оборудованные комплексами «Донбасс» с комбайнами МК67

Примечания :

1. L=150-180 м + а = 2,0 при У и L =150-180 м + а = 1,5 пи СУ.

2. L=120-150 м – а = 1,5 при У и L = 120-150 м – а = 1,0 при СУ.

3. При слабых почвах К=0,8.

Таблица 3.5 – Нормативы нагрузки на очистные забои, оборудованные комплексами 1КМ97Д (КМК97М) с комбайнами 1К101

Примечания :

1. L=150-180 м + а = 2,5 при У и L =150-180 м + а = 2,0 при СУ.

2. L= 120-150 м – а = 2,0 при У и L= 120-150 м – а = 1,5 при СУ.

3. При слабых почвах К=0,7.

Таблица 3.6 – Нормативы нагрузки на очистные забои, оборудованные комплексами 1КМ97Д (КМК97М) с комбайнами МК67

Примечания :

1. L=150-180 м + а = 2,0 при У и L =150-180 м + а = 1,5 при СУ.

2. L= 120-150 м – а = 1,5 при У и L= 120-150 м – а = 1,0 при СУ.

3. При слабых почвах К=0,7.

Таблица 3.7 – Нормативы нагрузки на очистные забои, оборудованные комплексами КМ87 (КМ88) с комбайнами К101

Примечания :

1. L=170-200 м + а = 3,5 при У и L =170-200 м + а = 2,5 при СУ.

2. L= 140-170 м – а = 2,5 при У и L= 140-170 м – а = 1,5 при СУ.

3. При слабых почвах К=0,8.

Таблица 3.8 – Нормативы нагрузки на очистные забои, оборудованные комплексами КМ87 (КМ88) с комбайнами ГШ68

Примечания :

1. L=170-200 м + а = 4,0 при У и L =170-200 м + а = 3,0 при СУ.

2. L= 140-170 м – а = 3,0 при У и L= 140-170 м – а = 2,5 при СУ.

3. При слабых почвах К=0,8.

Таблица 3.9 – Нормативы нагрузки на очистные забои, оборудованные комплексами КМ87 с комбайнами 2К52

Примечания :

1. L=170-200 м + а = 4,0 при У и L =170-200 м + а = 3,0 при СУ.

2. L= 140-170 м – а = 3,0 при У и L= 140-170 м – а = 2,0 при СУ.

3. При слабых почвах К=0,8.

Таблица 3.10 – Нормативы нагрузки на очистные забои, оборудованные комплексами КМ87П с комбайнами 2К52

Примечания :

1. L=150-180 м + а = 4,0 при У и L =150-180 м + а = 3,0 при СУ.

2. L= 120-150 м – а = 3,0 при У и L= 120-150 м – а = 2,0 при СУ.

3. При слабых почвах К=0,8.

Таблица 3.11 – Нормативы нагрузки на очистные забои, оборудованные комплексами КМ87П с комбайнами ГШ68

Примечания :

1. L=150-180 м + а = 4,0 при У и L =150-180 м + а = 3,0 при СУ.

2. L= 120-150 м – а = 3,0 при У и L= 120-150 м – а = 2,5 при СУ.

3. При слабых почвах К=0,8

Таблица 3.12 – Нормативы нагрузки на очистные забои, оборудованные комплексами 1МКМ с комбайнами КШ1КГ

Примечания :

1. L=100-130 м + а = 2,5 при У и L =100-130 м + а = 2,0 при СУ; L =100-130 м + а = 1,5 при НУ.

2. L= 60-100 м – а = 2,0 при У и L= 60-100 м – а = 1,5 при СУ; L =60-100 м - а = 1,0 при НУ

3. При слабых почвах К=0,9

Таблица 3.13 – Нормативы нагрузки на очистные забои, оборудованные комплексами 1МКМ с комбайнами ГШ68

Примечания :

1. L=100-130 м + а = 3,0 при У и L =100-130 м + а = 2,5 при СУ; L =100-130 м + а = 2,0 при НУ.

2. L= 60-100 м – а = 2,0 при У и L= 60-100 м – а = 2,0 при СУ; L =60-100 м - а = 1,5 при НУ.

3. При слабых почвах К=0,9.

Таблица 3.14 – Нормативы нагрузки на очистные забои, оборудованные комплексами 2МКЭ (МК75) с комбайнами ГШ68

Примечания :

1. L=100-130 м + а = 3,0 при У и L =100-130 м + а = 2,5 при СУ; L =100-130 м + а = 2,0 при НУ.

2. L= 60-100 м – а = 2,0 при У и СУ; L =60-100 м - а = 1,5 при НУ.

Таблица 3.15 – Нормативы нагрузки на очистные забои, оборудованные комплексами 2МКЭ (МК75) с комбайнами КШ1КГ

Примечания :

1. L=100-120 м + а = 2,5 при У и L =100-120 м + а = 2,0 при СУ; L =100-120 м + а = 1,5 при НУ.

2. L= 60-100 м – а = 2,0 при У и СУ; L =60-100 м - а = 1,5 при НУ.