Аналіз кінематичної і гідравлічної схем приводу комбайна

Размещено на http://www.allbest.ru/

Размещено на http://www.allbest.ru/

Реферат

На основі аналізу гірничо-геологічних умов прийнято комплекс очисного устаткування 1УКП, до складу якого входить очисний комбайн 2ГШ68Б, механізоване кріплення 1УКП, вибійний конвеєр СП87ПМ. Обраний типорозмір кріплення перевірений згідно його конструктивної висоти.

Проведено розрахунок і аналіз кінематичної та гідравлічної схем комбайна 2ГШ68Б.

Визначено конструктивні і режимні параметри шнекового виконавчого органа, розроблена схема набору інструмента на виконавчому органі, розраховані сили різання, подачі та потужності, обрано двигун.

Розраховані теоретична, технічна та експлуатаційна продуктивності комбайна.

Механізоване кріплення перевірене по продуктивності комплексу з урахуванням газового фактора.

Теоретична продуктивність комбайна перевірена по швидкості кріплення очисного вибою і продуктивності вибійного скребкового конвеєра.

Розглянуті питання організації робот в очисному вибої, техніки безпеки при роботі очисного комплексу, заходи щодо боротьби з пилом, монтаж і демонтаж комплексу.

Зміст

Вступ

1. Вибір комплексу очисного устаткування

1.1 Аналіз вихідних даних

1.2 Вибір засобів комплексної механізації

1.3 Перевірка обраного типорозміру кріплення по його конструкції

2. Аналіз кінематичної і гідравлічної схем приводу комбайна

2.1 Кінематична схема приводу виконавчого органа

2.2 Гідравлічна схема керування комбайном

3. Визначення параметрів шнекового виконавчого органа

3.1 Визначеним конструктивних і режимних параметрів шнекового виконавчого органа

3.2 Визначення параметрів руйнування масиву шнековим виконавчим органом

3.3 Розробка схеми набору інструмента на виконавчому органі

4. Розрахунок і аналіз продуктивності очисного комплексу

4.1 Розрахунок продуктивності очисного комплексу

4.2 Перевірка механізованого кріплення по продуктивності комплексу з урахуванням газового фактора

4.3 Перевірка теоретичної продуктивності комбайна по швидкості кріплення очисного вибою

5. Організація робіт в очисному вибої

6. Техніка безпеки при роботі очисного комплексу

7. Заходи щодо боротьби з пилом

8. Монтаж і а демонтаж комплексу

Висновок

Перелік посилань

Список джерел

Вступ

Конкурентна боротьба на світовому ринку вугілля стимулює процеси удосконалення гірничої техніки, раціоналізації виробництва. Вугільна промисловість України, щоб витримати конкуренцію і досягнути рівня передових вугільнодобувних країн, повинна в своїй технічній політиці здійснювати перманентне удосконалення всього комплексу видобутку вугілля. До цього виводу дійшли спеціалісти та керівництво галузі, отримана підтримка уряду ? Кабінет Міністрів затвердив Програму «Українське вугілля», згідно з якої до 2010 р. підвищення об'ємів видобутку до 110 млн. т. Підвищення ролі вугільної промисловості необхідно для забезпечення енергетичної безпеки країни.

За останні роки були розроблені та впровадженні в серійне виробництво ті види обладнання які випускалися за межами країни, а також розроблені нові види гірничої техніки, які відповідають сучасному рівню ? нові моделі сучасних очисних комбайнів ГШ200Б, ГШ500, КА90, механізовані комплекси МКД90, КМ137, КМ142, 3ОКП70Б, 4ОКП70Б, КМ148.

Розроблені автоматизовані комплекси нового технічного рівня, в яких для автоматизації управління роботою комбайнів и механізованих кріплень передбачено застосування мікропроцесорної техніки, а також високопродуктивні комплекси УКП4, УКП5, МК85Б.

Для роботи на крутих пластах Комплекси КГУМ, КП, КПК1М, КНКМ, щитові агрегати 1АНЩМ і 2АНЩМ, в яких підвищена сумарна потужність приводів до 185 кВт.

1. Вибір комплексу очисного устаткування

1.1 Аналіз вихідних даних

Вихідними даними для виконання курсового проекту є:

Нmin = 1,38 м, Нmax = 1.72 м - мінімальна і максимальна потужність пласта в межах виймальної ланки, м;

LЬ = 12° - кут падіння пласта;

?р = 260 кН/м - опірність пласта різанню;

Категорія порід крівлі:

А 2 - по обрушенню масиву

В 5 - по стійкості нижнього слою;

Р = 0,9 МПа - питомий тиск на підошву;

L = 200 м - довжина лави;

g оч = 1м/хв. - питома метанорясність;

Система розробки пласта - стовпова;

Схема роботи комбайна - одностороння.

Основними критеріями з вибору типа і типорозміру комплексу, для конкретних гірничо-геологічних умов є: природні мінімальна та максимальна потужності пласта, кут падіння пласта і опірність вугілля різанню, визначаючі тип і продуктивність виймальної машини комплексу, тобто можливість примінення в конкретних умовах стругового або комбайнового комплексу.

На підставі аналізу вихідних даних можна зробити висновок, що для заданих умов можливо застосування очисного механізованого комбайнового комплексу.

1.2 Вибір засобів комплексної механізації

Практично для одних і тих самих гірничо-геологічних умов, з незначними відхиленнями можливо підібрати 2..3 механізованих комплексів, які забезпечують продуктивне виймання корисних копалин [7].

З метою найбільш ефективного використання обладнання комплексу вибір засобу механізації будемо проводити на основі аналізу відповідності технічних характеристик декількох близьких за параметрами комплексів і складових функціональних машин відповідним гірничо-геологічним умовам. Для цього складемо таблицю 1.1 з основними показниками і параметрами обраного обладнання.

Таблиця 1.1 - Порівняльна характеристика вибраного обладнання

№	Показники		Комплекси
		1УКП	2КМТ	3МКД90
1.	Потужність пласта, м	1,2-2,5	1,35-2,00	1,35-2,0
2.	Кут падіння пласта, град.	35	20	35
3.	Тиск на грунт, МПа	0,9	3,00	2,0
4.	Довжина комплекса в постачанні, м	200	200	200
5.	Прохідний перетин для повітря., м	2,20	2,67	2,48
6.	Комбайн, який входить до складу комплексу	2ГШ68Б	1ГШ68 2ГШ68Б	РКУ13 2ГШ68Б
7.	Механізоване кріплення	1УКП	2МТ	3КД90
8.	Забійный скребковый конвеєер	СП87ПМ	СП87ПМ-46	СПЦ273
9.	Характеристика покрівлі
	По обрушаемости массива	А1,А2,А3	А2,А3,А4	А2,А3
	По устойчивости нижнего слоя	Б3, Б4	Б4, Б5	Б4, Б5

Проаналізувавши характеристики обладнання комплексів, які представлені в таблиці 1.1 можна зробити висновок, що для заданих в роботі умов найбільш раціонально використання механізованого комплексу 1УКП.

Очисний механізований комплекс 1УКП призначений для механізації і автоматизації основних виробничих процесів виймання вугілля на пластах потужністю 1.2…2.5 м, з кутом падіння пласта до 35°, опірністю вугілля різанню до 300 кН/м. До складу прийнятого комплексу 1УКП входять: механізоване кріплення 1УКП, очисний комбайн 2ГШ68Б, вибійний скребковий конвеєр СП87ПМ з кабелеукладальником, модернізовані штрекові кріплення перевантажувач на штреку, насосні станції СНТ32, електрообладнання, система автоматичного і дистанційного управління машинами комплексу та інше допоміжне обладнання [2].

1.3 Перевірка обраного типорозміру кріплення по його конструктивній висоті

При правильному виборі типорозміру кріплення повинні виконуватися наступні умови:

HminK < HminP;

HmахK > HmахP,

Де, HminP і HmахP - розрахункові мінімальна і максимальна висота кріплення, що допускається м,

HminP і HmахP - конструктивні максимальна висота кріплення, що допускається м.

Розрахункова схема визначення значень, що допускаються, HminР і HmахР приведена на рис. 1.1.



Рисунок 1.1 - Розрахункова схема до визначення конструктивних параметрів одностійчатої секції механізованого кріплення.

З рисунку 1.1:

Н_мах і Н_тіп - максимальна і мінімальна потужність пласта в межах виймальної ланки, м;

l_з і l_п - відповідно відстані від вибою до заднього і переднього ряду стійок, м;

Дh₃ - розмір опускання покрівлі паї задніми стійками при максимальному їхньому видаленні від вибою (незасунута секція кріплення), м;

Дh_П - розмір опускання покрівлі над передніми стійками при мінімальному їхньому видаленні від вибою (присунута до вибою секція кріплення), м. З цього рисунка випливає, що

HminP = Hmin - Дh3 - и;

HmахP = Hmах - ДhП.

Крім того, для кріплення з одностійковою секцією

lзк ⁼ lпк;

lз - lпк + Вз + а = 2,300 + 0,5 + 0,2 = 3 м.

lп = lпк + а = 2,300 +0,2 = 2,5 м.

де lпк і lзк - конструктивні розміри кріплення, м;

а - відстань від вибою до передньої крайки перекриття кріплення, м ( повинне бути не більш 0,3 м), приймаємо а = 0,2 м;

Вз = 0,5 м - ширина захвату очисної машини комплексу, м.

Для кріплення 1УКП lзк ⁼ lпк = 2,300 м. [7]

Запас разсувності и, мм, на розвантаження кріплення від тиску порід приймається для пластів потужністю більш 1 м = 0,05 м.

Розмір опускання покрівлі визначається в залежності від потужності пласта і складає:

Дhз = ак Нmin lз ;

Дhп = ак Нmах lп.,

Остаточно формули (2) будуть мати вигляд:

HminP = Hmin · (1- aK ·lз) - и;

HmaxP = Hmax · (1-aK ·ln);

HminP = 1,38·(1-0,025·3) = 1,2765 м;

HmaxP = 1,72·(1-0,025·2,5) = 1,6125м;

де ак - коефіцієнт, що враховує клас покрівлі, приймається по табл. 1.1. [2], для покрівлі 2 класу приймаємо Ьк = 0,025.

Умова: Hmin.K =1,05 м < Hmin.P = 1,27 м,

Hmax.K =2,50 м > Hmax.P = 1,61 м, виконується.

Остаточно приймаємо механізоване кріплення 1УКП.

2. Аналіз кінематичної і гідравлічної схем приводу комбайна

2.1 Кінематична схема приводу виконавчого органу

Кінематична схема комбайна 2ГШ68Б приведена на листі 2 графічної частини проекту. Передача моменту, що крутить на правий шнек здійснюється від електродвигуна М2, на лівий - від електродвигуна М1.

Кінематичні ланцюги правого і лівого шнеків однакові.

Від електродвигунів М1 і М2 передача моменту, що крутить здійснюється шестернею 1, встановленою на валу електродвигуна і передаючою оберти проміжною шестернею 2, від якої отримає оберт колесо 3, закріплене на валу 1 вільно сидить шестерня 4, яка отримає оберти за допомогою зубчатої муфти 13. При увімкнутій муфті 13 момент передається шестернею 4 шестерні 5 на вал ЙЙ і зубчатою парою 6 і 7 на вал ЙЙЙ, зубчатою парою 10 і 12 з двома проміжними шестернями 11 - на валу ЙV приводу шнека. Роторні шестерні 1 двох електродвигунів кінематичне зв'язані двома проміжними шестернями 2 і 8. від останньої через шестерню 9 і муфту 14 отримає привод насос НА 6.3/32 гідросистеми.

Проведемо розрахунок параметрів приводу комбайна 2ГШ68Б.

Мдв1 = 9549·= 9549·= 857,4 Н·м

Мдв2 = 9549·= 9549·= 1715 Н·м

де Рдв і пдв - відповідно годинна потужність, кВт, і частота обертання, об/хв., Визначаємо момент, що обертає Мвих1, (при роздільній роботі електродвигунів) і Мвих2 (при роботі двох двигунів на один виконавчий орган) на вихідному валові трансмісії частини, що ріже:

Мвих1 = Мдв1 · ізаг · ззаг = 857,5 · 33,23 · 0,842 = 23992 Н·м

Мвих2 = Мдв2 · ізаг · ззаг = 1715 · 33,23 · 0,842 = 47984 Н·м

ізаг = і1 · і2 ·…· іп = = і5-4 · і7-6 · і9-8 · і13-12 · і14-13 · і15-14 · і16-15 · і18-17 = Z5/Z4 · Z7/Z6 · Z9/Z8 · Z13/Z12 · Z14/Z13 · Z15/Z14 · Z16/Z15 · Z18/Z17 = 31/13 ·35/15 ·27/13 ·21/13 ·21/21 · 21/21· 22/21 · 22/13 = 33,23

ззаг = з1·з2·…·зk = 0,97· 0,98= 0,842

де Z1, Z2, …, Zn - число зубів 1-го, 2-го, …, п-го зубчастих коліс трансмісії;

з1, з2,…,зk - ККД окремих ступіней редуктора.

Частота обертання nво, об/хв., виконавчого органу визначається по формулі

nво = ==44,24 об/хв..

Швидкість різання Vр, м/с, виконавчого органу.

Vр = = = 2,89 м/с

де Dво - діаметр виконавчого органу комбайна по різцях, м.

2.2 Гідравлічна схема керування комбайном

Гідравлічна схема комбайна 2ГШ68Б приведена на аркуші 2 графічної частини проекту. До складу цієї системи входять: картер 1, яким служить ізольована камера в корпусі правого основного редуктора комбайну; одноплунжерний насос 3 типа НП10 з сітчастим фільтром 2; електрогидроблок 4; гідро циліндри 9 і 12 керування шнеками і гідро циліндри 14 роздвижних опор комбайна.

Електрогидроблок 4 зібран з секцій уніфікованої гідроапаратури УГ10 і керує розглянутою системою. До гідро блоку входять: секція 5, яка має клапан 6, магніто-сітчастий фільтр 7, пружиний індикатор тиску 8 і редукційно-підпірний золотник 20; електрогидророзподілювачі 13 типа РП2, які встановлені на підставці 18; золотникові секції 17 і 19 без гідрозамків і золотникова секція 15 з встроєним в неї гідро замком, а також кінцева секція 16. працює система регулювання положення виконавчого органу таким чином.

Робоча рідина з картеру 1 через фільтри 2 і 7 до золотника 20 подається насосом 3 до золотників 15, 17 і 19, які мають одну і ту програму поєднань.

В середній позиції відводи напорної лінії Н в цих золотниках заперти; но лінії розвантаження Р і по зливній лінії С робоча рідина повертається в картер 1 - насос 3 працює в режимі розвантаження. Лінії Ц1 і Ц2 з'єднані при цьому з лініями С1 і С2 і, далі зі зливною С.

В кожної з крайніх позицій любого із золотників 15, 17 і 19 лінія Р розривається і становиться непроточною. Один з виходів Ц1 або Ц2 відповідного золотника з'єднується при цьому з відводом напорною лінією Н, тоді як другий вихід Ц2 або Ц1 - залишається з'єднаним з відповідною зливною лінією С1 або С2.

Лінії Ц1 і Ц» золотникових секцій 17 і 19 приєднані до входів гідрозамків 10 і 11, які встановлені на гідроціліндрах 9 і 12. паралельно гідро замкам 10 і 11 встановлені клапани.

Золотникова секція 15 керує гідро циліндрами 14 розсунутих забійних опір. Ці гідро циліндри повертають корпус комбайна відносно його опір зі сторони відпрацьованого простору, керує паралельність осей шнеків пласта.

Секції 17 і 19 вмикаються як власними рукоятками так і з дистанційного пульту за допомогою електрогідророзподілювачів РП2. останні вимкнувшись, подають команду на відповідний золотник і вмикають його.

Гідравлічне постачання електрогідророзподілювачів РП2 проводиться по лінії Н, яка приєднана до насоса 3 через золотник 20.

На золотник 20 діє зусилля пружини і тиск в лінії Н. під дією сил золотник 20 займає таке положення при якому тиск в лінії Н завжди дорівнює значенню, заданої пружиною. При цьому, під час робочих операцій, золотник 20 знижує тиск в лінії Н, а коли насос 3 розвантажено, він создає в цій лінії підпор.

3. Визначення параметрів шнекового виконавчого органа

3.1 Визначення конструктивних і режимних параметрів шнекового виконавчого органа

До основних конструктивних параметрів шнекового виконавчого органа відносяться:

Dв.від, Dв.оп - діаметр випереджального в відстаючого виконавчого органа;

Dш - діаметр шнека;

dш - діаметр ступиці шнека;

Вз - ширина захвату виконавчого органа;

S - хід спіралі шнека;

Ьш - кут підйому спіралі шнека;

дш - товщина спіралі шнека;

t - крок різання;

Н1 і Н2 - відповідно потужності пачок вугілля, що виймається нижнім і верхнім шнеками;

lр - радіальний виліт різця.

Згідно технічної характеристики комбайна 2ГШ68Б, механізованого кріплення 1УКП, приймаємо шнекі діаметром 1,25 м і ширину захвату комбайна ( ув'язану з кроком пересування механізованого кріплення) 0,63 м.

Товщина дш, мм, навантажувальної лопасті шнека, приймаємо на 20…40 мм більше для різця ЗР4.80, у якого товщина різцетримателя 60 мм.

Число nш погрузочних лопастей; nш = 2 згідно ДСТУ 12.44.285-85.

Хід гвинта S' гвинта шнеку приймаємо постійним, тоді S'= S'.

Середнє значення S' хода гвинта шнека, м,

S' = = = 1,16 м,

Діаметр шнека Dш, м

Dш = Dв - 0,02· lр = 1,25 - 0,02·8 = 1,09 м,

де lр - радіальний виліт різця, см.

Кут підйому гвинта шнека Ьш, град, і діаметр ступиці шнека Dст, м,

Ьш = arctg = arctg = 18,7°,

Dст = 0,4· = 0,4· = 0,447 м.

На шнеках комбайну 2ГШ68Б встановлюємо різці ЗР4.80.

Розрахункову швидкість переміщення комбайна Vп,

Vп = = = 4,29 м/хв.;

де Vп - стійка потужність електродвигуна комбайна, кВт (при двохдвигуновому приводі дорівнює сумарної потужності двигунів);

Нw - питомі енерговитрати на виїмку вугілля, кВт·г/т;

Вз - ширина захвату виконавчого органа комбайна, м;

г- щільність вугілля, т/м³, приймається в межах 1,35... 1... 1,45т/м³.

Стійка потужність електродвигуна комбайна Рст, кВт,

Рст = Кр·Р = 0,9·132 = 118,8 кВт;

де К_Р - коефіцієнт, що враховує спосіб охолодження двигуна;

К_Р = 0,9... 1,1-для електродвигунів з водяним охолодженням типу ЕКВ;

Р - годинна (або тривала) потужність двигуна, кВт (приймається по технічній характеристиці комбайна або двигуна).

Нw - питомі енерговитрати на руйнування вугілля, кВт·г/т;

Нw = 0,01· ?р·(0,125/Нр + 0,19) = 0,01·260·(0,125/1,55 +0,19) = 0,70 кВт·г/т;

nш - швидкість обертання виконавчого органа, об/хв.

nш = 70 об/хв.

Швидкість різання на крайці різця, Vр, м/с,

Vр = = = 2,89 м/с.

3.2 Визначення параметрів руйнування масиву шнековим виконавчим органом

Визначимо середню товщину зрізу в забійній частині, h_ЗРЗ, см,

hзрз = 3,33·Dв·= 3,33·1,25·= 3,09 см,

де т₃ - кількість різців у забійних лініях різання, т₃ = 2,

mк - кількість різців в кутковій лінії різання

mк = mз + (2…3) = 2+2 = 4 шт.

максимальна товщина зрізу hmax, см,

hmax = ·hср = ·3,09 = 4,85 см.

Оптимальна ширина зрізу для забійних різців tопт.з, см, при hсрз > 1 см,

tопт.з = (1,25· hсрз + bр + 1,25)· кш = (1,25·3,09 + 1,4 + 1,25)·1,0 = 6,5 см.

де bр - розрахункова ширина частини різця, що ріже, см; bр = 1,4 см - для різця ЗР4.80;

кш - коефіцієнт, що враховує характеристику вугілля; для грузлих вуглів, для крихких - К_ш = 1,0.

3.3 Розробка схеми набору інструменту на виконавчому органі

Крайній кутковий ќк, см, крок різання - 1-а лінія різання,

ќк1 = 0,45·6,5 = 2,9 см, в = 45є;

2-а лінія різання

ќк2 = 0,65·6,5 = 4,2 смв = 30є;

3-я лінія різання

ќк3 = 0,85·6,5 = 5,5 смв = 15є

Кроки різання для забійної частини виконавчого органу ќз приймаємо рівним tопт.з = 6,5 см.

Ширина забійної частини шнека В33, см,

Взз = 102· Вз - Взк = 102 · 0,63 - 12,6 = 51,66,

де Взк - ширина куткової частини шнека, см.

Ширина куткової частини шнека В_зк, см,

Взк = t1+ t2+ t3 = 2,9 + 4,2 + 5,5 = 12,6 см.

Число ліній різання забійної частини Nлз,

Nлз = Взз/ tопт.з = 51,66/6,5 = 7,94,

Приймаємо Nлз = 8.

Кількість різців у забійній частині

nз = Nлз · mз = 8 · 2 = 16.

Кількість різців у кутковой частини

nк = Nлк · mк = 3 ·4 = 12.

Кількість різців на виконавчому органі

m = nз + nк = 16 +12 = 28

Розміщення різців у лініях різання забійної частини шнекового виконавчого органа здійснюється починаючи з першої лінії, у якій встановлюється різець з центральним кутом г = 0°. Наступні різці встановлюються з центральним кутом г1і між початком відліку, рівним 0° і і-м забійним різцем.

При постійному г1, град, ході гвинта шнека,

г1і =

Прийнята лінійна схема різання, при якій різці встановлюються в лініях різання в лінійному порядку.

г1і = = 0°;

г2і = = 180°;

г3і = = 21,7°;

г4і = = 201,7°;

г5і = 43,4°; г6і = 223,4°; г7і = 65,1°; г8і = 245,1°; г9і = 86,8°; г10і = 266,8°;

г11і = 108,5°; г12і = 288,5°; г13і = 130,2°; г14і = 310,2°; г15і = 151,9°;

г16і = 331,9°

Розстановка різців в кутковій частині виконавчого органа проводиться рівномірно між забійними різцями, який образує зворотній веєр по відношенню к забійним різцям.

Схема набору різців на виконавчому органі комбайна 2ГШ68Б представлена на листі 2 графічної частини проекту.

3.4 Визначення параметрів руйнування масиву шнековим виконавчим органом

Розрахунок сил різання на виконавчих органах комбайна ведеться по групам різців в відповідності зі схемою іх набору, представленою на аркуші 2 графічної частини проекту.

Розбиваємо різці на чотири групи;

1 група

Різці забійні ЗР4.80 з 4 по 11 лінії різання, tзі = 6,5 см, hзрз = 3,09 см,

nз =16 шт, в = 0°.

2 група

Різці забійні ЗР4.80 в 3 лінії різання, tзі = 5,5 см, hзрз = 1,75 см,

nз =4 шт, в = 15°.

3 група

Різці забійні ЗР4.80 в другій лінії різання, tзі = 4,2 см, hзрз = 1,75 см,

nз =4 шт, в = 30°.

4 група

Різці забійні ЗР4.80 з 4 по 11 лінії різання, tзі = 2,9 см, hзрз = 1,75 см,

nз =4 шт, в = 45°.

Для окремих груп розрахунок сил різання ведеться за середнім значениям товщини i ширини зрізу i кутів нахилу різців до напрямку подачі.

Середня сила різання на piзці Zсep, Н,

Zсep = Zоі + ѓ (Y1і - Y0і),

Середня сила різання на гострому різці визначається по середній товщині зрізу при роботі виконавчого органу повним діаметром баз урахування ослаблення масиву,

На забойному різці



На кутковому різці

Тангенс кута бічного розвалу борозни різання,

tgш =

Для різців 1 групи

tgш = = 1,19;

Для різців 2,3.4 групи

tgш = = 1,76;

Коефіцієнт кш, враховує крихко-пластичні властивості вугілля, приймається 1,0 - для крихких вуглів.

Коефіцієнт віджиму К_від , визначається за формулою:

Квід = К'від + ;

де К'від = 0,36, с = 0,1, d = 1,0;

Квід = 0.36 + = 0,578;

коефіцієнт оголення вибою Кзі, для забійних різців

- при tі < tопті,

Козі = ;

- при tі > tопті,

Козі = ;

де

= - при hсрі < 1,0 см;

= - при hсрі > 1,0 см;

Для різців 1 групи

= = 0,385,

Для різців 2,3 групи

= = 0,434.

Для різців 1 групи

Козі = = 0,385.

Для різців 2 групи

Козі = = 0,451.

Для різців 3 групи

Козі = = 0,521.

Для куткових різців Козn =1,1;

Коефіцієнт впливу кута різання на питому енергію різання Ку приймається рівним 1,21;

Коефіцієнт форми передньої грані різця Кф приймається 085 - для різців із клиноподібною передньою гранню.

Коефіцієнт, що враховує схему різання, Кс =1,0 приймається для послідовної схеми різання.

Середні значення сили різання на гострому різці Zоз, Н,

1 група

Zоз = = 1860Н;

2 група

Zоз = = 1225Н;

3 група

Zоз = = 1205Н;

4 група

Zоз = = 2519Н;

Прирощення сили подачі при затупленні різця, Н,

Y1і - Y0і = Rсж · Sз ·Kоб,

де Rсж - тимчасовий опір вугілля одноосному віджиму.

Для донецьких вуглів

Rсж - Ар + 150 = 1710 Н/смІ

Проекція площадки затуплення різця Sз, смІ, на площину різання

Sз = кр ·Дu · bр,

де кр - коефіцієнт форми ріжучої кромки різця, кр = 0,70 [9];

Дu - лінійне зношування по задній грані різця Дu = 9,5 мм [9],

Sз = 0,70 · 0,95 · 1.4 = 0,931 смІ

Коефіцієнт об'ємності напруженого стану масиву - для крихких вуглів [9]

коб = = = 1,122

Коефіцієнт опірності різанню ѓЅ (приймається 0,38…0,44) [2]

Приймаємо ѓЅ = 0.38

Y1і - Y0і = 1710 · 0,931 · 1,122 = 1786 Н

Середня сила різання на різці

1 група

Zср1 = 1860 · 0,38 + 1786 = 2493 Н,

2 група

Zср2 = 1225 · 0,38 + 1786 = 2252 Н,

3 група

Zср3 = 1205 · 0,38 + 1786 = 2244 Н,

4 група

Zср4 = 2519 · 0,38 + 1786 = 2743 Н,

Середня сила на гострому різці, яка віджимає його від вибою, Yсер, Н,

Yсер = Yо · Rсж · Sз ·Kоб,

де Yо = кn · Жо,

кn - коефіцієнт, який характеризує відношення сили подачі до сили різання на гострому різці [9], приймаємо кn = 0,7,

1 група

Yсер1 = 0,7 · 1860 + 1786 = 3088 Н;

2 група

Yсер2 = 0,7 · 1225 + 1786 = 2643 Н;

3 група

Yсер3 = 0,7 · 1205 + 1786 = 2630 Н;

4 група

Yсер4 = 0,7 · 2519 + 1786 = 3549 Н;

Сумарна середня сила різання Fв, Н, на шнековому виконавчому органі,

Fв = 0,5 · Кгохв · Кос · ?Жсері · n,

де Кгохв - коефіцієнт впливу кута контакту виконавчого органа з пачкою вугілля, що руйнується, на середню силу різання [9];

Кос - коефіцієнти ослаблення масиву вугілля.

Сумарна середня сила різання на випереджальному виконавчому органі, оскільки він іде по целіку то Кгохв = 1, Кос = 1,

Fв = Ѕ · 1·1·(2493 · 16 + 2252 · 4 + 2244 · 4 + 2743 · 4) = 34420 Н

Сумарна середня сила різання на відстаючому виконавчому органі.

Для відстаючого виконавчого органа

гохв = arccos(3-2Hp/Dв) =arccos(3-2 · 1,55/1,25) = 120°,

згідно [9] для гохв = 120°, Кгохв = 0,7;

Масив ослаблений виконавчим органом, що йде попереду, при роботі на масив

Кос = 0,85 [9],

Fв = Ѕ · 0,7·0,85·(2493 · 16 + 2252 · 4 + 2244 · 4 + 2743 · 4) = 20480 Н

Сумарний момент, що крутить, Мкр, Н·м, на виконавчих органах комбайна

Мкр = 0,5·Fв·Dв,

Мкрвип = 0,5 · 34420 · 1,25 = 21510 Н·м;

Мкрвід = 0,5 · 20480 · 1,25 = 12800 Н·м;

Сумарна середня сила подачі Yсер на виконавчих органах Н,

Yсер = 1/3,14· Кгохв· Кос· Yсері·nі

Yсервип = 1/3,14·1,1(3088·16 + 2643·4 +2630·4 + 3549·4) = 29670 Н;

Yсервід = 1/3,14·0,7·0,85·(3088·16 + 2643·4 +2630·4 + 3549·4) = 16050 Н;

Сила подачі комбайна на вибій Уп, Н,

Уп =Кѓ·(G ·(sinб + ѓЅcosб) + Yсер1 + Yсер2),

де ѓЅ - коефіцієнт тертя переміщення комбайна по конвеєру, приймається ѓЅ = 0,21 [9],

Кѓ - коефіцієнт, що враховує додаткові опори переміщенню комбайна, приймається 1,3 [9],

G - вага комбайна, Н, G = 196000 Н [дод. 4],

Уп = 1,3·[196000·(sin0° + 0,21·cos0°) + 29670 + 16050] = 112944 Н.

Середня потужність різання Рр, на виконавчих органах комбайна, кВт,

Рр = = = 113,7 кВт

Потужність навантаження виконавчого органа Рван, кВт,

Рван = ;

Fван = C + D·hоб,

де С і D - сталі, приймаються для шнекового виконавчого органа, при роботі зі щитком С = 0, D = 350,

середня подача за один оборот виконавчого органа, см,

hоб = 100·Vп/nво = 100· 4,29/44,24 = 9,69 см,

Fван = 0 +350· 9,69 = 3392 Н,

Рван = = 9,8 кВт.

Потужність подачі машини Рп, кВт,

Рп = = = 8,97 кВт

Сумарна потужність комбайна Рм, кВт,

Рм = Рр + Рван + Рп = 113,7 + 9,8 + 8,97 = 132,4 кВт.

Середня потужність і середній момент, що крутить на валу двигуна:

Рсер = Кз·Рм,

Мсер = 9549·Рсер/nдв,

де Кз - коефіцієнт запасу потужності, приймаємо Кз = 1,25 [9],

Рсер = 1,25· 132,4 = 165,5 кВт,

Мсер = 9549· 165,5/1470 = 1076 Н·м.

4. Розрахунок і аналіз продуктивності очисного комплексу

4.1 Розрахунок продуктивності очисного комплексу

Продуктивність комбайна теоретична Qтеор, т/ч:

Qтеор = 60·Нр·Вз·Vп·г = 60 · 1,55 · 0,63 · 4,29 · 1,35 = 339 т/ч;

де Нр - середня розрахункова потужність пласта, м;

Вз - ширина захвату виконавчого органа комбайна, м;

Vп - максимально можлива в конкретних умовах швидкість подачі комбайна, м/хв (див. розділ 3.1);

г - щільність вугілля, т/м³, приймається в межах 1,35...1...1,45т/м³.

Нр = (Нmin + Hmax)/2 = (1,38 + 1,72)/2 = 1,55м

Технічна продуктивність комбайна Qтех, т/ч, (середньогодинна продуктивність за повний цикл виїмки вугілля з урахуванням витрат часу на виконання властивій машині допоміжних операцій і на усунення відмовлень, зв'язаних з конструкцією комбайна і технологічною схемою його роботи), визначається по формулі:

Qтех = Qтеор·Ктех = 339 · 0,352 = 119 т/ч.

де Ктех - коефіцієнт технічно можливої безперервності роботи комбайна в конкретних умовах експлуатації,

Ктех = = = 0,352

Т - час продуктивної роботи комбайна по виїмці вугілля, хв/цикл,

Т = = = 46,6 хв/цикл,

L - довжина лави, м; Lн - довжина ніш, м (коли ніш нема Lн = 0)

За час повного циклу роботи комбайна загальні витрати часу на допоміжні операції

Тдо = Тмо + Тко + Тзі + Тун = 33,3 + 20 + 17,1 + 15,5 = 85,9 хв.

де Тмо - витрати часу протягом циклу на не сполучені маневрові операції (маневровий перегін машини у вихідне положення і т.п.), хв, (приймається за даними хронометражних спостережень стосовно до конкретного типу комбайна і технологічній схеми його роботи або визначається по відомих формулах).

При однобічній схемі роботи комбайна,

Тмо = L / Vм = 200/6 = 33,3 хв.

де Vм - маневрова швидкість переміщення комбайна, м/хв, для комбайну 2ГШ68Б Vм = 6 м/хв..

Тко - час, затрачуваний на кінцеві операції (засувка комбайна в нішу при подачі на вибій базового конвеєра комплексу, перевстановлення навантажувальних щитків і т.п.), хв; по проведених хронометражних спостереженнях Тко можна приймати рівним (на один цикл) 15...30 хв.

Приймаэмо Тко = 20 хв.

Тзі - витрати часу на заміну зношених різців при відомій їхній питомій витраті, хв,

Тзі = Нр·г·L·Вз·Ж·tзі = 1,55 · 1,35 · 200 · 0,63 · 0,13 · 0,5 = 17,1 хв,

L - довжина очисного вибою, м;

Z - питома витрата різців, шт/т;

tзі - час на заміну одного різця, хв.

Для визначення питомої витрати робочого інструмента визначається коефіцієнт міцності вугілля ѓв по шкалі проф. М.М. Протодьяконова,

ѓв = = = 1,733.

По таблиці 4.1 визначається питома витрата різців.

При ѓв = 1,733 питома витрата різців Z = 0,13 шт/т;

Час на заміну одного різця tзі складає 0,5 хв. при швидкодіючому кріпленні.

Витрати часу на усунення несправностей Т_ун, хв, що залежать від технічної досконалості і надійності машин, визначаються по формулі:

Тун = · = · = 15,5 хв

де Кг - коефіцієнт готовності, що використовується для оцінки впливу рівня надійності гірничих машин на розмір їхньої продуктивності і враховує безвідмовність і ремонтоздатність об'єкта.

Приймаємо значення коефіцієнта Кг = 0,75

Підставляючи знайдені значення і зробивши перетворення у формулах, отримаємо:

Ктех = = = 0,352

Експлуатаційна продуктивність Qе, т/г, визначається з урахуванням усіх видів простоїв, що мають місце при роботі комплексу по формулі:

Qе = Qтеор · Ке = 339 · 0,287 = 97,3 т/ч;

де Ке - коефіцієнт машинного часу;

Тео - час усунення експлуатаційних пошкоджених (час експлуатаційних простоїв), хв, не зв'язаних безпосередньо з роботою комплексу (витрати часу на промін вагонеток на навантажувальному пункті, чекання порожняка, електроенергії, усунення вивалів породи і т.п.); орієнтовно можна приймати

Тео =25...30 хв.

Ке = = = 0,287

Розрахункове навантаження на очисної вибій Qр т/добу, визначається за формулою:

Qр = Qе · ( Тзм - tпз ) · nзм = 97,3 · (6 - 0,5)· 3 = 1605 т/добу;

де Тзм = 6г - тривалість зміни;

tпз - час на виконання підготовчо-заключних операцій, приймаємо tпз = 0,5ч, nзм - число робочих змін у добу по видобутку вугілля, приймаємо nзм = 3.

4.2 Перевірка механізованого кріплення по продуктивності комплексу з урахуванням газового фактора

Газоносність шарів обмежує продуктивність виймальних машин за умовою провітрювання очисного вибою. Обраний типорозмір механізованого кріплення повинний забезпечувати необхідне провітрювання вибою (значення концентрації метану у вихідному з лави струмені і швидкості повітряного струменя в лаві не повинне перевищувати 1 % і 4,0 м/с) при необхідній теоретичній продуктивності виймальної машини.

Перевірка кріплення виконується за умовою: [7]

Sф > Sр

де Sф - фактичний перетин робочого простору, м², забезпечуваний обраним типорозміром кріплення Sф = 2,20 м²

Sр - розрахунковий непрохідний перетин робочого простору, обумовлений по формулі:

Sр = = = 1,695 мІ;

де Q - теоретична продуктивність виймальної машини, т/хв;

Vmax - максимально припустима швидкість руху повітря по лаві (4 м/c); d - припустима концентрація метану у вихідному струмені (1% CH4);

Квп = 1,0...1... 1,5-коефіцієнт руху повітря по виробленому простору;

n = 0,8...0...0,9-коефіцієнт природної дегазації.

Умова Sф = 2,20 мІ > Sр = 1,695 мІ виконується, отже прийнятий типорозмір кріплення 1УКП забезпечить необхідне провітрення очисного вибою при продуктивності Qтеор = 5,65 т/хв..

4.3 Перевірка теоретичної продуктивності комбайна по швидкості кріплення очисного вибою

При виборі швидкостей переміщення комбайна і кріплення лави необхідно виходити з того , що швидкість кріплення очисного вибою не повинна обмежувати робочої швидкості переміщення комбайна.

Для забезпечення постійної роботи комбайна бажано приймають швидкість кріплення на 20% вище робочої швидкості переміщення комбайна тобто повинна виконуватися умова:

Vкр > Vп

де Vкр - швидкість кріплення очисного вибою, м/хв,

Vкр = = = 5,95 м/хв

де n - кількість одночасно переміщуваних секцій механізованого кріплення;

Lc - крок встановлення секцій кріплення, м;

Vпер - швидкість пересування секції механізованого кріплення в напрямку вибою, 2,5 м/хв.;

Умова Vкр = 5,95 м/хв > 1,2 · 4,29 = 5,15 м/хв. виконується, отже затримок при роботі комбайну з-за швидкості кріплення очисного вибою не буде.

4.4 Перевірка теоретичної продуктивності комбайна по продуктивності забійного конвеєра

Фактична максимальна продуктивність виймальної машини не повинна перевищувати продуктивності конвеєра по його технічній характеристиці, скоректованої по відносній швидкості руху його тягового органа.

Теоретична продуктивність конвеєра повинна бути на 20...30% вище ніж у комбайна, тобто повинна виконуватися умова:

Qтеор.конв > 1.2…1.3 Qтеор.комб,

До складу комплексу 1УКП входять скребковий конвеєр СП87ПМ з максимальною продуктивністю 536 т/ч, (при швидкості руху скребкового ланцюга конвеєра 1,2 м/с) [2], а теоретична продуктивність комбайна 339 т/ч, умова

Qтеор.конв = 536 т/ч > 1.2…1.3 Qтеор.комб, = 406…440 т/ч, значит конвеєр СП87ПМ забезпечить продуктивну роботу комбайна з теоретичною продуктивністю 339 т/ч.

5. Організація робіт в очисному вибої

Роботи в лаві ведуться добовою комплексною бригадою по п'ятиденною робочому тижні з двома вихідними, один вихідний загальний, другий - по скользящему графіку. На протязі доби режим роботи лави 4-х змінний. Перша зміна ремонтно-профілактична і три - по видобутку вугілля.

Комплексна бригада розбивається по ланкам, в кожну з яких входять: машиніст комбайна і його помічник, два оператора кріплення, чотири гірники на кріпленнях, два гірничих робітника з перетягу забійного конвеєра, , черговий електрослюсар, оператор на навантажувальному пункті лави.

У ремонтно зміну виходить ланка в складі 11 чоловік: 5 ремонтних електрослюсарів, 5 гірників очисного вибою і помічник машиніста комбайна. В цю зміну проводиться ревізія гірничошахтного устаткування з уділенням особливої уваги змащуванню, кріпленню, робочому стану усіх збірних одиниць і деталей. Негодні і зношені вузли і деталі негайно замінюються.

Приймаємо однобічну схему роботи комбайна.

В вихідному положенні забійний конвеєр видвинутий до вибою, комбайн знаходиться у нижній частині лави, його виконавчі органи заведені в пласт вугляр самозарубкою (косими заїздами). По мірі підвигання комбайна уздовж вибою секції кріплення, передвигаючись до вибою, підтримують оголену покрівлю. Пересування секції кріплення здійснюється послідовно. Після виймання вугілля по всій довжині лави проводимо холостий перегін комбайна в нижню частину лави і самозарубку комбайна в пласт косими заїздами. Транспортування конвеєра здійснюємо фронтальну - одночасно по усієї довжині лави.

По закінченні зміни увесь комплекс опробується під навантаженням. Час циклу по вийманню вугілля Тц, хв., визначається виходячи із середньої швидкості переміщення комбайна Vп.сер, м/хв., з урахуванням непродуктивних витрат часу по формулі:

Тц = = = 162,6 хв.

Vп.сер = = = 1,23 м/хв.

Необхідна розрахункова кількість циклів за продуктивний час роботи Nцр, цикл/доба:

Nцр = = = 6,09

де Т - тривалість зміни по видобутку вугілля, хв;

tпз - час на виконання підготовчо-заключних операцій, хв.

Nзм - кількість змін у добу по видобутку вугілля

Значення, Nцр що вийшло, округляється до найближчого меншого цілого числа циклі на добу:

Nцр = 6,0 циклов/доба.

Кількість циклів за зміну на продуктивний час роботи Nцр, цикл/зміна:

Nц = = = 2,0

Видобуток вугілля з одного циклу Qц, т/цикл, у зміну Qзм, т/зм, фактична за добу Qф, т/добу і фактична за місяць Qміс, т/міс:

Qц = = = 263 т;

Qзм = = = 526 т;

Qф = = = 1578 т;

Qміс = = = 40081 т;

де Nдм - кількість днів за місяць по видобутку вугілля, днів (при шестиденному тридцятигодинному робочому тижневі Nдм = 25,4).

Резерв продуктивності Qрез, т/добу, складе

Qрез = Qр - Qф = 1605 - 1578 = 27 т

Місячне просування очисного вибою Lміс, м/міс, складе

Lміс = = = 96 м

Продуктивність праці робітника основної професії Посн, т/вих. і робітника добової бригади Пр, т/вих., складе:

Посн = = = 52,6 т/вих.,

Пр = = = 32,87 т/вих.,

де Nосн - сумарна чисельність робітників основної професії ( машиніст комбайна і його помічники, ГРОВ) в видобувну зміну;

Nр - сумарна чисельність усіх робітників добової бригади

6. Техніка безпеки при роботі очисного комплексу

При експлуатації комплексу в очисному забої необхідно керуватися «Правилами безпеки в вугільних шахтах» [4,5], діючими інструкціями на машини і обладнання, яке входять до складу комплексу.

Гірничо-геологічні та гірничотехнічні умови застосування комплексу повинні відповідати його технічним параметрам.

До роботи по обслуговуванню комплексу і його обладнання допускається персонал, який пройшов додатковий інструктаж по безпеки ведення робіт, зв'язаних з застосуванням комплексу з механізованим кріпленням.

При пересуванні секцій механізованого кріплення і пересуванні конвеєра до вибою машиністи повинні бути займати у лаві робоче місце під захисною распертої секції.

При знятті распора з секції знаходитися під нею категорично заборонено. При пересуванні секції знаходитися попереду секції, яка рухається категорично заборонено.

При експлуатації комплексу повинна приділятися особлива увага стану електрообладнання.

Особлива увага повинна бути звернена на справність механічних і електричних блокувань.

Робота комбайна по видобутку вугілля повинна виконуватися тільки при працюючий системі орошенія.

Перед пуском комбайна необхідно переконатися у відсутності людей у зоні ріжучого органа машини ( не менш 2 м).

При працюючому комбайні категорично забороняється спуск яких-небудь предметів по забійному конвеєрі.

Не допускається робота забійного і штрекового конвеєра у випадку:

- застосування в гідромуфтах приводу глухих або власноручно зроблених пробок з легкоплавкою вставкою;

- погано затягнутих болтів блоку приводних звездочек, зємників ланцюга, замкових з'єднаній става і з'єднувальних звеньєв скребкового ланцюга.

- недостатньому натягу скребкового ланцюга.

Ходження людей по ставу, перехід через забійний конвеєр під час його роботи категорично заборонено.

7. Заходи щодо боротьби з пилом

Збільшення навантаження на очисний вибій призводить до інтенсивного виділення в очисному вибої газа метану і пилу, що складає небезпеку вибуху у лаві, а налічіє пилу, крім цього, є ще причиною тяжкого професійного захворювання - пневмоконіоза.

З метою попередження цього захворювання ПБ встановлені предільно допустимі концентрації пилу в повітрі підземних виробіток: пилу вуглепорідної, яка має від 10 до 70% вільної двоокисі кремнію - 2 мг/мі; пилу вугільного, який має від 2 до 10% вільної двоокисі кремнію - 4 мг/мі; пилу вугільного, який має вільної двоокисі кремнію менш ніж 2% - 10 мг/мі [4].

Ефективне пило придушення і зниження складу пилу в шахтній атмосфері до допустимих норм може бути здійснено комплексом заходів.

Предусматрюємо зрошення місць пилоутворення. Воду подаємо відразу в зону руйнування вугілля, коли ще пил не перейшла у в зважений стан, через полий вал виконавчого органу, трубопровід на шнеку до форсунок. Внутрішнє зрошення сочетаємо з додатковим зовнішнім, при якому форсунки розполагаєм на корпусі комбайна, в місці вантаження вугілля на конвеєр.

Питома втрата води складає 15-20 л/т [4].

Система зрошування комбайна 2ГШ68Б складається з насосної установки 1УЦНС13 та зрошувального пристрою на комбайні, який забезпечує зовнішнє та внутрішнє зрошення.

У очисному вибої у відповідності с ПБ разом з комплексом заходів по пилопридушенню, для захисту органів дихання робочих приймаємо протипилові респіратори «Лепесток».

шнековий комбайн очисний різання

8. Монтаж і демонтаж комплексу

Серійно випускаємі очисні комплексі у процесі експлуатації монтують і демонтують декілька разів: частково на поверхні контрольної перевірки обладнання і навчання робочих у лаві після відпрацювання однієї лави і перехід до другої.

Кожен перемонтаж триває 20-30 діб і більше. При цьому працеємність складає 300-500 чол.-змін, а вартість 6-10% вартості комплексу. В сучасний час монтажно-демонтажні роботи проводять спеціальні організації з використанням оптимальних технологічних схем і серійного обладнання для механізації цих робіт.

Приймаємо 2-гу схему монтажу комплексу [4]. Механізоване кріплення 1УКП доставляється в шахту до місця встановлення у частково або повністю розбірному виді. Збірку секцій проводять на спряженні штреку з монтажною камерою (розрізною піччю) або на місці їх встановлення.

У вентиляційному штреку встановлені дві лебідки 1 і 2 типу ЛВД-24, за допомогою яких платформи з обладнанням по одній відкатують в монтажну камеру до канатного бар'єру 3. Платформи скріплюють між собою і к останній прикріпляють канат від лебідки 1. Далі спускають вантаж в монтажну камеру до місця розвантаження. За допомогою монтажного станка 4 типа МС секції розвантажують, встановлюють перпендикулярно до лінії вибою в робоче положення, піднімають перекриття і підпирають його стійкою. Під перекриття у гніздо основи секції вручну вставляють і закріплюють в гідро стійку. Далі опускають перекриття на гидростійку, закріпляють її верхній кінець і распирають її. Лінійні секції забійного конвеєра встановлюють на основі секції за допомогою монтажного станка. Далі протягують нижню вітку скребкового ланцюга і закріплюють гідродомкрат пересунення. На кінець, монтують комбайн і обладнання енергопоїзда. При демонтажі комплексу за 5-7 м до місця зупинки лави над секціями кріплення будують захисний настил з товстих досок 1. Після демонтажу комбайна, гідро обладнання і забійного конвеєра починають демонтувати секції механізованого кріплення. Для цього дві крайні секції повертають на 90° в положення 3 уздовж вісі лави і встановлюють рядом для підтримки покрівлі. Після демонтажу кожної секції ці дві демонтажні секції пере двигають на ширину секції. Покрівля позаду них не підтримується і обвалюється. Вентиляція демонтажної камери здійснюється вентилятором місцевого провітрювання.

Размещено на http://www.allbest.ru/

Размещено на http://www.allbest.ru/

Висновки

Для заданих умов був прийнятий комплекс очисного обладнання 1УКП, до складу якого входять механізоване кріплення 1УКП, очисний комбайн 2ГШ68Б з винесеною системою подачі ВСП, скребковий конвеєр СП87ПМ з кабелеукладальником, модернізовані штрекові кріплення спряження, перевантажувач на штреку, насосні станції СНТ32, електрообладнання, система автоматичного і дистанційного керування машинами комплексу та інше допоміжне обладнання.

Проведений розрахунок і аналіз кінематичної та гідравлічної схем комбайна 2ГШ68Б.

Розраховані параметри шнекового виконавчого органа. Розроблена схема набору різців на виконавчому органі комбайна.

Розраховані теоретична, технічна і експлуатаційна продуктивності комбайна, Qтеор = 339 т/ч, Qтех. = 119 т/ч, Qе = 97,3 т/ч.

Механізоване кріплення перевірена по продуктивності комплексу з урахуванням газового фактору.

Теоретична продуктивність комбайна перевірена по швидкості кріплення очисного вибою і продуктивності забійного скребкового конвеєра.

Розглянуті питання організації робіт в очисному вибої. Вирахувана кількість циклів у зміну - Nц = 2,0, видобуток вугілля з одного циклу - Qц = 263 т/цикл. Добове навантаження на очисний вибій склала 1578 т/доба.

Розглянуті питання техніки безпеки при роботі очисного комплексу, заходи щодо боротьби з пилом, монтаж та демонтаж комплексу.

Перелік посилань

1. Комплексная механизация очистных работ на угольных шахтах /Е.Д. Дубов, Г.Н.Голубев - Киев: Техника 1988. - 208 с.

2, Машини и оборудование для угольных шахт: Справочник /Под ред. В.Н.Хорина.-М; Недра, 1987.-424 с.

3. Яцких В.Г., Спектор А.А., Кучерявый А.Г. Горные машины и комплексы.-М.: Недра, 1984.-400 с.

4. Правила безопасности в угольных шахтах. ДНАОП 1.1.30-01-96. Киев.

5. Сборник инструкций к правилам безопасности в угольных шахтах. 2 тома. ДНАОП 1.1.30-01-967, Киев. 1996.

6. Методические указания к изучению темы «Передаточные механизмы очистных комбайнов» по дисциплине "Горные машины и комплексы" /Сост. А.ДЗахарченко. -Коммунарск; КГМИ, 1990.-47 с.

7. Методические указания к выполнению курсовой работы (проекта) по дисциплине "Горные машины и комплексы¹' для студентов всех специальностей дневной и заочной форм обучения /Сост. В.В.Тугай, М.В.Плетнёв, А.Г.Пегров. Харьков: УИПА, 2008. -64 с.

Список джерел

1. Шуцкий В.П., Волощенко Н.Й., Плащанский Л.А. Электрификация подземных горных работ: Учебн. для вузов. - М: Недра, 1986. -364 с.

2. Электроснабжение угольных шахт /С.А.Волотковский, Ю.Т. Разумный, Г.Г. Пивняк и др. -М.: Недра, 1984.- 376 с.

3. Справочник по электроустановкам угольных предприятий. Электроустановки угольных шахт: Справочник /В.Ф.Антонов, Ш.Ш. Ахмедов, С.А.Волотковский и др.: Под общ. ред. В.В. Дегтярева, В.И. Серова, Г.Й. Цепелинского. -М.: Недра, 1988.-727 с.

4. Прогрессивные технологические схемы разработки пластов на угольных шахтах. -М.: Изд-во ИГД им. А.А. Скочинского, 1979.-ч. 1.-332 с; ч.2.- 214 с.

5. Типовые проектные решения 401-11-59 Трансформаторные подстанции подземные участковые. -М: Центрогипрошахт, 1979.- 98 с.

6. Правила безпеки у вугільних шахтах- Київ, 1996 - 418 с.

7. Збірник інструкщй до правил безпеки у вугільних шахтах.-Київ, 1996. Т. 1.-425с; Т.2.-415 с.

8. Электрооборудование и электроснабжение участка шахты: Справочник /Р.Г.Беккер, В.В. Дегтярев, Л.В. Седаков и др. -М: Недра, 1983.- 503 с.

9. Дзюбан B.C., Риман Я.С., Маслий А.К. Справочник энергетике, угольной шахты. -М.: Недра, 1983.- 542 с.

10. Методические указания к выполнению курсового проекта по дисциплине "Электрификация подземных горных работ" /Сост. Ю.М. Козлов.-Коммунарск: КГМИ, 1990.-95с,

11. Новое взрывозащищенное электрооборудование: Справочник/ А.И. Пархоменко, B.C. Дзюбан, И.Г. Ширин, А.К. Маслий. - Киев: Техшка, 1986.-141 с.

12. Колосюк В.П., Муфель Л.А., Кудренко П.К. Справочник работника электромеханической службы участка шахты. - Киев: Техника, 1989.- 207 с.

13. Руководство по ревизии, наладке и испытанию подземных электроустановок шахт/Сост.: В.А. Чумаков, М.С.Глухов и др. Под ред.. В.В.Дегтярева - 2-е изд., перераб. и доп. - М.: Недра, 1989. - 614с.

14. Справочник энергетика угольной шахты: В 2Т./ B.C. Дзюбан, И.Г. Ширнин, Б.Н. Ванеев, В.М. Гостищев; Под общ. ред. конд. техн. наук Б.Н. Ванеева. -Изд. 2-е доп и перераб. - Донецк: ООО «Юго-Восток, Лтд»,г 2001.- Т.1.:(Гл.1-21).-447с.

15. Справочник энергетика угольной шахты: В 2Т./ B.C. Дзюбан, И.Г. Ширнин, Б.Н. Ванеев, В.М. Гостищев; Под общ. ред. конд. техн. наук Б.Н. Ванеева. -Изд. 2-е доп и перераб. - Донецк: ООО «Юго-Восток, Лтд»,г 2001.- Т.2.:(Гл.22-44).-440 с.

Размещено на Allbest.ru