|
Стр. 2
тахограммы движения по формулам:
1 1 1
a = - x (-- + --), кв. с/м, (2.24)
2 aу aз
2
1 V1 V2 1
b = h1 + h2 - - (-- - --) + ---- x (aу V1 + aз V2), м,
2 aу aз 2 ро
(2.25)
h1 h2 1 V1 V2 1 V1 V2
c1 = -- + -- + --- x (aу + aз) - -- - -- + - (-- + --), с,
V1 V2 2ро aз aз 2 a1 a2
(2.26)
где:
aу, aз - соответственно ускорение и замедление движения
подъемного сосуда, м/кв. с ;
h1, h2 - длина пути равномерного движения (путь дотяжки)
сосуда соответственно с пониженными скоростями движения V1 и V2,
м;
ро - рывок при переходе с равноускоренного (равнозамедленного)
движения к равномерному и наоборот, м/куб. с; в расчетах значение
рекомендуется принимать не более 1 м/куб. с;
a1, a2 - ускорение трогания с места и замедление стопорения,
м/кв. с.
2.3.5. Продолжительность цикла движения клети при выполнении
вспомогательных операций и спуске - подъеме рабочих определяется:
- при спуске оборудования в вагонетках и на площадках, а также
материалов (леса, бетона, цемента, инертной пыли и др.);
принимается равной продолжительности цикла движения клети при
выдаче породы (Tц.м = Tц.п) ;
- при спуске - подъеме крупногабаритного оборудования (в том
числе длинномеров)
H - b
Tц.об = 2 (a x Vоб + ----- + C1 + tп.об), с, (2.27)
Vоб
где:
Vоб, tп.об - соответственно скорость спуска - подъема
оборудования (м/с) и продолжительность паузы при загрузке -
разгрузке клети (с); принимается согласно утвержденному главным
инженером шахты проекту выполнения работ;
- при спуске взрывчатых материалов (ВМ)
H - b
Tц.ВМ = 2 (a x VВМ + ----- + C1 + 80), с, (2.28)
VВМ
где:
VВМ - скорость спуска ВМ (не более 2 м/с);
- при спуске - подъеме рабочих
H - b
Tц.раб = 2 (a x Vраб + ----- + C1 + tп.раб), с, (2.29)
Vраб
где:
Vраб - скорость движения клети при спуске - подъеме рабочих,
м/с;
tп.раб - продолжительность паузы для выхода и посадки людей в
клеть, с; рассчитывается по формулам:
для одноэтажных клетей с двухэтажными посадочными площадками
tп.раб = 5Sэ + 10, с; (2.30)
для двухэтажных клетей с одноэтажными посадочными площадками
tп.раб = 10Sэ + 25, с, (2.31)
где:
Sэ - полезная площадь пола одного этажа клети, численно равная
произведению внутренней ширины клети на ее длину и уменьшенная на
0,4 кв. м;
- при спуске - подъеме инспекторского персонала
Tц.инс = Tц.раб, с. (2.32)
2.3.6. Продолжительность работы скиповой (Tр.с) и клетевой
(Tр.к) подъемных установок в сутки определяется по формулам:
Tр.с = 24 - Tт.о, ч; (2.33)
Tр.к = 24 - Tт.о - Tв.о, ч, (2.34)
где:
Tт.о - продолжительность технического обслуживания подъемной
установки в рабочий день, ч,
nсм x Tто1 + Tто2
Tт.о = -----------------, ч, (2.35)
60
где:
nсм - количество смен по добыче угля;
Tто1 - продолжительность ежесменного технического обслуживания
шахтной подъемной установки, мин.
Tто1 ~= 20 - 30 мин.;
Tто2 - продолжительность ежесуточного технического
обслуживания шахтной подъемной установки, мин.;
Tв.о - суммарная суточная продолжительность работы клетевой
подъемной установки при выполнении вспомогательных операций и
спуска - подъема людей, ч; рассчитывается по формуле:
1
Tв.о = ---- (Nм Tц.м + Nоб Tц.об + NВМ Tц.ВМ + Nраб Tц.раб +
3600
+ Nинс Tц.инс) + tпр, ч, (2.36)
где:
Nм, Nоб, NВМ, Nраб, Nинс - соответственно количество циклов
работы подъемной установки при спуске - подъеме материалов,
оборудования, ВМ, рабочих и инспекторского персонала.
2.3.7. Значения Nм, Nоб, NВМ, Nинс определяются исходя из
потребности в материалах, оборудовании и периодичности посещений
инспекторского персонала.
2.3.8. Значение Nраб рассчитывается по формуле:
Aраб + Aо.раб
Nраб = -------------, (2.37)
5Sэ x nэ x nк
где:
Aо.раб - общее число рабочих, спускаемых в шахту за nсм, чел.;
Aраб - максимальное число рабочих, спускаемых в шахту в
наиболее загруженную смену, чел.;
nэ - количество этажей клети.
2.3.9. Значение Tц.раб должно быть таким, чтобы выполнялось
условие:
Tц.раб x Aраб
------------- <= 2400 с (40 мин.) (2.38)
5Sэ x nэ x nк
tпр - продолжительность времени простоя подъемной установки,
вызванного ожиданием прихода и подъема на поверхность рабочих,
закончивших смену, ч; рассчитывается по формуле:
tпр = 0,833 (nсм - 1), ч. (2.39)
2.4. Расчет технических возможностей
шахты по вентиляции
2.4.1. Под техническими возможностями шахты по вентиляции
понимается максимально возможный годовой (суточный) объем добычи
угля, который может быть обеспечен необходимым расходом воздуха в
горных выработках с учетом требований ПБ и ПТЭ и осуществления в
планируемом периоде мероприятий по совершенствованию вентиляции и
способов управления газовыделением.
2.4.2. Расчет технических возможностей шахты по вентиляции на
планируемый год выполняется для каждой группы одновременно
действующих в соответствии с графиком ввода - выбытия очистных
выработок.
2.4.3. Основой для расчетов технических возможностей шахты по
вентиляции служат календарные планы развития горных работ, графики
ввода - выбытия очистных выработок, схема вентиляции шахты,
материалы последней депрессионной съемки, характеристики
фактических режимов работы главных вентиляционных установок, а
также параметры, характеризующие метанообильность и эффективность
дегазации выемочных участков и тупиковых выработок за последние
12 месяцев, предшествующих расчету (для выработок с меньшим сроком
действия - с начала их работы).
2.4.4. Расчет технических возможностей шахты по вентиляции на
планируемый год Aш.в (т/год) выполняется по формуле:
nгр nj
Aш.в = SUM Tj x SUM Aij + Aт, (2.40)
j=1 i=1
где:
j - порядковый номер группы одновременно действующих в
планируемом году очистных выработок;
nгр - число таких групп;
Tj - длительность работы j-ой группы забоев в течение года,
сут.;
i - порядковый номер очистной выработки в группе;
Aij - технически возможная по вентиляции нагрузка на i-ю
очистную выработку в j-ой группе одновременно действующих в
течение года выработок, т/сут.;
Aт - добыча из подготовительных выработок в планируемом году,
т/год.
2.4.5. Технически возможная по вентиляции нагрузка на очистную
выработку определяется по формулам (2.41) и (2.42):
-- Aрij, если Qожij >= Qрij,
¦
¦ Qожij b
A = { Aрij x (-----) , если Qminij <= Qожij <= Qрij, (2.41)
¦ Qрij
¦
L- 0, если Qожij < Qminij.
Здесь Aрij - расчетная нагрузка на i-ый очистной забой,
действующий в j-ой группе, т/сут.
Aрij = min {Aмij, Aгij}, (2.42)
где:
Aмij - максимально возможная нагрузка по условиям механизации,
т/сут.;
Aгij - максимально допустимая по газовому фактору нагрузка,
т/сут.
Максимальные значения нагрузок по условиям механизации и
газовому фактору рассчитываются в соответствии с действующими в
настоящее время нормативными документами. При этом время работы
очистной выработки на пластах, опасных по внезапным выбросам,
принимается в соответствии с "Инструкцией по безопасному ведению
горных работ на пластах, склонных к внезапным выбросам угля,
породы и газа";
Qожij - ожидаемый расход воздуха в очистной выработке (на
участке) в планируемом году, куб. м/мин.; определяется путем
прогнозного расчета воздухораспределения в вентиляционной сети на
ЭВМ с помощью программы;
Qрij - расход воздуха, необходимый для проветривания очистной
выработки (участка) при нагрузке Aрij, куб. м/мин. Определяется в
соответствии с "Руководством по проектированию вентиляции угольных
шахт" [8];
Qminij - минимально допустимый расход воздуха в очистной
выработке (на участке), куб. м/мин. Принимается как наибольший из
расходов воздуха, рассчитанных по всем факторам, кроме
метановыделения в соответствии с разделом 7 Руководства;
b - параметр, характеризующий неравномерность метановыделения
в бассейнах, месторождениях (b = 1,87 - 2,04), принимается в
соответствии с разделами 6 и 7 Руководства.
В зависимости от схемы проветривания участка, значений
ожидаемого метановыделения в очистной выработке (Jоч) и на участке
(Jуч), а также коэффициента утечек воздуха через выработанное
пространство (Kут.в), при определении Qрij, Qожij и Qminij
необходимо брать данные по очистной выработке или участку в
соответствии с рекомендациями п. 6.2 раздела 6 и раздела 7
"Руководства по проектированию вентиляции угольных шахт".
2.4.6. Длительность работы в течение года j-ой группы
одновременно действующих очистных выработок Tj определяется по
графику ввода - выбытия очистных забоев. В случае его изменения
из-за уменьшения нагрузок по условиям вентиляции производится
корректировка величин Tj с учетом запасов выемочных столбов,
нагрузок на очистные забои и мероприятий по их повышению.
2.4.7. Добыча из подготовительных выработок Aт в планируемом
году определяется исходя из фактического соотношения на шахте
добычи из очистных и подготовительных выработок
Aтф nгр nj
Aт = ----- x SUM Tj x SUM Aij, т/год, (2.43)
Aоч.ф j=1 i=1
где:
Aтф, Aоч.ф - фактические значения добычи соответственно из
подготовительных и очистных выработок на шахте в году,
предшествующем отчетному, т/год.
2.4.8. При проведении расчетов для негазовых шахт в формуле
(2.41) следует принимать Qрij = Qminij.
2.4.9. Для определения резерва технических возможностей шахты
по вентиляции рассчитываются технические возможности
вентиляционной системы Aв.с, под которыми понимается потенциально
возможный годовой (суточный) объем добычи угля, соответствующий
максимальному уровню вентиляционного обеспечения шахты,
рассчитанный с учетом осуществления в планируемом году мероприятий
по совершенствованию вентиляции, являющихся составной частью
мероприятий по техническому перевооружению шахты.
2.4.10. Технические возможности вентиляционной системы шахты
рассчитываются по формулам (2.41), (2.42), (2.43), где в качестве
расчетной нагрузки принимается максимально допустимая по газовому
фактору Aрij = Aгij.
2.4.11. Величина резерва технических возможностей шахты по
вентиляции определяется по формуле:
Aр.ш.в = Aв.с - Aш.в. (2.44)
2.5. Расчет пропускной способности
технологического комплекса поверхности шахты
2.5.1. Принципиальная схема технологического комплекса
поверхности приведена на рис. 2. На ее основе составляется
технологическая схема для конкретной шахты, рассчитывается
производительность всех звеньев комплекса и выявляются "узкие"
места.
----------------------¬
¦горная масса из шахты¦
L--------T-------------
\/
----------------¬
¦приемный бункер¦
L--------T-------
\/
----------------¬
¦ питатель ¦
L--------T-------
\/
----------------¬
----------------+ конвейер ¦
L--------T-------
¦ \/
----------------¬
¦ ¦ грохот ¦
LT-----------T---
¦ ¦ \/
¦ -----------------¬
¦ ¦ ¦породовыборочный+-------------------¬
¦ ¦ конвейер ¦ порода > 100 мм¦
¦ ¦ L---------T------- посторонние ¦
¦ \/ предметы ¦
¦ ¦ -----------------¬ ¦
¦ ¦ дробилка ¦ ¦
¦ ¦ L---------T------- ¦
\/ \/ ¦
¦ ----------------¬ ¦
¦ конвейер ¦ ¦
¦ уголь на ОФ, L-------T-------- ¦
\/ склад, погрузку \/ ¦
L------------------------ \/
Рис. 2. Технологическая схема угольного комплекса
в надшахтном здании
2.5.2. Производительность ленточного конвейера определяется по
формуле:
2
Qл.к = 320 x Bл x vл x гамма x ПСИ л.к, т/ч, (2.45)
где:
Bл - ширина ленты, м;
vл - скорость движения ленты, м/с;
гамма - насыпная плотность угля, т/куб. м;
ПСИ л.к - коэффициент уменьшения площади сечения потока угля
из-за наклона конвейера и возможности скатывания груза; в условиях
конкретных шахт ПСИ л.к = 0,85 - 0,95.
Значения Bл, vл принимаются по паспорту или хронометражным
наблюдениям, гамма - по данным шахты.
2.5.3. Производительность скребкового конвейера рассчитывается
по формуле:
Qс.к. = 3600 Fж.с x vс x гамма x ПСИ с.к, т/ч, (2.46)
где:
Fж.с - площадь полезного сечения желоба, кв. м;
vc - скорость движения цепи, м/с;
ПСИ с.к - коэффициент заполнения желоба.
Значения Fж.с и vc принимаются по паспорту или по результатам
замеров, а ПСИ с.к - по результатам замеров (ПСИ с.к = 0,6 -
0,99).
2.5.4. Производительность качающегося питателя определяется по
формуле:
Qк.п = 3600 Bк.п x hк.п x Sк.п x nо.к.п x гамма x ПСИ к.п, т/ч,
(2.47)
где:
Bк.п - расстояние между неподвижными бортами (ширина лотка),
м;
hк.п - высота неподвижных бортов, м;
Sк.п = 2r - ход лотка, равный двойному радиусу r кривошипа, м;
nо.к.п - частота вращения эксцентрика, об/с;
ПСИ к.п - коэффициент заполнения лотка (коэффициент подачи);
ПСИ к.п = 0,7 - 0,9.
Значения Bк.п, hк.п, Sк.п, r и nо.к.п принимаются по паспорту.
Значения ПСИ к.п, близкие к единице, принимаются для
мелкокускового хорошо подвижного материала и для питателей с
наклонным столом.
2.5.5. Производительность вибрационного питателя Qв.п
рассчитывается по формуле
Qв.п = 3600 Bв.п x hв.п x nо.в.п x Sв.п x гамма x ПСИ в.п, т/ч,
(2.48)
где:
Bв.п - ширина лотка, м;
hв.п - фактическая высота слоя материала в лотке, м;
nо.в.п - число колебаний лотка в секунду;
Sв.п - двойная амплитуда колебания лотка, м;
ПСИ в.п - коэффициент заполнения сечения; ПСИ в.п = 0,62 -
0,7.
Значения Bв.п, nо.в.п, Sв.п принимаются по паспорту, hв.п,
ПСИ в.п - по данным замеров.
2.5.6. Производительность пластинчатого питателя определяется
по формуле
Qп.п = 3600 Bп.п x hп.п x vп.п x гамма x ПСИ п.п, т/ч, (2.49)
где:
Bп.п - расстояние между бортами питателя, м;
hп.п - высота бортов, м;
vп.п - скорость движения потока, м/с;
ПСИ п.п. - коэффициент заполнения сечения ленты; ПСИ п.п = 0,6
- 0,8.
Значения Bп.п, hп.п, vп.п принимаются по паспорту или по
данным замеров.
2.5.7. Производительность ленточного питателя определяется по
формуле:
Qл.п = 3600 Bл.п x hл.п x vл.п x гамма x ПСИ л.п, т/ч, (2.50)
где:
Bл.п - расстояние между бортами, м;
hл.п - высота слоя материала, м;
vл.п - скорость движения полотна; vл.п = 0,2 - 0,5 м/с;
ПСИ л.п - коэффициент заполнения сечения; ПСИ л.п - 0,8 - 0,9.
Значения Bл.п, hл.п принимаются по паспорту или по данным
замеров, vл.п и ПСИ л.п уточняются на основании замеров.
2.5.8. Пропускная способность желоба определяется по формуле
Qж = 3600 vmin x Fж гамма x ПСИ ж, т/ч, (2.51)
где:
vmin - наименьшая скорость движения насыпного груза по желобу,
м/с;
Fж - площадь сечения желоба, кв. м;
ПСИ ж - коэффициент заполнения желоба; ПСИ ж = 0,5 - 0,6 для
открытых желобов и ПСИ ж = 0,35 - 0,5 для закрытых желобов и труб.
Наименьшая скорость движения сыпучих материалов из бункеров по
прямолинейным желобам vmin принимается равной v0 - начальной
скорости движения груза по желобу, определяемой по формуле
__________
/ 2
v0 = vmin = Kп x cos бета \/ vис + 2ghж, м/с, (2.52)
где:
Kп - коэффициент, учитывающий потери скорости движения груза
при отклонении потока лотком; Kп = 0,97 - 0,98;
бета - угол отклонения лотком потока насыпного груза, град.;
vис - скорость истечения материала из выпускного отверстия
бункера (скорость движения рабочего органа питателя), м/с;
g - ускорение свободного падения, м/кв. с;
hж - высота свободного падения груза, м.
Значения Fж, бета, hж принимаются по паспорту или данным
замеров, vис определяются по формуле (2.63).
2.5.9. Производительность скреперной установки определяется по
формуле
3,6 G x ПСИ скр
Qскр = -----------------, т/ч, (2.53)
L L
-- + -- + t1 + t2
vр vх
где:
G - грузоподъемность скрепера, кг;
ПСИ скр - коэффициент заполнения скрепера; ПСИ скр = 0,7 -
0,9;
L - длина пути доставки груза, м;
vр - средняя скорость движения скрепера при рабочем ходе, м/с;
vх - средняя скорость движения скрепера при холостом ходе,
м/с;
t1 - затраты времени на переключение с обратного хода на
прямой, с;
t2 - затраты времени на переключение с прямого хода на
обратный, с.
Грузоподъемность скрепера при 100%-ном заполнении его объема
определяется по формуле
G = 1000 Vскр x гамма, кг, (2.54)
где:
Vскр - вместимость скрепера, куб. м.
Значения L, vр, vх, t1, t2, Vскр принимаются по паспорту или
данным замеров.
2.5.10. Производительность бульдозера при резании и
перемещении грунта рассчитывается по формуле
3600 Vф x Kв Kукл
Qб = -----------------, куб. м/ч, (2.55)
Tц
где:
Kв - коэффициент использования бульдозера во времени; Kв =
0,85 - 0,9;
Kукл - коэффициент, учитывающий уклон; при уклоне вниз, равном
0 - 15 град., Kукл = 1,0 - 2,25; при подъеме вверх, равном 0 - 15
град., Kукл = 1,0 - 0,5;
Tц - продолжительность цикла,
lр lп lо
Тц = -- + -- + -- + tс + tо + 2tп, с, (2.56)
Vр Vп Vо
lр, lп, lо - длина пути резания, перемещения грунта и
обратного хода бульдозера, м (lр = 5 - 7 м);
Vр, Vп и Vо - соответственно скорости бульдозера при резании,
перемещении грунта и обратном ходе; определяются по хронометражным
данным, м/с;
tc, to, tп - соответственно затраты времени на переключение
передачи, опускание отвала и поворот трактора, с; определяются по
хронометражным данным.
Объем перемещаемой массы Vф определяется по формуле
2
Lб x Hб
Vф = -------, куб. м, (2.57)
2k1
где:
Lб - длина отвала, м;
Hб - высота отвала, м;
Hб
k1 - коэффициент, зависящий от отношения -- (принимается по
Lб
табл. 2.3).
Значения Lб, Hб принимаются по паспорту или по данным замеров.
Таблица 2.3
ЗНАЧЕНИЯ КОЭФФИЦИЕНТА K1
-------------------------------------------T---------------------¬
¦ Hб ¦ K1 ¦
¦ Отношение длины отвала к его высоте -- ¦ ¦
¦ Lб ¦ ¦
+------------------------------------------+---------------------+
¦ 0,15 ¦ 1,10 ¦
¦ 0,30 ¦ 1,15 ¦
¦ 0,35 ¦ 1,20 ¦
¦ 0,40 ¦ 1,30 ¦
¦ 0,45 ¦ 1,50 ¦
L------------------------------------------+----------------------
2.5.11. Производительность ковшового элеватора определяется по
формуле
i
Qэл = 3,6 -- x vэл x гамма x ПСИ эл, т/ч, (2.58)
a
где:
i - вместимость ковша, л;
a - расстояние между ковшами, м;
vэл - скорость движения ковша, м/с;
ПСИ эл - коэффициент заполнения ковша; для ленты и ковша
округленной глубокой формы ПСИ эл = 0,6; для ленты и ковша
округленной мелкой формы ПСИ эл = 0,4; для длиннозвенных цепей и
ковша треугольной формы ПСИ эл = 0,7; для длиннозвенных цепей и
ковша трапециевидной формы ПСИ эл = 0,85.
Значения i, a, vэл принимаются по паспорту или по данным
замеров.
2.15.12. Пропускная способность затворов рассчитывается по
формуле
Qз = 3600 vис x F x гамма, т/с, (2.59)
где:
vис - скорость истечения сыпучего груза из отверстия бункера,
м/с;
F - площадь отверстия истечения груза, кв. м.
Площадь отверстия истечения определяется из выражений:
для круглого отверстия
2
пи x (Dз - a')
F = ---------------, кв. м, (2.60)
4
где:
Dз - диаметр отверстия бункера, м;
a' - типичный размер куска сыпучей массы, м;
для квадратного отверстия
2
F = (A - a') , кв. м, (2.61)
где:
A - размер стороны квадратного отверстия, м;
для прямоугольного отверстия
F = (A - a') x (B - a'), кв. м, (2.62)
где:
A и B - соответственно ширина и длина отверстия, м.
Скорость истечения сыпучего груза при вертикальной разгрузке
бункеров определяется по формуле
_____
/
vис = лямбда \/3,2 gR, м/с, (2.63)
где:
лямбда - коэффициент истечения груза; для сортовых углей и
антрацитов - лямбда = 0,55 - 0,65, для рядовых углей и антрацитов
- 0,3 - 0,5, для отсевов класса 0 - 13 мм - 0,2;
g - ускорение свободного падения, м/кв. с ;
R - гидравлический радиус отверстия истечения,
F
R = --, м; (2.64)
L
L - периметр выпускного отверстия, определяемый с учетом
размеров типичных кусков насыпного груза, м.
Гидравлический радиус отверстия истечения равен:
для круглого отверстия
Dз - a'
R = -------, м; (2.65)
4
для квадратного отверстия
A - a'
R = ------, м; (2.66)
4
для прямоугольного отверстия
(A - a') (B - a')
R = -----------------, м. (2.67)
2 (A + B - 2a')
2.5.13. Результаты расчета производственной мощности шахты
сводятся в таблицу, форма которой приведена ниже в табл. 2.4.
Таблица 2.4
СВОДНЫЕ ПОКАЗАТЕЛИ РАСЧЕТА
ПРОИЗВОДСТВЕННОЙ МОЩНОСТИ ШАХТЫ
------------------------T----------T-----------------------------¬
¦ Показатели ¦Фактически¦ Принято при расчете ¦
¦ ¦за отчет- ¦ производственной мощности ¦
¦ ¦ный год +----------T----------T-------+
¦ ¦ ¦ до ¦ после ¦в сред-¦
¦ ¦ ¦ликвидации¦ликвидации¦нем за ¦
¦ ¦ ¦ "узких" ¦ "узких" ¦год ¦
¦ ¦ ¦ мест ¦ мест ¦ ¦
+-----------------------+----------+----------+----------+-------+
¦Балансовые запасы на ¦ ¦ ¦ ¦ ¦
¦01.01.19.., тыс. т ¦ ¦ ¦ ¦ ¦
¦Промышленные запасы на ¦ ¦ ¦ ¦ ¦
¦01.01.19.., тыс. т ¦ ¦ ¦ ¦ ¦
¦ в т.ч. готовые к ¦ ¦ ¦ ¦ ¦
¦ выемке, тыс. т ¦ ¦ ¦ ¦ ¦
¦ ¦ ¦ ¦ ¦ ¦
¦ тыс. т/год¦ ¦ ¦ ¦ ¦
¦Добыча угля, ----------¦ ¦ ¦ ¦ ¦
¦ т/сут. ¦ ¦ ¦ ¦ ¦
¦ ¦ ¦ ¦ ¦ ¦
¦Число рабочих дней в ¦ ¦ ¦ ¦ ¦
¦году ¦ ¦ ¦ ¦ ¦
¦ ¦ ¦ ¦ ¦ ¦
¦Среднедействующее ¦ ¦ ¦ ¦ ¦
¦число очистных забоев: ¦ ¦ ¦ ¦ ¦
¦ ¦ ¦ ¦ ¦ ¦
¦ всего ¦ ¦ ¦ ¦ ¦
¦ ¦ ¦ ¦ ¦ ¦
¦ в том числе резервных¦ ¦ ¦ ¦ ¦
¦ ¦ ¦ ¦ ¦ ¦
¦Среднесуточная нагруз- ¦ ¦ ¦ ¦ ¦
¦ка на действующий ¦ ¦ ¦ ¦ ¦
¦очистной забой, т: ¦ ¦ ¦ ¦ ¦
¦ ¦ ¦ ¦ ¦ ¦
¦ всего ¦ ¦ ¦ ¦ ¦
¦ ¦ ¦ ¦ ¦ ¦
¦ в том числе на ¦ ¦ ¦ ¦ ¦
¦ резервный забой ¦ ¦ ¦ ¦ ¦
¦ ¦ ¦ ¦ ¦ ¦
¦Добыча угля из подго- ¦ ¦ ¦ ¦ ¦
¦товительных забоев, ¦ ¦ ¦ ¦ ¦
¦тыс. т/год ¦ ¦ ¦ ¦ ¦
¦---------- ¦ ¦ ¦ ¦ ¦
¦ т/сут. ¦ ¦ ¦ ¦ ¦
¦ ¦ ¦ ¦ ¦ ¦
¦Технические возможнос- ¦ ¦ ¦ ¦ ¦
¦ти шахты, рассчитанные ¦ ¦ ¦ ¦ ¦
¦по горной массе, ¦ ¦ ¦ ¦ ¦
¦тыс. т/год ¦ ¦ ¦ ¦ ¦
¦---------- ¦ ¦ ¦ ¦ ¦
¦ т/сут. ¦ ¦ ¦ ¦ ¦
¦ ¦ ¦ ¦ ¦ ¦
¦ фронт горных работ, ¦ ¦ ¦ ¦ ¦
¦ подземный транспорт, ¦ ¦ ¦ ¦ ¦
¦ подъем, ¦ ¦ ¦ ¦ ¦
¦ вентиляция, ¦ ¦ ¦ ¦ ¦
¦ технологического ¦ ¦ ¦ ¦ ¦
¦ комплекса поверхности¦ ¦ ¦ ¦ ¦
¦ ¦ ¦ ¦ ¦ ¦
¦Выход товарного угля, %¦ ¦ ¦ ¦ ¦
¦ ¦ ¦ ¦ ¦ ¦
¦Предлагаемая для уста- ¦ ¦ ¦ ¦ ¦
¦новления производствен-¦ ¦ ¦ ¦ ¦
¦ная мощность (товарный ¦ ¦ ¦ ¦ ¦
¦уголь), ¦ ¦ ¦ ¦ ¦
¦тыс. т/год ¦ ¦ ¦ ¦ ¦
¦---------- ¦ ¦ ¦ ¦ ¦
¦ т/сут. ¦ ¦ ¦ ¦ ¦
L-----------------------+----------+----------+----------+--------
3. МЕТОДИКА РАСЧЕТА ПРОПУСКНОЙ СПОСОБНОСТИ
ВЕДУЩИХ ТЕХНОЛОГИЧЕСКИХ ПРОЦЕССОВ (ЗВЕНЬЕВ)
УГОЛЬНОГО (СЛАНЦЕВОГО) РАЗРЕЗА
3.1. Расчет производительности подвижного состава
железнодорожного транспорта
3.1.1. Годовая производительность парка локомотивов
определяется по формулам:
на вскрышных работах
см р
Пл.в = Qл.в x Nл.в x n x Nр.г, куб. м; (3.1)
на добычных работах
см р
Пл.д = Qл.д x Nл.д x n x Nр.г, куб. м; (3.2)
где:
см см
Qл.в, Qл.д - средневзвешенная сменная производительность
локомотивосостава на вскрышных и добычных работах, куб. м (т);
р р
Nл.в, Nл.д - рабочий парк локомотивов на вскрышных и добычных
работах;
n - число смен работы транспорта в сутки;
Nр.г - число дней работы разреза в году,
Nр.г = Nк - Nпраз - Nкл,
Nк - количество календарных дней в году;
Nпраз - количество праздничных дней в году;
Nкл - количество дней простоя по климатическим условиям.
Количество локомотивов в работе определяется по формуле
р с л
Nл = Nл x Kт.г - Nхоз - Nрез, (3.3)
где:
с
Nл - инвентарный парк локомотивов;
л
Kт.г - коэффициент технической готовности локомотивов;
определяется расчетным методом с учетом всех видов ремонтов и их
продолжительности;
Nхоз - количество локомотивов, занятых на хозяйственных
перевозках, рассчитывается по объему перевозки груза. Если
перевозки хозяйственных грузов осуществляются спецлокомотивами, то
Nхоз = 0;
Nрез - количество локомотивов, находящихся в резерве,
с
Nрез = (0,05 - 0,10) x Nл.
Сменная производительность локомотивосоставов для отдельных
забоев определяется на основе ЕНВ [17] по формулам:
для вскрышных работ
см Tсм - Tп.з - Tт.о - Tл.н
Qл.в = ------------------------ x Vвс, куб. м; (3.4)
Tр.в
для добычных работ
см Tсм - Tп.з - Tт.о - Tл.н
Qл.д = ------------------------ x Vуг x гамма, т, (3.5)
Tр.д
где:
Tсм - продолжительность смены, мин.;
Tп.з - затраты времени на выполнение подготовительно -
заключительных операций, мин. (определяются по ЕНВ, табл. 36);
Tт.о - продолжительность технического обслуживания, мин. (ЕНВ,
табл. 36);
Tл.н - затраты времени на личные надобности, мин. (ЕНВ, табл.
36);
Tр.в, Tр.д - продолжительность рейса локомотивосостава
соответственно на вскрышных и добычных работах, мин.;
Vвс, Vуг - вместимость локомотивосостава по горной массе
соответственно на вскрышных и добычных работах, куб. м, в плотном
теле (целике);
гамма - плотность угля в целике, т/куб. м.
Продолжительность рейса локомотивосостава определяется по
формуле
|
