ПОЗНАВАТЕЛЬНОЕ

Оси и плоскости тела человека - Тело человека состоит из определенных топографических частей и участков, в которых расположены органы, мышцы, сосуды, нервы и т.д.

Отёска стен и прирубка косяков - Когда на доме не достаёт окон и дверей, красивое высокое крыльцо ещё только в воображении, приходится подниматься с улицы в дом по трапу.

Дифференциальные уравнения второго порядка (модель рынка с прогнозируемыми ценами) - В простых моделях рынка спрос и предложение обычно полагают зависящими только от текущей цены на товар.

Расчетный срок службы шахты

12 3 4

Кафедра разработки месторождений полезных ископаемых

ТЕХНОЛОГИЯ ГОРНОГО ПРОИЗВОДСТВА

Программа курсового проекта для студентов электромеханических специализаций специальности «130400 Горное дело»,

САНКТ-ПЕТЕРБУРГ

УДК 622.271.3 (075.83)

ТЕХНОЛОГИЯ ГОРНОГО ПРОИЗВОДСТВА: Методические указания к курсовому проектированию / Национальный минерально-сырьевой университет «Горный»/ Сост.: Дмитриев П.Н. СПб, 2016, 38 с.

Приведены программа и методика выполнения курсового проекта, перечислены общие требования, предъявляемые к пояснительной записке и графической части работы.

Программа предназначена для студентов электромеханических специализаций специальности «130400 Горное дело»

Табл. 10. Ил.17. Библиогр.: 8 назв.

университет «Горный», 2016

ВВЕДЕНИЕ

Курсовой проект по дисциплине «Технология горного производства» поможет закрепить знания, полученные студентами в четвертом семестре, выработать навыки самостоятельной работы по выбору и обоснованию схем вскрытия шахтного поля, способов подготовки систем разработки, средств механизации горных работ и технологических процессов.

Выполнение курсового проекта даст каждому студенту четкое и конкретное представление об условиях эксплуатации горных машин и оборудования, роли механизации горных работ в обеспечении высоких технико-экономических показателей как горного предприятия в целом, так и отдельных его участков, а в дальнейшем реальную основу для оценки требований при конструировании и безопасной эксплуатации горных машин и комплексов.

ТЕМА КУРСОВОГО ПРОЕКТА

Курсовой проект выполняется на общую тему «Вскрытие, подготовка, система и технологическая схема разработки свиты угольных пластов» в условиях угольного бассейна или производственного объединения, указанного руководителем проекта.

Тема курсового проекта предусматривает решение вопросов выбора схем вскрытия, подготовки, системы разработки одного из угольных пластов, технологических схем очистного и подготовительного забоев по рассматриваемому пласту, организации работ в забоях.

Задание на выполнение курсового проекта выдается руководителем каждому студенту в сроки, определяемые учебным графиком. Бланк задания подшивается к пояснительной записке за титульным листом. Курсовой проект без выданного руководителем задания не рассматривается.

В задании на курсовое проектирование приедены следующие исходные данные:

- горно-геологические условия месторождения: количество рабочих пластов в свите и их мощность, угол падения пластов и расстояние между ними, глубина залегания верхней технической границы шахтного поля, мощность междупластья;

- горно-технические условия - газоносность пластов, а в отдельных случаях - осложняющие факторы разработки, например, тектоническая нарушенность пластов, амплитуда изменения мощности пластов, склонность угля к самовозгоранию или внезапным выбросам; удароопасность, склонность почвы к пучению с соответствующими дополнительными характеристиками;

- технические условия проектирования (размеры шахтного поля и его конфигурация, срок службы шахты, производственная мощность шахты).

Курсовой проект состоит из пояснительной записки и графической части.

ГРАФИЧЕСКАЯ ЧАСТЬ

Графическая часть курсового проекта выполняется на листе чертежной бумаги формата А1 карандашом. Допускается применять дополнительные чертежи форматов А2, A3, А4. На чертеже должны быть представлены:

1) Схема вскрытия шахтного поля (вертикальный разрез по линии падения пласта, без разрывов) в масштабе 1:5 000 или 1:10 000;

2) План шахтного поля (без разрывов) в плоскости одного из пластов в масштабе 1:10 000 или 1:20 000, на котором следует указать:

2.1. Схему подготовки шахтного поля;

2.2. Схему расположения капитальных, подготовительных и очистных выработок на момент пуска шахты в эксплуатацию;

2.3. Пути транспортирования полезного ископаемого от забоя первого выемочного участка на поверхность и доставки вспомогательных материалов к очистному забою;

2.4. Путь движения воздуха для проветривания очистных и подготовительных забоев.

3) Систему разработки по одному из угольных пластов в масштабе 1:2 000 (допускается использование линий разрыва), в том числе:

3.1. Узлы сопряжения горизонтальных и наклонных горных выработок;

3.2. Пути движения воздуха для проветривания очистных и подготовительных выработок с указанием местоположения вентиляторов местного проветривания;

3.4. Пути транспортирования полезного ископаемого от очистного забоя до главного откаточного штрека с указанием типов транспортного оборудования.

4 .Схему очистного забоя в масштабе 1:100 или 1:50, в том числе:

4.1. Тип средств выемки и доставки угля, способ управления кровлей, охраны и поддержания подготовительных выработок в зоне влияния очистных работ;

4.2. Конструкцию и размеры крепи, расстояние между элементами по длине и ширине выработки, расстояние от забоя до первого ряда стоек и концов консолей верхняков механизированной крепи, очередность и порядок передвижки секций крепи.

5. Узлы сопряжения лавы с вентиляционным и конвейерным (откаточным) штреками в масштабе 1:50 или 1:100.

6. Характерные поперечные сечения очистного забоя с указанием габаритов выемочного и доставочного оборудования и крепи в масштабе 1:50.

7. Поперечное сечение одной из подготовительных выработок с указанием габаритов транспортных средств, величины допустимых зазоров, местоположения угольного пласта в масштабе 1:50 или 1:100.

8. График организации работы в очистном забое.

ПОЯСНИТЕЛЬНАЯ ЗАПИСКА

Раздел I.Основные параметры шахты.

1.1. Определение размеров шахтного поля, балансовых и промышленных запасов, потерь, сроков службы шахты, последовательность отработки и группирование пластов.

Основные размеры шахтного поля: - размер шахтного поля по простиранию (S) и размер шахтного поля по падению (H) для прямоугольных шахтных полей увязаны между собой через балансовые запасы шахтного поля Q_б и суммарную производительность пластов, (∑p) предназначенных к отработке.

1.2. Балансовые запасы шахтного поля

, т

1.3. Cуммарная производительность пластов:

∑p=∑m∙γ, т/м² ,

где ∑m – суммарная мощность рабочих пластов в свите, м;

γ – средняя плотность угля в массиве, т/м³.

При ориентировочных расчётах можно принимать среднюю плотность антрацита 1,6 т/ м³, каменного угля 1.35 т/м³, бурого угля 1,2 т/м³.

1.4 Годовая производственная мощность шахты (А) и её расчётный срок службы (Т_р) определяют необходимую величину промышленных запасов шахтного поля (Q_п)

Q_п=А∙Т_р , т

1.5. Промышленные и балансовые запасы шахтного поля связаны между собой коэффициентом извлечения запасов с:

, т

Коэффициент извлечения с характеризует собой полноту извлечения балансовых запасов при разработке пластов и зависит от вынимаемой мощности рабочих пластов и их угла падения. При укрупненных расчетах величина с принимается:

- для весьма тонких и тонких пластов 0,94 ÷ 0,92

- для пластов средней мощности 0,92 ÷ 0,90

- для мощных пологих пластов 0,88 ÷ 0,86

- для мощных крутых пластов 0,85 ÷ 0,8

1.6 Основные параметры шахты, размеры шахтного поля и его промышленные и балансовые запасы месторождения взаимоувязаны выражением

A∙T=S∙H ∑pc

Используя данное выражение можно определить любой из неизвестных параметров шахты или шахтного поля.

1.7. При двух неизвестных размерах шахтного поля по падению (Н = ?), и по простиранию (S = ?) вначале определяют размер шахтного поля по падению

, м,

где α – угол падения пласта, град.

1.8. При неизвестном сроке службы шахты (Т=?) и неизвестных размерах шахтного поля (S = ? и Н = ?) расчетный срок службы шахты следует принять исходя из параметрического ряда производственной мощности шахт и рекомендуемого срока службы для шахт малой, средней и большой производственной мощности (табл.1).

Таблица 1

Расчетный срок службы шахты

Шахта	Производственная мощность шахты (А_ш.г), млн.т/год	Расчетный срок службы, лет
Малой мощности	до 1,2	30 - 40
Средней мощности	1,2; 1,5; 1,8; 2,1; 2,4; 3,0; 3,6	50 - 60
Крупные шахты	4,5 и более	По проекту

1.9. Годовая производственная мощность определяется по формуле:

, т,

где А _сут − суточная добыча шахты, т/ сут

n_р.д − число рабочих дней в году (в расчетах принять равным 300)

Раздел 2. Подготовка шахтного поля.

Выбор способа подготовки шахтного поля. Размещение стволов в шахтном поле. Определение необходимого количества действующих и резервных лав и размещение их на пластах, этажах и панелях. Определение высоты этажа или яруса, порядка и направления отработки выемочных полей.

2.1. Типовые схемы подготовки шахтного поля представлены в приложении 1 на рис П1.4 − П15.

2.2. При определение необходимого количества действующих и резервных лав необходимо определить суммарную производительность пластов

∑p=∑m∙γ, т/м²

2.3.Годовое подвигание действующих очистных забоев:

v_Д= n_р.д r n_Ц∙k, м,

где r − ширина захвата выемочного органа комбайна, м;

n_Ц − количество циклов за сутки , шт.;

k − коэффициент зависящий от горно-геологических условий ( 0,85-0,95).

2.4. Действующая линия очистных забоев; на каждом пласте:

h_Д=А∙k_Д∙_∙k_оч/(v_Д∙∑р∙с^′), м

где k_Д − коэффициент добычи угля из действующих очистных забоев в общешахтной добыче, который может быть выражен как отношение числа лаво-смен в сутки действующих забоев к числу лаво-смен всех очистных забоев (действующих и резервно-действующих. При трёх сменах по добыче угля в благоприятных горно-геологических условиях k_д = 0,92 – 94, в неблагоприятных k_д= 0,86 – 0,9. В расчётах следует принимать бόльшие значения k_д.

k_оч – коэффициент, учитывающий количество забоев по добыче угля на выемочном участке. При отработке тонких и средней мощности пластов длинными забоями с проведением подготовительных выработок узким забоем k_оч=1, широким - k_оч=0,9.

с^′- коэффициент извлечения угля в очистном забое (с^′=.97)

2.5. Действующая линия очистных забоев по шахте:

∑h_Д= h_Д∙n_пл, м,

где n_пл - число пластов, принятых к одновременной разработке.

2.6. Число действующих забоев по шахте:

∑n_л.д. =∑h_Д / l_л, шт,.

где l_л – длина лавы, м

Полученное число ∑n_л.д.округляют до целого числа

2.7. Суммарная длина действующей линии очистных забоев (принятая)

∑h_Д=∑n_л.д∙ lл, м

Согласно нормативному документу ПТЭ, при благоприятных горно - гелогических условиях на 5-6 лав действующих принимается одна резервно – действующая, при неблагоприятных на 3 - 4 действующих лав принимается одна резервно – действующая

2.8. Суммарная длина резервно-действующей линии забоев

∑h_рез. = lл∙∑n _л.рез., м,

где∙ ∑n _л.рез – суммарное число резервно - действующих забоев.

2.9. Общее число забоев по шахте

∑n _л.об. = ∑n _л.д. ∑n _л.рез., шт_.

2.10. Длина общей линии очистных забоев по шахте:

∑h_об. = ∑h_д + ∑h_рез., м

2.11.Максимально возможная суточная добыча шахты при условии одновременной работы всех действующих и резервно-действующих забоев с полным числом смен по добыче угля

A_ш_(max) = ∑h_об∙r n_Ц(_∙∑р ∕ n_ПЛ ) с^′,т,

где n_ПЛ – количество пластов принятых к одновременной разработке.

2.12.Коэффициент резерва производственной мощности шахты по очистным работам:

k_рез= A_ш(_max₎ / А_сут.

2.13.Среднегодовое подвигание общей линии очистных забоев по шахте:

v_об = n_р.д r n_Ц∙/ k_рез., м

Если принять к расчету следующие данные: производственная мощность шахты А = 3 млн т/год; число разрабатываемых пластов 3, мощностью m₁, = 0,9 м; т₂=1,2ми m_з = 1,6 м; средняя плотность угля в массиве γ = 1,3 т/м³; угол падения пластов α=17^Q; ширина захвата комбайна. r = 0,63 м; число циклов в сутки n_ц = 6; число смен по добыче угля 3; длина лавы l_л=180 м; горно-геологические условия разработки благоприятные; газоносность пластов незначительная; коэффициент извлечения угля в очистном забое с′ = 0,97, то мы получим, что общее число забоев по шахте составит 12 забоев.

Поскольку число забоев на каждом пласте составляет 4, то при этажной подготовке в этаже необходимо разместить, две лавы путем разделения этажа на два подэтажа. Приняв столбовую систему разработки с доставкой угля на передний участковый бремсберг, при ширине целиков над этажным: транспортным и под вентиляционным игреками 25 м, между подэтажами 15 м, между этажами 20 м и средней ширине штреков 3,5 м найдем высоту этажа ( Схема к определению высоты этажа представлена на рис П1.7)

Нэт=2∙180+(25+25+15+20)+4∙3,5=459 м.

. Округлив, принимаем Нэт =460 м.

При панельной подготовке все четыре забоя па пласте можно разместить в одной панели с одновременной отработкой двух ярусов, т.е. без разделения яруса на подъярусы. Приняв столбовую систему разработки лава-ярус, средней ширине штреков 4,5м и ширину междуярусного целика 20 м, получим:

Н_яр=1∙180+20=2∙4,5=209 м.

Тогда количество ярусов составит:

n_яр = Н / Н_яр, шт.

Округлив, количество ярусов до целого числа, уточняем размер шахтного поля по падению

Н_ут= n_{яр ут)} Н_яр, м.

Вопрос о том, какую же схему размещения забоев принять окончательно, необходимо решать, путем экономического сравнения вариантов подготовки и системы разработки в каждой схеме.

Раздел 3. Вскрытие шахтного поля.

3.1. Два варианта вскрытия шахтного поля, являющиеся наиболее приемлемыми для заданных горно-геологических условий представляются в пояснительной записке

3.2. . Эскизы и описание вариантов.

3.3. Выбор одной из технически целесообразных в заданных условиях схем вскрытия шахтного поля, определяется исходя из минимума затрат на строительство и эксплуатацию шахты. (В данной брошюре выбор одной из технически целесообразных в заданных условиях схем вскрытия шахтного поля определяется методом логического сравнения, которое следует описать). Выбранная схема вскрытия представляется на листе формата №1. Типовые схемы вскрытия представлены в приложении 1 на рис. П1.1 − П1.3.

Раздел4. Система разработки

4.1.Выбор системы разработки по одному из пластов. Параметры системы разработки. Краткое описание системы разработки. На рисунке указывается путь следования груза от забоя до поверхности, а также путь следования воздушной струи для проветривания очистных и подготовительных забоев. Один из вариантов системы разработки длинными столбами по простиранию пласта представлен в приложении 1 на рис.П1.8; длинными столбами по падению пласта - в приложении 1 на рис. П1.9.

Раздел 5.Технология очистных и подготовительных работ

5.1.Технология, механизация и организация очистных работ. Технологическая схема очистного забоя и выемочного участка. Технические характеристики выемочных и транспортных машин и крепи очистного забоя [5],технологические процессы очистной выемки и последовательность их выполнения. Технологическая схема очистного забоя с комплексом КМ-137 представлена на рис. П1.11.

5.2.Расчет нагрузки на очистной забой осуществляется по программе (АV01) [1]. Составление и обоснование планограммы работ. Один из вариантов планограммы работ представлен на рис П1.10.

5.3. Проветривание и дегазация выемочных участков

Проверка нагрузки на забой по фактору проветривания. осуществляется по программе (АV22). [2].

Нагрузка на очистной забой — лаву по техническим возможностям механизированного комплекса должна быть обеспечена соответствующим расходом воздуха на выемочном участке. Проблема состоит в том, что, чем интенсивнее отбивается уголь в лаве, тем больше выделяется метана на выемочном участке. Величина концентрации метана в шахтной атмосфере регламентируется «Правилами безопасности в угольных шахтах», подача воздуха для разбавления метана до допустимых концентраций ограничена по скорости его движения в очистном забое и в подготовительных выработках.

Корректное решение задачи о максимально допустимой по газовому фактору нагрузки на очистной забой приведено в «Руководстве по проектированию вентиляции угольных шахт» и в компьютерных программах d01, d03, d04. Здесь же рассматривается упрощенная расчетная методика оценки максимальной по условиям вентиляции нагрузки на очистной забой A_в с допущением, что относительное метановыделение не зависит от интенсивности отбойки и транспортирования угля на выемочном участке.

Нагрузка на забой по условиям вентиляции равна:

где S_л – сечение лавы в свету, м²; v_м – максимально допустимая скорость движения воздуха в лаве, м/с; k_м – суточный коэффициент машинного времени; k_о.з – коэффициент, учитывающий движение воздуха по части выработанного пространства, непосредственно прилегающей к призабойному пространству; c – максимально допустимая концентрация метана в исходящей из очистного забоя струе воздуха, %; c_о – концентрация метана в поступающей в очистной забой струе воздуха, %; k_д.е – коэффициент естественной дегазации пласта; q_пл – метанавыделение из пласта, м³/т; k_дп – коэффициент эффективности дегазации пласта; q_вп – метановыделение в выработанном пространстве, м³/т; k_вп – коэффициент, учитывающий долю поступления метана из выработанного пространства в призабойное пространство; k_дв – коэффициент эффективности дегазации выработанного пространства.

Площадь поперечного сечения лавы в свету, свободная для прохода воздуха, для лав с индивидуальной крепью

где m — вынимаемая мощность пласта; b — минимальная ширина призабойного пространства лавы по паспорту крепления; k — коэффициент, учитывающий загроможденность призабойного пространства крепью и оборудованием, k = 0,75 — 0,85.

Для лав, оборудованных механизированной крепью, площадь поперечного сечения лавы в свету определяется интерполяцией паспортных данных крепи по мощности пласта:

где S_max и S_min — максимальная и минимальная площадь поперечного сечения лавы в свету при максимальной (m_max) и минимальной (m_min) мощности пласта по технической характеристике механизированной крепи.

Значения коэффициента K_о.з, учитывающего движение воздуха по части выработанного пространства, прилегающего к призабойному пространству, зависят от литологического состава пород непосредственной кровли и способа управления кровлей (табл.2).

Таблица 2

Значения коэффициента К_о.з.

Управление кровлей	Породы кровли	K_о.з
Полным обрушением	Песчаники	1,3
	Песчанистые сланцы	1,25
	Глинистые сланцы	1,20
	Сыпучие породы	1,05
Плавным опусканием	Глинистые сланцы	1,15
Частичной закладкой	Любые породы	1,10
Полной закладкой	Любые породы	1,05

Повысить допустимую по газовому фактору нагрузку на очистной забой можно за счет схем проветривания выемочного участка и за счет дегазации источников метановыделения.

Метан на выемочном участке выделяется из разрабатываемого пласта, из отбитого и транспортируемого угля, из выработанного пространства. Применяют схемы вентиляции с последовательным разбавлением метана по источникам выделения с выдачей отработанной струи воздуха на массив и выработанное пространство (рис. П1.12а и П1.12б); с частично обособленным разбавлением метана с подачей подсвежающей струи воздуха Q_доп2 и Q_доп1 для разбавления метана, выделяющегося из выработанного пространства и из транспортируемого вне лавы угля (рис. П1.12в и П1.12г); с полностью обособленным разбавлением метана по источникам его выделения с подачей одной Q_доп и двух струй воздуха (рис. П1.12 д и П1.12е).

Если отработанная струя воздуха выдается на выработанное пространство K_в.п = 0 — 1, так как метан, выделяющийся в выработанном пространстве, разбавляется дополнительными утечками воздуха. Причем значение коэффициента K_в.п тем меньше, чем больше утечки воздуха, что можно регулировать устройством вентиляционных окон в сооружениях (бутовых полосах, органном ряду крепи, бутокострах, литых полосах из быстротвердеющих материалов), возводимых для охраны воздухоотводящей выработки.

Разрабатываемый пласт дегазируют скважинами, пробуренными из подготовительных выработок (рис.П1.13) или с земной поверхности и подключенными к вакуумной системе (K_д.п = 0,3 — 0,5). Если требуется более высокий коэффициент эффективности дегазации пласта (K_д.п = 0,5 — 0,6), выполняют предварительный гидроразрыв пласта через скважины.

Выработанное пространство, где метан выделяется из обрушенных пластов-спутников, из разгруженных от горного давления пород, из угля, оставленного в виде потерь, можно дегазировать скважинами, пробуренными на пласты-спутники (рис. 36), в купола обрушения. Можно также отводить метановоздушную смесь при помощи эжекторов, вентиляторов. В зависимости от применяемого способа дегазации выработанного пространства K_д.в = 0,2 — 0,7.

Если необходима более высокая степень дегазации проводят комплексное воздействие на один и тот же источник метановыделения из нескольких пунктов, например, скважинами, пробуренными с земной поверхности и из подземных выработок. Итоговый коэффициент эффективности комплексной дегазации источника

где K_д1 , K_д2 , ..., K_дn — коэффициенты эффективности дегазации из i‑го пункта воздействия на источник.

5.4.Технология проходки горной выработки

Выбор формы и размеров поперечного сечения горной выработки. Тип и материал крепи, способ проходки. Основные технологические процессы проведения выработки и средства их механизации. Технологическая схема проведения выработки. Скорость проходки.

Размеры поперечного сечения выработки (ширина, высота и площадь её сечения в свету) определяются:

- видом, числом и габаритами транспортных средств и другого оборудования, размещаемого в выработке по её технологическому назначению;

- безопасными зазорами между подвижным составом и стенками выработки при эксплуатации выработки;

- допустимой «Правилами безопасности» скоростью движения вентиляционной струи воздуха для данного типа выработки (табл. П2.1)

5.4.1. Минимальная ширина выработки на уровне транспортных средств по условию безопасной эксплуатации транспортных средств;

а) при размещении в выработке одного транспортного средства

,мм

б) при размещении в выработке транспорта разного вида

B = m + A₁ +n + A₂ + b ,мм

в) при размещении в выработке двух рельсовых путей

B = m + A +n + A + b ,мм

где m – величина минимально-допустимого зазора между стенкой выработки и транспортным средством, мм;

А – габаритная ширина транспортного средства, мм ;

n – величина минимально-допустимого зазора между транспортными средствами, мм;

b – минимальная ширина свободного прохода для людей на высоте 1,8 м от почвы выработки (трапа или тротуара) в месте прохода, мм

А₁ и А₂ – габаритная ширина транспортных средств 1 и 2, соответственно, мм

Значения параметров А, А₁ и А₂ принимают по технической характеристике транспортного средства из справочников [ 5].

Величину минимально-допустимых зазоров m и n принимают по ПБ [ 6]

(Допускается принимать значения параметров m и n по справочному приложению к данной работе)

5.4.2. Выбор параметров типового поперечного сечения горной выработки.

По найденному значению В по справочнику [3] выбирают типовое сечение выработки, имеющее равное или ближайшее большее к расчетному значение В_тр на уровне транспортных средств (Допускается принимать значения параметров по справочному приложению к данным методическим указаниям).

Выписывают из справочника основные параметры сечения выработки:

– площадь сечения выработки в проходке - S_пр =… , м²;

– площадь сечения выработки в свету - S_св =………. , м²;

– ширина выработки по почве в свету - B_кр =……… , мм;

– ширина выработки по почве в проходке - В_{. пр} =… , мм;

– высота выработки в свету – H_св =…… , мм;

– высота выработки в проходке – H_пр = …, мм;

и др. необходимые для вычерчивания поперечного сечения выработки.

5.4.3.Сечение выработки в свету закрепленной арочной металлической крепью из спецпрофиля ( рис. П1.14)

S_св=B_кр( h_o+0,39) B_кр, м²

где h_o – прямая часть стойки арочной металлической крепи (рис.П1.14)

(Допускается принимать значения параметров типового сеченияпо приложению 1 табл. П1.1 – 1.5)

5.4.4.Количество воздуха необходимое для проветривания данной выработки:

м³/с,

где q – норма воздуха зависящая от категории шахты (для категории І q = 1,0 м³/ мин на тонну суточной добычи; для категории ІІ q= 1,25 м³/ мин на тонну суточной добычи; для категории ІІІ q= 1,5 м³/мин на тонну суточной добычи);

А_с– суточная добыча угля, транспортируемая по данной выработке, т (принимается по данным расчета по программе АV 01);

z – коэффициент запаса ( z=1,45).

5.4.5. Проверка сечения выработки по допустимой скорости движения воздуха

Принятое сечение выработки проверяют по допустимой скорости движения в ней воздуха V_д по формуле:

, м/с

где V_д –допустимая ПБ скорость движения воздуха по выработке заданного типа, м/с [6] ( табл. П2.1).

V_р – расчетная скорость движения воздуха, м/с;

Q – количество воздуха, проходимое по выработке, м³ /с;

S_св – принятая площадь типового поперечного сечения выработки в свету (после осадки для податливых крепей), м².

При выполнении условия по допустимой скорости движения воздуха делается заключение о правильности подбора типового сечения выработки.

При расчетной скорости движения воздуха в выработке при принятом типовом сечении большей чем допустимая принимают ближайшее большее типовое сечение и повторяют проверку скорости воздуха при большем сечении выработки. Расчеты повторяют до выполнения требуемого условия и делают заключение о правильности выбора сечения.

5.4.6. Графическая часть – чертеж принятого поперечного сечения выработки, а также вид сбоку и в плане выполняется в масштабе 1:50 (см. приложение 1, рис.П1.15)

12 3 4