1 Технология подземных горных работ на шахте "Заполярная" 4 Содержание с. Введение 3 1 Технология подземных горных работ на шахте "Заполярная" 4 1.1 Общие сведения о шахте "Заполярная" 4 1.2 Характеристика пластов угля и боковых пород 4 1.3 Качество углей 5 1.4 Газоносность пластов 5 1.5 Сведения о вскрывающих выработках 6 1.6 Размеры выемочного поля 7 1.7 Характеристика системы разработки 7 1.8 Технология работ в лаве 8 1.9 Схема проветривания участка 10 1.10 Расчет действующей линии забоев 11 2 Механизация горных работ 14 2.1 Параметры забойного оборудования 15 2.2 Выбор оборудования комплекса механизации очистного забоя 17 2.3 Выбор выемочных машин и механизмов 18 2.4 Расчет параметров работы комбайна 18 3 Шахтный транспорт 25 3.1 Транспортировка угля 25 3.2 Транспортировка материалов и оборудования 26 3.3 Перевозка людей 26 3.4 Расчет ленточного конвейера 27 4 Стационарные установки 35 4.1 Вентиляторные установки 35 4.2 Подъемные установки 38 4.3 Проверочный расчет водоотливной установки 40 5 Рудничный электропривод 47 6 Электроснабжение 54 6.1 Расчет электроснабжения участка на 1140 В 55 7 Автоматизация производственных процессов 62 7.1 Средства автоматизации управления подъемными машинами 63 8 Охрана труда 9 Совершенствование крепи сопряжения ОКС-IV в условиях шахты.75 10 Список использованных источников 112 Введение Современное горное предприятие-это крупное механизированное хозяйство, характеризующееся многообразием технологического оборудования, в процессе эксплуатации которого в оптимальных режимах работы требуется сопоставимость и взаимодействие его отдельных звеньев. Большое значение имеет экономия трудовых и материальных ресурсов. Одним из направлений улучшения качественных и количественных показателей в угольной промышленности является ускорение научнотехнического прогресса и на этой базе повышение производительности труда . В настоящее время не решены вопросы создания технологии и средств безлюдной выемки угля. Существующие формы механизации и автоматизации подземного оборудования производства не ликвидируют ручной труд. В связи с этим возникает необходимость поиска новых, радикальных направлений технического прогресса в горной технике. 1 Технология подземных горных работ на шахте" Заполярная". 1.1 Общие сведения о шахте "Заполярная". Поле шахты "Заполярная" расположено в юго-западной части Воркутинского месторождения Печорского бассейна. На севере шахта граничит с полем шахты "Комсомольская". На юге с полем шахты 33 Площадь шахтного поля составляет около 34 кв. км при максимальной длине 9 км и максимальной ширине 5 км. Шахта соединена железной дорогой со станцией "Мульда" МПС и шоссейной дорогой с городом Воркута. Энергоснабжение осуществляется от ТЭЦ-1 и ТЭЦ-2, работающих на угле. Водоснабжение осуществляется из рек Воркута и Уса ,а также из подземных источников. Поверхность над месторождением частично тундровая, с обилием травяной растительности, карликовой березки и низкорослыми кустарниками. Рельеф поверхности полого-холмистый, расчлененный долинами ручьев и оврагами со множеством болот и озер. 1.2 Характеристика пластов угля и боковых пород. В пределах шахтного поля имеются пласты: "Тройной", "Четвертый", "Пятый". Рабочим являются "Тройной" и "Четвертый". Пласт "Тройной" является верхним рабочим пластом, преимущественно простого сложения средней мощности. Мощность пласта колеблется в пределах 2,5-2,9 м при средней мощности 2,63 м. Непосредственная кровля пласта представлена мелкозернистыми алевролитами и, реже, песчаниками. Почва пласта представлена аргиллитами и алевролитами. Пласт "Четвертый" залегает ниже пласта "Тройного" на 15-35 м и является нижним рабочим пластом. Пласт расположен в пределах всего шахтного поля и характеризуется устойчивой средней мощностью и простым строением. Мощность пласта колеблется от 1,28 м до 1,60 м при средней мощности 1,41 м. Непосредственная кровля пласта представлена аргиллитами и алевролитами. Основная кровля пласта - песчаники. Ложная кровля присутствует только на отдельных участках мощностью от 2-5 до 7-15 см. В почве пласта залегают мелкозернистые алевролиты. Пласт "Пятый" залегает ниже пласта "Четвертого" на 40-50 м. Пласт тонкий, не выдержанный по мощности. Повсеместно имеет нерабочую мощность, и запасы его относятся к забалансовым. 1.3 Качество углей. По качеству угли рабочих пластов относятся к среднезольным, малосернистым и малофосфористым. По выходу летучих и толщине пластического слоя угли относятся к жирным, технологическим углям марки "Ж10", которые в смеси с другими углями дают высококачественный металлургический кокс. 1.4 Газоносность пластов. Шахта "Заполярная" в настоящее время разрабатывает пласты на глубине более 500 м от поверхности и по содержанию метана является сверхкатегорийной. В настоящее время шахтные пласты "Тройной" и "Четвертый" ниже отметки -95 м отнесены к угрожаемым по горным ударам. Защитным является пласт "Четвертый". Пласт "Тройной" отнесен к опасным по внезапным выбросам угля и газа ниже отметки -345 м . Все пласты опасны по взрывам пыли. Выделение СН достигает 58 м на тонну добытого угля. 1.5 Сведения о вскрывающих выработках. Вскрытие шахтного поля произведено вертикальными стволами клетьевым и скиповым, пройденными до третьего откаточного горизонта (отметка -345 м ) и главными квершлагами. А так же четыре вентиляционных ствола (№ 1,2,3,4). Пласты на третьем горизонте (-345 м ) вскрыты главным откаточным квершлагом, от которого на блок №2 пройден полевой откаточный штрек. На втором горизонте (-95 м) - главными штреками по пласту "Четвертому" и пласту "Тройному". Вскрытие запасов четвертого горизонта осуществлено полевыми уклонами с третьего горизонта в первом и втором блоках. В связи с выполаживанием пластов в нижней части блока №2 полевые уклоны переходят в магистральные штреки на отметке "-550 м". Полевые уклоны заложены в почве пласта "Четвертого". Каждый блок вскрыт тремя уклонами: конвейерным, грузовым и людским. Для подачи свежего воздуха пройден новый вентиляционый ствол №4 в нижней части блока №2. Кроме подачи свежего воздуха в блоке №1 и №2, этот ствол предназначается для аварийной выдачи людей на поверхность и позволяет иметь единый для этих блоков водоотливный комплекс и единую вентиляционную сеть. Для этого вентствол №4 на горизонте "-550 м " сбивается с выработками блока №2 и на горизонте -775 м с выработками блока №1. В целях полной конвейеризации шахты ведутся работы проходке диагонального конвейерного уклона с отметки "-495 м " второго блока с выходом в район сопряжения полевого откаточного штрека с главным откаточным квершлагом. На шахте "Заполярная" использована панельно-этажная схема подготовки, с использованием наклонных выработок для разработки пологих пластов "Тройного" и "Четвертого" с углами падения от 0 до 12-15 градусов. 1.6 Размеры выемочного поля. Для шахты "Заполярная" приняты следующие границы шахтного поля. На севере существующая граница походит ниже горизонта "-345 м" по условной линии проходящей в пятистах тридцати метрах ниже скважины №156 до нарушения "Ж". На юге граница проходит по падению-восстанию по нарушению "Зз" с полем шахты № 33. На востоке - вертикальная плоскость проходящая в блоке №2 между нарушениями "Зз" и "Зк" по оси Мульды между нарушениями "Зк" и "Ж4" по условной линии через скважину ПК-2030 и на 30 м восточнее скважины 1488. В блоке №1 вертикальная плоскость, проходящая между нарушениями "Ж4" и "Ж" по оси Мульды. На западе - выход пластов под наносы. Размеры шахтного поля – по падению –4-5 км , по простиранию – 7-9 км. 1.7 Характеристика cистемы разработки пластов. На шахте "Заполярная" применен панельный способ подготовки. Отличием панельного способа подготовки является наличие пройденных посредине панели двух - четырех панельных наклонных выработок (бремсбергов, уклонов), каждая из которых имеет специальное назначение. Наибольшее распространение получил вариант из трех панельных наклонных стволов: рельсовый, конвейерный и вентиляционный. На практике применяются в основном двукрылые панели. Система разработки - длинные столбы по простиранию. Порядок отработки столбов - обратный. Схема проветривания выемочного участка прямоточная с подсвежением, возвратно-точная. В настоящее время при отработке запасов на шахте "Заполярная" применяется система разработки длинными столбами по простиранию с управлением кровлей полным обрушением. Характерной для столбовой системы разработки пластов является нарезка лав одинарными выработками, и схемой проветривания прямоточной нисходящей с подсвежением с выпуском исходящей выемочного участка на вентиляционную фланговую сбойку. В этом случае свежий воздух подается по верхнему штреку, далее по лаве движется вниз к нижнему (конвейерному) штреку. На выходе из лавы подсвежается струей подаваемой по конвейерному штреку. И далее с участка выводится по поддерживаемому позади лавы конвейерному штреку на фланговую вентиляционную сбойку. Возможность поддерживания выработки позади лавы на границе массив - выработанное пространство, проверенная практикой, как на шахте "Заполярная", так и на ряде других шахт, позволяет обеспечить выемку опасных по динамическим явлениям пластов без оставления целиков в выработанном пространстве. Нижний штрек сохраняется при помощи крепи усиления и при необходимости перекрепления вслед за лавой для отработки следующего столба с оборудованием его монорельсовой дорогой. 1.8 Технология работ в очистном забое 324-Ю пласта "Тройного" Лава 334-Ю пласта "Тройного" снабжена очистным комплексом ОКП-70. В состав комплекса ОКП-70 входят: - механизированная крепь ОКП-70 - узкозахватный комбайн ГШ-68 - конвейер СУ-ОКП-70 - механизированные крепи сопряжений лавы со штреками - две насосные станции СНТ-32 - оборудование системы орошения и электрооборудования. Выемка угля производится по односторонней схеме работы комбайна с перегоном его к конвейерному штреку и погрузкой оставшегося на комбайновой "дорожке" угля и передвижкой конвейера с изгибом вслед за его проходом. В исходном положении комплекса ОКП конвейер придвинут к забою, стойки секции крепи располагаются от конвейера на расстоянии, равном шагу передвижки, комбайн выведен на новый цикл выемки. По мере продвигания комбайна вдоль забоя секции крепи разгружаются и передвигаются одна за другой. Управление передвижкой осуществляется распределителем, расположенным на соседней секции. Передвижка секции крепи производится последовательно с отставанием от комбайна не более 10 секций. При отжиме угля от забоя по кровле более 0,6м допускается производить передвижку секций крепи впереди комбайна. При передвижке секций имеет место просыпание породы под перекрытие. Просыпавшаяся порода должна зачищаться на каждом выемочном цикле вручную с отгрузкой на лавный конвейер. Зачистка производится до передвижки секций крепи. По окончании выемки угля и выхода верхнего шнека на вентиляционный штрек, шнек опускается и производится выемка нижней пачки угля и задвигаются верхние секции крепи. Комбайн отгоняется на 15 м вниз. Главные механизмы (лавный конвейер и комбайн) останавливаются и производится задвижка верхнего привода и нескольких линейных секций лавного конвейера. После этого конвейер и комбайн включаются и производится зачистка призабойной полосы и передвижка лавного конвейера. Нижние концевые операции: - зарубка комбайна способом "косого заезда"; - зачистка секций ; - передвижка нижних секции крепи ; - передвижка нижних линейных секции конвейера; - передвижка нижнего привода. 1.9 Схема проветривания участка. Схема проветривания участка прямоточная с нисходящим движением воздуха по лаве и подсвежением по конвейерному штреку. Свежий воздух на участок поступает в шахту по вентиляционному стволу 1, по левому откаточному штреку 3 горизонта , квершлагу верхней приемной площадки, грузовому уклону 24-ю пласта "Четвертого", квершлагу приемной площадки откаточного штрека пласта "Тройного" и далее по групповому откаточному штреку к вентиляционному и конвейерному штрекам лавы. Основной поток свежего воздуха в лаву поступает по вентиляционному штреку и вниз по лаве к конвейерному штреку. Подсвежающая струя поступает по конвейерному штреку. Отработанная струя из лавы смешивается с подсвежающей струей в районе нижнего сопряжения лава-конвейерный штрек и далее по конвейерному штреку поступает на фланговую вентиляционную сбойку 34-ю пласта "Тройного". Далее по квершлагу попадает на уклон 34-ю пласта "Четвертого", на откаточный штрек пласта "Четвертого" второго горизонта к вентиляционному стволу 2. 1.10 Расчет действующей общей линии очистных забоев. 1. Годовое подвигание действующей линии очистных забоев. Vд = N* r* Nц* к , где N = 300 - кол-во рабочих дней в году. r = 0.63- ширина захвата комбайна ( м) Nц = 6 - количество циклов в сутки. к = 0.9 - коэффициент учитывающий г.г.у. Vд = 300*0.63*6*0.9 = 1020.6 м/год 2. Действующая линия очистных забоев Hд = Аг* кд/ Vд*р*с , где Аг = 1300000 т - годовая производительность шахты. кд = 1 - коэф. учитывающий кол-во рабочих смен в сутки. с = 0.95 - коэф. учитывающий извлечение угля из очистного забоя. р - производительность одного квадратного метра шахтного поля. р = m1*y1 + m2*y2 , где y1 = y2 =1.35, т/м3 - плотность угля. m1 = 1.41 м - мощность "Четвертого" пласта m2 = 2.63 м - мощность "Тройного" пласта р = 2.63*1.35+1.41*1.35=5.45 т/м2 Hд = 1.300000*1/1020.6*5.45*0.95=246 м 3. Общее число действующих лав в шахте Nд = Hд/Lл = 2.46*2/150 = 3.28 , где Lл = 150 м - средняя длина лавы 4. Уточненная длина линии действующих забоев. Hд = Nд*L = 3*150 =450 м 5.Суточная добыча. А сут = Аг/N = 1300000/300 = 4333 т/сут V cут = Vд/N = 1020.6/300 = 3.4 м/сут 6. Максимальная суточная добыча шахты. Принимаем одну резервнодействующую лаву. N общ = Nд+Nр = 3+1 = 4 Длина общей линии очистных забоев на шахте. H общ = Hд+Hр = 450+150 = 60 м Аш (max) = H общ + Vд сут * р* с = 600*3.4*2.7*0.96=5278 т/сут 7. Коэффициент резерва производственной мощности шахты по очистным работам. К рез = Аш (max)/Аш = 5287/4333 = 1.22 Таким образом производственная мощность шахты обеспечивается работой четырех лав, две по пласту "Тройному" и две ( одна резервная) по пласту "Четвертому". 2 МЕХАНИЗАЦИЯ ГОРНЫХ РАБОТ Технологический цикл горнодобывающего предприятия, начиная от подготовки шахтного поля к отработке и до отправления добытого полезного ископаемого потребителю осуществляется машинами и оборудованием нескольких функциональных групп: - машины и комплексы оборудования для проведения подготовительных выработок; - машины и комплексы оборудования для выемки полезного ископаемого; - стационарные машины и установки подъема, вентиляции, водоотлива и пневмоэнергетические; - машины и оборудование обогатительных предприятий; - транспортные машины и комплексы подземного и поверхностного транспорта; - энергетические установки и аппараты. При выборе средств механизации очистных работ необходимо в максимальной степени обеспечить согласование конструктивных, режимных и энергетических параметров выемочной машины с конкретными условиями эксплуатации, а также диапазон их изменения. Учитывая, что выемочные машины создаются для эксплуатации в определенных условиях: определенный диапазон изменения мощности пласта, длины лавы, сопротивляемости пласта резанию и других факторов значение основных конструктивных и энергетических параметров машин позволяет установить области их применения и режимы работы, увязанные с конкретными внешними условиями. Основные горногеологические и технические параметры сводим в таблицу. Параметры Условные обозначения единицы. измерения значения 1. Горногеологические 1.1 Мощность пласта Hп м 2,6 1.2 Угол падения пласта град 5 1.3 Сопротивляемость угля резанию Ау кН/м 210 1.4 Вид управления кровлей полное обрушение 1.5 Класс кровли по устойчивости среднеобрушаемая 2. Технологические Lл М 180 2.1 Длина лавы 2.2 Ширина захвата Вз М 0,63 2.3 Кол-во смен по выемке угля Nв М 3 2.4 Схема работы комбайна односторонняя с зачисткой 2.1 Параметры забойного оборудования. К конструктивным параметрам относятся: - нижний предел регулирования высоты; - ширина захвата; - диаметр исполнительного органа; - радиальный вылет резца; - число заходов шнека; - величина опускания исполнительного органа ниже опорной поверхности комбайна; - шаг резания, число линий резания, число резцов в линии резания; К режимным параметрам комбайна относятся: - скорость подачи; - скорость подачи критическая; - скорость резания; - частота вращения исполнительного органа. К силовым параметрам и расчетным величинам относятся: - усилие подачи комбайна; - усилие подачи на и.о суммарное или среднее; - сила резания на исполнительном органе; - устойчивый момент двигателя. К энергетическим параметрам относятся: - устойчивая мощность привода; - тепловая мощность двигателя при повторном кратковременном режиме; - средняя мощность двигателя выемочной машины при нулевой скорости подачи, прижатом к забою органе и натянутом тяговом органе; - среднее приращение мощности на единицу скорости подачи; - удельная энергоемкость процесса выемки; Эффективная эксплуатация машины возможна только при согласовании ее параметров с параметрами других подсистем, образующих комплекс и внешними условиями работы. 2.2 Выбор оборудования комплекса механизации очистного забоя. На основе общего анализа схем механизации работ на участке очистных работ в лаве, планируемой интенсивности работ и развитости общешахтных технологических цепочек выбираем комбайновый вариант комплексной механизации. Для существующих г.г.у. рассмотрим возможность применения различных очистных комбайнов. 1ГШ68. Предназначен для механизации выемки на пластах мощностью 1.3-2.8 м с углом падения до 35 при продвигании забоя по простиранию пласта и до 10 по падению или восстанию. На пластах до 20 применяют тяговое устройство обеспечивающее работу по полиспатной схеме. Выпускается четырех типоразмеров. Может работать как по челноковой так и по односторонней схеме. 2ГШ68Б. Является более совершенной модификацией комбайна 1ГШ68, отличается применением бесцепной системы подачи. Перемещение осуществляется перекатыванием зубчатого колеса механизма подачи по цевочной рейке, закрепленной на завальной стороне забойного конвейера. В механизме подачи предусмотрен специальный тормоз, обеспечивающий удержание комбайна при его остановках. РКУ. Комбайны унифицированного ряда РКУ предназначены для выемки угля на пластах с углом до 35 по простиранию и 10 по падению или восстанию. Унифицированный ряд РКУ включает пять типоразмеров. Для оговоренных выше г.г.у подходит комбайн РКУ-16. Из всего вышесказанного следует отметить, что наиболее предпочтительно выглядят комбайны 2ГШ68Б и РКУ. Однако большой опыт работы шахты с комбайнами 1ГШ68, состояние ремонтной базы заставляют нас отдать предпочтение комбайну 2ГШ68 перед комбайном РКУ. 2.3 Выбор выемочных машин и механизмов. 1. Комбайн - 2ГШ68Б 2. Секции крепи - ОКП - 70 3. Лавный конвейер - СУ - ОКП 4. Перегружатель - СП - 63 5. Насосные станции - СНТ – 32 2.4 Расчет параметров работы комбайна 2ГШ68Б. 2.4.1 Расчет нагрузок на исполнительный орган. Определяем число резцов (исполнительного органа) находящихся в контакте с разрушаемым массивом. nр. р = nр.от. + nр.оп. , где nр.от – число резцов на отстающем органе. nуст = 42 – кол-во резцов на и.о nр.от. = kg * nуст , где kg при g = 90° равен 0.255 nр.от. = 0.255*42 = 11 nр.оп. = 0.5 nуст = 0.5*42 = 21 nр. р = 11+21 = 33 Средневзвешанное значение коэффициента полезного действия. hср = hот hр.от hоп hр .оп /hр.р k1 и k2 - число ступеней редукторов от электродвигателя до и.о hот = hр. k1 ; hоп = hр . k2 hр . = 0.97 – коэф. полезного действия одной пары передач. k1 и k2 - число ступеней редукторов от электродвигателя до и.о k1 и k2 = 3 hот = hоп = 0.973 = 0.91 hср = 0.91*11+0.91*21/33 = 0.9 Усилие подачи очистного комбайна определяем по формуле: Fn = kf [ G(sin a + f*cosa)+åYи.о. ] (кН) ; где kf = 1.4 – коэф. учитывающий дополнительное сопротивление перемещению комбайна; G – вес комбайна; f = 0.2 – коэф. трения для комбайна работающего с рамы забойного конвейера Yи.о - величина суммарной силы подачи на исполнительный орган находим из выражения Yи.о = Yn1 – ( Aпр – Aр1) (Yn1 - Yn 2 ) Yn1 –составляющая сил резания в направлении подачи при Aр = 200, кН/м Yn 2 = 108, кН при Ар = 300, кН/м Yи.о = 76- (210-200)/( 300-200)*(76-108) = 79, кН Fn = 1.4[ 210(sin5+0.2 cos5) + 79] = 195, кН 2.4.2 Определяем параметры энергетической характеристики комбайна g = 46 b = 0.27 ý эмпирические коэф. которые зависят от марки угля ( таб.4.6) d = 0.06 с = 0ý поступления принимаются в зависимости от схемы работы и.о Д = 3500 Н/м P1 = А+В*Vn Fn = А+ В*Vn, где А – средняя мощность привода машины при Vn = 0 В – среднее приращение мощности на единицу Vn A= (0.0025*nрр (bАр.с +g)/hср +с/1000)*Vр В =(122.7*Вз *Н*d*Ар.с /hср )+(Yn/1000 hn ) + (D*Vр /1000*nоб ) Vр = П*Dш* n 60/ = 3.14*1.6*41/60 =3.43, м/с А = (0.0025*33(0.27*210+46)/0.9)+0/1000) *3.43 = 32.3, кВт B = (122.7*0.63*2.7*0.06*210)/0.9 + 79/(1000*0.7) + (35000*3.43)/(1000*41) = 2925,Нс/м А' = кf [G(sin 5˚ - f'cos α)] = 1.4[210((sin 5˚ + 0.2cos 5˚)] = 84, кН B΄= kf [Yn1 (Апр – Ар1 )/ (Ар2 - Ар1 ) ( Yn – Yn2 )] / Vn Cкорость подачи Vn = Vn1 – (Апр – Ар1 )/ (Ар2 - р1 ) (Vn1 – Vn2 ) = 0.166 – (210-200)/(300-200) (76-108) = = 0.16, м/с Vn = 0.16*60 = 9.6, м/мин B΄= 1.4 [76 – (210-200)/(300-200) (76 –108)] /0.16 = 693, Н с /м Мощность потребляемая из сети комбайном при скорости Vn = 0.16, м/с. P1 = A+B*Vn = 32.3+2965+0.16 = 500, кВт Fn = 84+693*Vn Данные характеристики позволяют определить скорости подачи комбайна по ограничивающим факторам. 2.4.3 Ограничивающие факторы. По устойчивой мощности привода комбайн 2ГШ68Б оснащен двумя двигателями ЭКВЦ – 160 – 2У5 со следующими параметрами : - номинальная мощность (кВт) в режиме S1 – 150 - номинальное напряжение (В) - 1140 - синхронная частота вращения (мин)-1 - 1500 Тепловая мощность двигателя Р тепл = (Р( s1) / Кп) * Кпк 100/ПВ , где Кпк = 1.054 Кп = 1.02 ПВ = 60% Ртепл = (150/1.02)* 1.054*(100/60) = 200, кВт Р случ = Р тепл/Ксл , где К сл = 1.1 Р случ = 0.98 Р уст Р уст = Рслуч/ 0.98 = Ртепл/(0.98Ксл) = 200/(0.98*1.1) = 185, кВт Суммарная устойчивая мощность комбайна Р уст = 185*2 = 370, кВт Vп.пр = (Руст –А)/В = ((370-32.3)/2925) = 6.9 , м/мин По усилию подачи Fп.уст = 0.9*Fmax = 0.9*250 = 225, кН Vп.т = ((Fп.уст - А¢) /В¢)*60 = ((225-84)/693)*60 = 12, м/мин По допустимому вылету резца Vп. lр = hmax y n об m3 = (lp/kс)* n об * m3 , где Для резцов 3Р1.80 lp = 80 , мм ; m3 = 3; kc = 1.3 – коэф. Износа Vп. lр = (0.08/1.3)*41*3 = 7.5 , м/мин По кинематически возможной устойчивости скорости подачи Vп.кин = Vп.max* K уст = 6*0.9 = 5.4, м/мин Расчетная скорость принимается по Vп.кин , т.к Vп.кин < Vп. пр < Vп. lр < Vп. т Ограничения по скорости крепления кровли. Vп.кр = Vкр.кр*К сх* К упр*К уст , где Vкр.кр = 5.6 – скорость крепления кровли К сх = 1 – учитывает схему крепления кровли К упр = 0.99 – учитывает угол падения пласта К уст = 0.9 – учитывает обрушаемость кровли Vп.кр = 5.6*1*0.98*0.9 = 4.9 , м/мин Ограничения по скорости из-за газообильности пласта. Qтехн. г = (864*Sn*Vв*d*kв) / (g*kмест *1080), где Sn = 3.35, м2 – min проходное сечение для воздуха ОКП –70 Vв = 4, м/с – скорость движения струи по лаве d = 1% - допустимая концентрация метана kв = 1.3 – зависит от способа управления кровлей g = 5 м3 /т – газообильность kмест = 0.4 – характеризует естественную дегазацию источников выделения метана в период отсутствия добычных работ. Q тех. г = (864*3.35*4*1*1.3) / (5*0.4*1080) = 6.9, т/мин Vп.г = Q / (B*H* g) = 6.9 / (0.63*2.6*1.35) = 3, м/мин Следовательно при выемке угля ограничивающим фактором будет газовыделение. Поэтому при ведении работ ограничивающими будут две скорости. При движении комбайна вверх ограничивающей будет скорость по фактору газовыделения , а при движении комбайна вниз будет ограничивающей скорость по кинематическим возможностям комбайна. 2.5 Определяем сменную нагрузку. Q = B*H*g*360*Kм*Vп = 0.63*26*1.35*360*0.3*3 = 744, т/ см Уточняем нагрузку на забой . Время движения по лаве по выемке угля по скорости ограничения зависящей от газовыделения Тц1 = L / Vг = 180 /3 = 60, мин Время движения по лаве по зачистке Тц2 = L1 / Vп. кин = 180 / 5.4 = 35 , мин Полное время цикла : Тц = Тц1 + Тц2 = 60+35 = 95 , мин С учетом всех концевых операций , времени затраченного на доставку лесоматериалов , передвижку крепей сопряжений и т. д , в смену возможно будет произвести два цикла. Т = 2Тц = 2*95 = 190, мин Уточненная производительность Цикла Qц = L*B*H* g = 180*0.63*2.6*1.35 = 398 , т/ц Смена Qс = 2Qц = 796, т/ смену Сутки Q = 3Qc = 6Qц = 2388, т/ сут. 3 Шахтный транспорт. 3.1 Транспортирование угля. Основным видом транспорта на шахте "Заполярная" является транспорт и локомотивная откатка с шириной колес 900 мм. В очистных забоях шахты горная масса грузится очистным комбайном на скребковый конвейер, марка которого зависит нагрузки на очистной забой и применяемого комплекса. По пласту "Четвертому" применяют комплексы КМТ комплектующийся конвейером СП-87ПМ, по пласту "Тройному" комплекс ОКП70 с конвейером СУ-ОКП70. На сопряжениях лавы с подготовительной выработкой горная масса перегружается на передвижной скребковый конвейер СП, а затем на ленточный конвейер типа 1А80. В зависимости от угла падения подготовительной выработки могут устанавливаться следующие типы конвейеров: 1Л80 и 2Л80 – для горизонтальных и слабонаклонных выработок с углами наклонной оси от 3 - 6 град 1ЛТ80, 2ЛТ80 - для выработок применяющим к очистным забоям с углами падения от -10 до +10 град. 1ЛБ80, 2ЛБ80 - для бремсбергов, с углами наклона до -16 град. На шахте "Четвертый" пласт подрабатывается с опережением, поэтому основные транспортные магистрали пройдены по пласту "Четвертому". Из подготовительных выработок лав пласта "Четвертого" горная масса перегружается на конвейеры капитальных уклонов, а затем по магистральному откаточному штреку и главному откаточному квершлагу локомотивным транспортом доставляется в околоствольный двор, где выгружается в аккумулирующий бункер главного ствола. Выдача горной массы осуществляется скиповым подъемом. Скиповой подъем перегружает горную массу в отвал, где работает конвейер грузящий горную массу в ЖД- вагоны, в которых горная масса попадает на ЦОФ. Горная масса из лав "Тройного" пласта попадает в выработки "Четвертого" пласта через накопительные бункеры. В капитальных уклонах установлены ленточные конвейеры типа 2ЛУ120. Узким местом в транспортной цепи шахты является смена одного вида транспорта на другой, т.е перегруз с конвейерного транспорта на локомотивный. В данный момент эта проблема на шахте решается. Для этого пройден конвейерный квершлаг, до которого будет пройден диагональный конвейерный уклон, который пройдет перед первым и вторым блоком. 3.2 Доставка материалов и оборудования. Доставка материалов и оборудования осуществляется на специальных платформах, в вагонах с глубоким кузовом ВГ - 3.3 по клетевому стволу. От ствола по главным откаточным выработкам до капитальных рельсовых уклонов оборудованных подъемными машинами типа БМ. Транспортирование вагонеток и спецплатформ по участковым выработкам осуществляется при помощи лебедок ЛВД-34, ЛВ-25. По слабонаклонным и горизонтальным выработкам дорогами ДКНЛ, к местам ведения горных работ. 3.3 Перевозка людей. Спуск и подъем людей по клетевому стволу осуществляется грузолюдскими клетями. По откаточным магистральным выработкам в людских вагонетках ВПГ-18. По наклонным выработкам канатнорельсовой дорогой и специально оборудованными лентами. 3.4 Расчет ленточного конвейера. 3.3.1 Выбор типового ленточного конвейера. Типовой ленточный конвейер выбирают в соответствии с исходными данными с учетом его приемной способности и характеристики поступающего на конвейер грузопотока. Приемная способность конвейера является одним из важнейших параметров, характеризующие его эксплуатационные свойства. Она определяется максимальным минутным грузопотоком, который способен принятьт конвейер. Максимальный минутный грузопоток поступающий из очистного забоя определяется по формуле : Qmax.min. = B*H*Vn*δ*ψ*γ , где В = 0.63 , м – ширина захвата комбайна Н = 2.6 , м – мощность пласта Vn – скорость подачи комбайна δ = Vк / (Vк + Vn), где Vк – скорость лавного конвейера δ = 0.98/(0.98+0.05) = 0.95 γ = 1.35 , т/м3 – плотность угля ψ = 0.5 Qmax.min = 0.63*2.6*3*0.95*0.8*1.35 = 5.04, т/мин Т.к насыпная плотность угля составляет 0.85 т/м3 , то Qmax.min. = 6 м3 /мин По данному параметру выбираем из типажного ряда конвейер 2Л80 : - приемная способность (м3 / мин) - 8.4 - max часовая производительность (т/ч) – 400 - скорость ленты (м/с) - 2 - ширина ленты (мм) - 800 - тип ленты БКНЛ -800 3.3.2 Проверочный расчет (эксплуатационный). Расчет производим по максимальной часовой экплуатационной производительности. Q э = 60*Qср*kt , где kt - расчетный коэффициент нагрузки , который зависит от времени загрузки полотна tk и коэф. неравномерности к1 Qср = А см / (60*Тсм*kn), где Kn – коэф. времени поступления Kn = tз / (60*Тсм)+kм tз = (Lл*N)/(0.85*Vmax.m) =(180*6)/(0.85*5.6) = 227 kn = tз / (60*6)+0.3 = 227/(60*6)+ kм = 0.93 где Vmax = 5.6, Lл = 180, м Q ср1 = 796 / (60*6*0.93) = Qсм /(6*N*kn) = 2.3 tk = Lк /( 60Vk) = 1000/(60*2) = 8.3 k1 = Qср/ Qср1 = 5.04/2.3 = 2.12 потаблице 4 kt = 1.88 Qэ = 60*2.3*1.88 = 232 , т/ч 3.3.2. Проверка конвейера по вместимости ленты. В = 1.1(Qp / (kn*V*ρ*ψ) +0.05 < Bn B – расчетная ширина ленты Q – расчетный часовой грузопоток kn = 625 – коэф. производительности V = 2 – паспортная скорость ленты p = 0.85 – насыпная плотность угля ψ = 0.95 – коэф. загрузки ленты В = 1.1 (232/(625*2*0.85*0.95) + 0.05) = 0.58, м В = 0.58 < Bn = 0.8 3.3.3 Определение линйных масс движущихся частей. Линейная масса груза q = Qp / 3.6*V = 232 /3.6*2 = 32, кг/м линейная масса ленты (таб.6) q л = 14 кг/м2 * 0.8 м = 11.2 кг/м q′p = m′p / l′p = 22/1.4 = 15.7 , кг/м q′′p = = m′′p / l′′p = m′′p /2 l′p = 19/2.8 = 6.8 , кг/м 3.3.4. Определение сопротивлений на порожней и груженой ветвях конвейера. w = 0.035 Wгр = qL[(q+qл +q¢р )* w cosb +(q+qл) *sin b] Wп = = qL[(qл +q¢¢р )* w cosb + qл*sin b В связи с тем , что b = 0°, формулы примут вид : Wгр = qL[(q+qл +q¢р )* w ] = 10*1000[ 32+11.2+15.7]*0.035 = 20615, Н Wп = = qL[ 11.2+6.8] w = 10*1000[11.2+6.8]*0.035 = 6300, Н 3.3.5. Определение места расположения конвейерного привода. Место расположения привода конвейера выбирают с учетом требований правил безопасности и правил технической эксплуатации ленточных конвейеров. При этом необходимо проверить возможность такой установки привода, при которой длина участков конвейерной ленты, испытывающих при работе максимальные натяжения, была бы по возможности наименьшей. Это условие будет соблюдено, если установить привод в конце ветви с наибольшим сопротивлением движению. В соответствии с этим при работе конвейера по горизонтали или вверх привод всегда устанавливают в конце груженой ветви. 3.3.7. Оперделение натяжений. Для определения натяжений в ленте используется метод обхода расчетной схемы конвейера по контуру. С этой целью на расчетной схеме обозначаются и нумруются все точки сопряжения прямолинейных и криволинйных участков. За начальную точку (точка 1 на рисунке) при обходе по контуру принимают точку сбегания ленты с приводного барабана. Остальные точки нумеруют от точки 1 по ходу движения ленты. Sсб = S1 = (kт *F)/ (efα - 1), где kт = 1.2 - коэф. Запаса сил трения на приводных барабанах efα = 5.34 (таб 11) F = qL[ k1 (q+ 2qл +q¢р +q¢′р )* w ] = 10*1000[1.08(32+2*11.2+15.7+6.8)*0.035] = 29068, Н Sсб = S1 = (1.2*29068)/(5.34-1) = 8037 S2 = S1 S3 = S2 *1.04 = 8359 S4 = S3 + Wп = 8359+6300 = 14695 S5 = S4 *1.04 = 15245 S6 = S5 + Wгр = 15245+20615 = 35860 S7 = S6 *1.04 = 37295 S8 = S7 S9 = S8 *1.04 = 38786 S10 = S9 S11 = S10 *1.04 = 40338 S12 = 40338 Полученное расчетное наименьшее натяжение ленты на груженой ветви проверяют по условию допустимого провеса ленты между роликами по формуле : Sгр. min > (5-8) (q + qл) l′рg = 4838 Sгр. min = 15245 > 4838 3.3.8. Определение усилия на натяжном устройстве. Усилие на натяжном устройстве (вес натяжного груза) равно сумме натяжений ленты в точках ее набегания и сбегания с натяжного барабана : Fн = Sнб + Sсб = S 8 +S9 = 37295 + 38786 = 76081 3.3.9. Расчет ленты на прочность. Для резинотканевых лент расчет выполняют по формулам : Iр = ([m] Smax) / B δр , где [m] = 9 - допустимый запас прочности лент выбираемый из таб. 12 Smax = 40338 - максимальное статическое натяжение ленты выбираемое из расчета В = 800 мм - ширина ленты δр = 150 Н/мм - разрывное усилие ленты i - расчетное число прокладок в ленте конвейера. iр = (9*40338)/(800*150) = 302535 3.3.10. Определение расчетной мощности двигателей приводной станции. Cуммарная расчетная мощность двигателей приводной станции : Np = kp (F*Vn) / (1000* η) Kp = 1.2 - коэф. Резерва мощности F - тяговое усилие на валу двигателя Vn - скорость ленты η- к.п.д механической передачи F = Sнб - Sсб + fn(Sнб + Sсб) , где Sнб - натяжение в точке набегания ленты на первый приводной барабан Sсб - натяжение в точке сбегания с приводных барабанов fn = 0.03 - коэф. трения в подшипниках F = Sнб - Sсб + f(Sнб + Sсб) = 40338-8359+0.03(40338+8359) = 33440, м Np = kp(33440*2) / (1000*0.9) = 89, кВт Для нашего случая число приводных барабанов и мощность их двигателей устанавливают с учетом того , что тяговая способность приводных барабанов конвейера будет не одинакова, вследствие разных значений натяжения Sнб и Sсб для каждого из этих барабанов. Nср1 = (kpNp) / (kp +1); Np2 = N / (kp +1) kp = (e (e – 1))/(e -1) = (2.31(2.31 – 1)/(2.31 –1) = 2.31 N1 = (2.31*89) / 3.31 = 62, кВт N2 = 89/ (2.31+1) = 28, кВт Однако с практической точки зрения удобнее поставить два двигателя ЭДКОФ –43-4 мощностью по 45 кВт. Вследствие того , что трудно подобрать разнотипные двигатели с одинаковым коэффициентом скольжения . Типовой ленточный конвейер выбирают в соответствии с исходными данными с учетом его приемной способности и характеристики поступающего на конвейер грузопотока. Приемная способность конвейера является одним из важнейших параметров, характеризующих его эксплуатационные cвойства. Она определяется максимальным минутным грузопотоком, который способен принять конвейер. Максимальный минутный грузопоток поступающий из очистного забоя определяется по формуле: 4 СТАЦИОНАРНЫЕ УСТАНОВКИ. 4.1 Вентиляторные установки. Схема проветривания шахты комбинированная. Свежий воздух подается в шахту по главному стволу 1. Отработанный воздух выдается по вентиляционным стволам 2 и 3 вентиляторами главного проветривания ВЦД-32М. (Техническая характеристика вентилятора ВЦД-32М приведена в таблице 1.) Установка состоит из резервного вентиляторов с аппаратурой управления, автоматизации и контроля. Так же в состав установки входит вспомогательное оборудование для переключения и реверсирования воздушной струи, главного подводящего и других вентиляционных каналов. Установка состоит из рабочего и резервного вентиляторов с аппаратурой управления автоматизации и контроля. Также в состав установки входит вспомогательное оборудование для переключения и реверсирования воздушной струи, главного подводящего и других вентиляционных каналов. Наличие резервного вентилятора обеспечивает максимальную безопасность находящихся в шахте рабочих путем включения его в работу по истечении не более 10 минут после аварийного отключения или остановки для профилактических работ основного вентилятора. Вспомогательное оборудование установки включает в себя: ляды, с помощью которых открываются или перекрываются вентиляторные каналы; механизмы для открывания и закрывания ляд. 4.2 Режим работы вентиляторной установки. Режим работы вентиляторной установки на сеть определяется положением характеристики сети на характеристику вентиляторной установки. Обе характеристики вычерчиваются на диаграмме в одинаковом масштабе. Точка пересечения характеристики сети с характеристикой статического давления вентиляторной установки определяет режим ее работы. Одна и та же вентиляторная установка может иметь различную подачу в зависимости от сопротивления сети. (смотри рисунок 1). С увеличением сопротивления сети подача вентиляторной установки уменьшается, а при уменьшении сопротивления сети увеличивается. Любое изменение сопротивления шахтной сети, вызванное изменением схемы вентиляции, сечения и длины выработок, установка перемычек, закорачивание струй и т.д. приводит к изменению режима работы вентиляторной установки и, следовательно, к изменению подачи воздуха в шахту. 4.3 Электропривод вентиляторных установок. В качестве привода вентилятора используется синхронный двигатель. Несмотря на высокие электротехнические параметры , синхронные электродвигатели , применительно к шахтным вентиляторным установкам имеют ряд недостатков: - большие пусковые токи равные 6-7 Iн. - длительность пуска. - более мощная система пускорегулирующей аппаратуры и электроснабжения. Совершенствование нерегулируемого электропривода вентиляторов главного проветривания идет по пути более широкого применения высоковольтных асинхронных электродвигателей с фазным ротором, что дает следующие преимущества: - уменьшение пускового тока до 1.8 Iн., что снижает стоимость линии электропередач и потери напряжения; - исключает влияние на работу других электроприемников; - плавный разгон вентилятора с любыми динамическими моментами инерции вентилятора; - уменьшение массы как двигателя так и его комплекта, например СДВ 15- 64-10; Р=1250, m=11,т ; АКН 2-16-69-10; m=8.75, т - перевод из нерегулируемого режима в регулируемый. К недостаткам относится малый cos , который устраняется применением конденсаторных батарей для компенсации реактивной мощности. Параметры Единица измерения Численное выражение 1 2 3 Диаметр рабочего колеса мм 3200 Макс. допустимая скорость мм 600 Макс. потребляемая мощность (на валу вентилятора) кВт 1185 Окружная скорость по концам лопаток м/сек 100.5 Производительность м3/с 35-305 Статическое давление Па 500-5100 Параметры оптимального режима Производительность м3/с 200 статическое давление Па 4780 статический к.п.д. - 0.84 4.4 Подъемные установки. В настоящий момент поле шахты "Заполярная" вскрыто шестью вертикальными стволами, пять из которых оборудовано подъемными установками. Главный скиповой ствол оборудован двумя подъемными установками - двухскиповой угольной машиной и односкиповой породной машиной. Угольная установка типа 2Ц-6*2.8: - кол-во барабанов - 2 - диаметр барабана -6 м - ширина барабана - 2800 мм - максимальное статическое натяжение каната - 5600 кг*с - скорость подъема - 10 м/с - кол-во скипов - 2 - грузоподъемность скипа - 14 т - мощность эл. Двигателя 280 Породная установка оснащена машиной типа 2Ц-3.5*1.7-8 и одним скипом грузоподъемностью 5 тонн. Обе подъемные установки работают с третьего горизонта. Производительность угольной подъемной установки 1880 тысяч тонн в год, горной массы. Клетевой ствол оборудован двухклетевой подъемной установкой с клетями для подъема трехтонных вагонеток. Установка оборудована подъемной машиной 2Ц-5*2.4 В связи с тем, что расстояние между нулевой площадкой и вторым горизонтом одинаково с расстоянием между вторым и третьим горизонтами, обслуживание второго горизонта возможно любой клетью. Вентиляционные стволы 1,2,3 оборудованы двухклетевыми подъемными установками служащими для аварийной выдачи людей из шахты. Таблица 4.3 Стволы. Параметры 1 2 3 вспом. клетевой Тип ПМ 2Ц- 2БМ БМ 2Ц-5*2.4 3.5*1.8 2500 2000 1230-4А 1530-3А Вес клети, кг 2600 2600 2420 4660 Кол-во людей в клети 15 15 15 28 4.5 Проверочный расчет режима работы водоотливной установки шахты "Заполярная". На шахте "Заполярная" главная водоотливная установка оборудована в околоствольном дворе горизонта "- 535 м" с одноступенчатой схемой откачки. На этом горизонте в насосной камере смонтировано три насоса ЦНС-300-600. Два в работе, один в ремонте. В настоящее время нормальный водоприток горизонта составляет 125 м3/час. Исходя из этой величины производится проверочный расчет водоотливной установки горизонта "-535 м". Исходные данные - производительность шахты - 1350 тыс. т/год - глубина шахты - 500 , м - приток воды в шахте нормальный - 125, м3/ час максимальный - 170, м3/час - количество дней в году с нормальным притоком 330 дней с максимальным притоком - 350дней - характеристика подземных вод - рН=8 4.5.1 Выбор насоса а) Требуемая расчетная подача насоса. Qр = Тс* Qн/Тр = 24*125/20 = 150, м3/ч Тс - 24 часа в сутки Тр - 20 - время необходимое на откачку суточного притока. б) Ориентировочный напор насоса. h вс ор = 4, м - высота всасывания Нс = 535, м - геометрическая высота ствола h пр = 1,м Н ор = 1.1 Нг - ориентировочная высота Нг = Нс + h вс ор + h пр = 535+4+1 = 540, м Н ор = 1.1*540 = 594, м Выбираем насос ЦНС 300-120-600 Q опт = 300, м3/ч; Нк = 60, м; Нк = 66.9, м; n = 1500, 1/мин в) Необходимое число рабочих колес насоса Zк = Н ор/ Нк = 594/60 = 9.9 принимаем Zк = 10 г) Оптимальный напор насоса Н опт = Zк*Н ко = 10*66.9 = 669, м. д) По условию устойчивой работы Нг 0.95 Нопт Н0.95*669 540 м 635 м Следовательно насос будет работать устойчиво. 4.5.2 Расчет трубопровода. а) Длина напорного трубопровода lн = l кам + l ход + lг + Нс = 25+20+1+535 = 586, м б) Оптимальный диаметр трубопровода D опт = к*0.0131* Qр, где к =0.7 - для одного трубопровода D опт = 0.7*0.131*Q = 0.7*0.131*300 = 0.142, м. в) Требуемая толщина стенки трубы б = 100(к1* d опт +(а1+а2) Т )/ 100 - Кс, где к1 - коэф. учитывающий прочностные свойства материала труб к1 = 2.21 а1 = 0.15 - скорость корозионного износа с внешней стороны а2 = 0.4, при рН = 8 Т - срок службы трубы Кс = 10 % - минусовой допуск при изготовлении с толщиной до 15 мм б = 100(2.21*0.142+(0.15+0.4)*10)/100 - 10 = 9.6, мм принимаем б = 10, мм г) Диаметр трубопроводов для откачки загрязненных вод увеличивают по сравнению с расчетным на 10 - 15 % . Выбор экономически выгодного диаметра става - сложная задача, решаемая рядом уравнений и экспериментальных исследований. Выбираем трубопроводы из стандартного ряда с толщиной стенки 10 мм. Для нагнетательного трубопровода: dн2 = 273, мм; dвн2 = dн2 - 2б = 273 - 2*10 = 253, мм Для всасывающего трубопровода, для обеспечения большей надежности всасывания: dн1 = 351; dвн1 = 331, мм. д) Скорость воды в подводящем трубопроводе: V вс = 4Q / 3600 П d вн1 = 4*300 / 3600*3.14*0.25 = 1.7, м/с е) Суммарные коэффициенты местных сопротивлений в подводящем трубопроводе: приемный клапан с сеткой - 3.7 закругленное колено - 0.6 конфузор - 0.1 åx = 4.4 Нагнетательный труборовод : Две задвижки – 0.25*2 = 0.5 Клапан обратный поворотный – 10.8 Тройник на проход – 0.5 Четыре колена с закруглением 0.4*4 = 1.6 åx =13.4 ж ) Гидравлическое сопротивление всасывающего трубопровода при длине трубопровода l1 = 6, м а вс = Адл l1 + Ам * åx = (0.0517*6+0.5714*4.4)*10 –6 = 2.8*10 -6 Гидравлическое сопротивление нагнетательного трубопровода при длине трубопровода L2 = 570, м ан = 1.1Адл l2 + Ам * åx = (1.1*0.207*570+1.63*13.4)*10-6 = 151*10-6 Cуммарное сопротивление трубопровода : а = (2.8 +151.63)*10-6 = 154.4*10-6 з) Характеристика трубопровода (см. схему) Нт = Нг + аQ Q 50 100 150 200 250 300 350 400 500 H 540.4 541.5 543.5 546.2 549.7 553.9 559 564.7 578.6 д) Характеристика насоса: Нн = 66.9 + 0.040 Q – 0.00022Q2 h = 0.597*10-2 Q- 0.146*10-4 Q2 + 0.0096*10-6 *Q3 Q 50 100 150 250 300 350 400 500 H 683.5 687 679.5 631.5 591 539.5 477 319 h 0.26 0.44 0.68 0.729 0.73 0.72 0.66 0.53 4.3.3 Выбор мощности электродвигателя. Nр = k (p*g*Q*H) / (1000*3600*h) = (1050*9.8*300*540)/(1000*3600*0.71)*1.1 = 625,кВт Выбираем ближайший в сторону увеличения двигатель по мощности . Таковым является электродвигатель взрывобезопасного исполнения с рабочим напряжением 6000, В. ВАО2 –560LА –4 Р = 800, кВт ; n = 1485, мин -1 ; h= 0.95 ; cos j = 0.87 5. Коэффициент запаса мощности. Kg = N/ Np = 800/625 = 1.23 6. Расчет энергетических показателей. а) Число часов работы при нормальном режиме откачки Тн = (24*125)/300 = 10 часов При максимальном притоке Т м = (24*170)/300 = 13.6 часа б) Годовой приток воды Агод = 24(125*330+170*35) = 1132800, м3 в) Годовой расход электроэнергии Wг = (Q*p*g*H) / (1000*3600*hн hдв hс )* k1 (nн * Tн* nmax *Tmax ) = = (300*1050*9.8*540) / (3.6*106 *0.71*0.95*97)*1.1*(330*10+35*13.6) = 2806050 , кВт*ч г) Удельный расход электроэнергии на откачку одного метра кубического Wу = Wг / Аг = 2806050 / 1132800 = 2.477, кВт ч/ м3 д) Полезный расход энергии на подъем одного кубометра воды Wn = (p*g*H) / (3600*103 ) = (1050*9.8*540) / (3.6*106 ) = 1.544, кВт е) К.П.Д. водоотливной установки h¢ у = Wn / Wy = 1.544/2.477 = 0.62 h² у = hд hн hс = 0.95*0.97*0.71 = 0.654 h¢ у » h² у 5. ЭЛЕКТРОПРИВОД ВЕНТИЛЯТОРНЫХ , КОМПРЕССОРНЫХ И НАСОСНЫХ УСТАНОВОК. Для электроприводов вентиляторов мощностью свыше 1000 кВт с нерегулируемой применяются исключительно синхронные двигатели , до 3200 кВт –асинхронные короткозамкнутые двигатели. Электропривод шахтных поршневых компрессоров большой производительности с нерегулируемой скоростью оборудуется тихоходными синхронными двигателями , соединенными с валом компрессора. Турбокомпрессоры , в отличие от поршневых , работают с высокой частотой вращения при неизменном моменте на валу , электропривод в этом случае оснащается мощными высокоскоростными синхронными двигателями с повышающей передачей между ними. В качестве электроприводов насосов в шахтных участковых и центральных водоотливных установках применяются асинхронные двигатели с короткозамкнутым ротором. Электродвигатели насосов работают в продолжительном режиме с постоянной нагрузкой. 5.1 ЭЛЕКТРОПРИВОД КОНВЕЙЕРНЫХ УСТАНОВОК. Приводы конвейеров должны обеспечивать регулированные скорости грузонесущего органа при постоянном моменте на его валу , то есть при постоянном натяжении независимо от диапазона регулирования скорости. В качестве электропривода ленточных конвейеров целесообразно применять регулируемый электропривод. Для ленточного конвейера может быть использован электропривод переменного тока на базе асинхронного двигателя с фазным ротором по системе асинхронного вентильного каскада. 5.2 ЭЛЕКТРОПРИВОД ЭЛЕКТРОВОЗНОГО ТРАНСПОРТА. Электропривод электровоза должен работать как в двигательном , так и в тормозном режиме и быть реверсивным. В качестве электропривода электровозов применяются электродвигатели постоянного тока с последовательным возбуждением. Это позволяет иметь меньшую мощность преобразовательной подстанции , меньшее сечение контактных проводов и кабелей. При одной и той же мощности силовых подстанций на линию может быть выведено большее число подвижного состава. 5.3 ЭЛЕКТРОПРИВОД ЗАБОЙНЫХ ГОРНЫХ МАШИН. В настоящее время в качестве электропривода исполнительных органов комбайнов применяются асинхронные двигатели с короткозамкнутым ротором и запускаются прямым подключением к источнику питания. 5.4 АВТОМАТИЗИРОВАННЫЙ ЭЛЕКТРОПРИВОД. В настоящее время на шахте «Заполярная» на грузо-людской подъемной установке управление пуском электродвигателя подъемной машины осуществляется путем введения в цепь ротора активного сопротивления. Предлагается вместо пусковых сопротивлений применить метод импульсивного регулирования частоты вращения асинхронного двигателя с фазным ротором , что значительно сократит расход электроэнергии на пуск подъемной установки. Регулирование жесткости механической характеристики производится изменением сопротивления в цепи выпрямленного тока импульсным методом. В цепь ротора асинхронного двигателя включается неуправляемый выпрямитель , выпрямленное напряжение которого подается на резистор Rd через дроссель L . Параллельно этому резистору включен коммутатор , состоящий из двух тиристоров VS1,VS2, двух диодов VD7,VD8 , резистора R1 , индуктивности Lk и источника питания Ик . Тиристорный коммутатор Тк позволит изменять скважность широтно-импульсной модуляции j=t3\Tk ,а следовательно , влиять на среднее значение дополнительного сопротивления Rd согласно выражению: Где t3 -время включенного состояния тиристора VS1. t3+t0=Tk -время цикла коммутации. t0 -время закрытого состояния тиристора VS1. Таким образом , регулируя скважность y , можно получить семейство механических характеристик. Характеристика 1 соответствует открытому состоянию тиристора . Характеристика 2 соответствует закрытому состоянию тиристора . Аналитическое выражение механической характеристики асинхронного двигателя с импульсным регулированием в цепи выпрямленного тока ротора описывается выражением: где Ed0-выпрямленное напряжение ротора. XdB-приведенное к цепи ротора активное сопротивление фазы асинхронного двигателя при S=1. Id-среднее значение выпрямленного тока. W0-скорость холостого хода двигателя. 5.5 РАСЧЕТ И ВЫБОР СИЛОВЫХ ЭЛЕМЕНТОВ СХЕМЫ. Предлагается произвести расчет и выбор силовых элементов схемы управления пуском электродвигателя вспомогательной подъемной установки ш. «Заполярная». Параметры двигателя подъемной установки приведены в таблице. Наименование параметров Единица измерения Величина Тип двигателя АКН16-41-16 Мощность двигателя кВт 800 Номинальная скорость вращения об\мин 365 Перегрузочная способность 2,49 Напряжение ротора В 970 Ток ротора А 495 КПД двигателя % 93,8 5.6 ВЫБОР ВЫПРЯМИТЕЛЯ. Вентили неуправляемого мостового выпрямителя выбираем по среднему значению тока через вентиль и максимальному значению обратного напряжения. Для схемы «Ларионова» среднее значение тока через вентиль: где Id – среднее значение тока через вентиль. где y=0,4-скважность в1,в2-периоды коммутации соответственно в первом и во втором интервалах в относительных единицах в1=0,278,в2=2,278 I3 – максимальное значение тока в цепи R1 – суммарное сопротивление в первый интервал времени R1 = RЭ + R RЭ = 1,75Rдв + 3/ПXдвS где Rдв , Xдв – активное и индивидуальное сопротивление фазы асинхронного двигателя. Rдв=щ,93 Ом , Хдв=0,88 Ом , Rэ=2,23Ом , Еd0=1,35Ер=1310 В U=4 В – суммарное падение напряжения на скользящем контакте и вентилях выпрямленного моста. Максимальное значение обратного напряжения на вентиле Ивmax =1,045Еd0 = 1370 В Выбираем шесть вентилей типа В25 с параметрами: Прямой ток – 25А Обратное напряжение 150-1400В Прямое падение напряжения – до 1,35В Обратный ток – до 5А 5.7 ВЫБОР ДОБАВОЧНОГО СОПРОТИВЛЕНИЯ. Необходимо выбрать такое сопротивление резистора Rd , которое при неподвижном состоянии двигателя и полностью закрытом состоянии тиристора VS1 создаст момент , равный 0,5 Мн. Тогда имеем Rd=2Rном. W0 Rном Rd М 0,5 Rd = 2,32 Ом 5.8 ВЫБОР ТИРИСТОРОВ. Тиристоры VS,b,VS2 выбираем по максимальному значению cреднего выпрямленного тока ротора Imax и допустимому напряжению на тиристоре Итдоп. где Кзап = 1,3-1,8 – коэффициент запаса Id = 347A Итдоп = 1457В Выбираем тиристоры Т133-400 с параметрами: Прямой предельный ток – 400А Повторяющееся напряжение 400-1600В Прямое падение напряжения – до 1,75В Обратный ток – до 30А 5.9 ВЫБОР КОНДЕНСАТОРА Ск. Емкость конденсатора Ск во избежание срыва коммутации Принимаем конденсатор емкостью 50Мкф и напряжением 1500В. 6 ЭЛЕКТРОСНАБЖЕНИЕ. Специфика электроснабжения подземных машин и комплексов определяется следующими факторами: ростом глубины горных работ и в связи с этим ухудшением горногеологических условий и все большим удалением источника питания от центров электрических нагрузок, удалением транспортных путей, тенденцией увеличения единичных мощностей подземных и поверхностных установок; соизмеримостью мощности главных двигателей добычных машин с мощностью участковой трансформаторной подстанции от которой они питаются. Все это ведет к увеличению сопротивления шахтной сети и ухудшению условий электроснабжения электродвигателя, особенно с увеличением его мощности. Указанные факторы, главные из которых - ограниченная мощность короткого замыкания на шинах центральной подземной подстанции, значительное сопротивление низко - и высоковольтных распределителей из - за их большой протяженности и применения асинхронных двигателей - при частых пусках и перегрузках забойных машин являются основными причинами колебаний напряжения в участковых сетях. Отключения напряжения на шинах подземных распределителей (при U = 660 В) могут находиться в пределах от 12.5 -13.7 % до 13.2 % . Даже в нормальном режиме напряжения на зажимах двигателей горных машин составляет иногда не более 88 - 89 % номинального. Поэтому добиться повышения производительности горных машин можно только путем устранения потерь напряжения в шахтной сети. В связи с этим можно назвать следующие способы снижения влияния шахтной сети на реальную электровооруженность шахтных машин: увеличение сечения кабелей, глубокий ввод высокого напряжения; применение минусовых отпаек на трансформаторах, раздельный пуск двигателей, перевод машин на электроснабжение повышенным напряжением. В настоящее время происходит переход на напряжение 1140 В. В перспективе намечается питание передвижных электроприемников напряжением 6000 В. 6.1 Расчет электроснабжения участка на 1140 В. 6.1.1 Расчет мощности силового трансформатора очистного забоя и выбор типовой ПУПП. Для этого составляем таблицу мощностей забойного оборудования. Потребители Тип эл.двиг. Мощность, Рн, кВт Ток Iн, А Пуск ток, Iп, А К.П.Д cos 1 2 3 4 5 6 7 Комбайн 2ГШ68Б ЭКВЧ-160-245 160*2 110*2 632 0.9 0.82 Конв. СУОКП ЭДКОФВ- 53/4 110*2 68.5*2 822 0.87 0.88 Перегр. СП-63 ЭДКОФВ- 43/4 55*2 35*2 450 0.88 0.85 Насосная станц. ЭДКОФВ- 43/4У2 2*55 35*2 2*230 0.9 0.85 СНТ-32 2 шт. ВАО61-4-У5 2*13 2*9 2*63 0.86 0.86 Насос орошения ВАО-72-2-У5 30 18.5 129.5 0.88 0.92 НУМС- 200-Е "Унезенк" ВР-200 М2 37 23.7 130 0.92 0.86 1ЛГКН ВАОФ 62-4 У5 17 11 77 0.89 0.89 1ЛЕП ВАОФ 62-4 У5 17 11 77 0.89 0.89 Агрегат пусков АПВИ 1140 4 Агрегат освещ АОС - 4В 4 6.1.2 Характеристики аппаратов защиты и управления. Потребитель Аппарат защиты Фактические данные Паспортные данные Iк.з, А Iн, А Рн, кВт Iп, А Iн, А Рmax, кВт Iу, А ТСВП 1000/6 -1.2 А 3732 400 1800 7400 РП1-1.14 АВ 320 До 2 317 320 1400 6925 СУВ-1140 2ГШ68Б ПВ-250 220 320 632 250 340 800 4285 СУ-ОКП ПВ-250 137 220 822 250 340 1000 3273 СП-63 ПВ-250 70 110 450 250 340 500 2890 "Узенк" ПВ-63 23,7 37 130 63 80 250 3224 СНТ-32-1 ПВ-63 35,5+ 55 230 63 80 350 4185 9 13 60 НУМС-200-Е ПВ-63 18 30 129 63 80 250 4185 ЛП ПВ-63 11 17 77 63 80 250 2344 1ЛГКН ПВ-63 11 17 77 63 80 250 2130 Определяем общую установочную мощность Pуст = å Рн = 160*2+110*2+55*2+55*2013*2+30+37+17+17 = 887, кВт Определяем полную расчетную мощность Sр = (kсå Р уст) / сosj c р взв , где kс = 0.4+0.6*(Pmax / Pуст) = 0.4+0.6*(320/887) = 0.62 Pmax – мощность наиболее мощного потребителя сosj c р взв = å (Pi сosj) / Pуст = 0.85 Sр = (0.62*887) / 0.85 = 647, кВ*А Sр = Sр + Sап + Sао = 647+4+4 = 655, кВ*А Принимаем к установке передвижную трансформаторную подстанцию ТСВП –1000/6 – 1.2 6.1.3. Расчет кабельной сети. Определяем сечение фидерного кабеля по току нагрева. Iр.н = Sp / (Ö 3 Uн) = 655 / (Ö 3 *1.14) = 332, А Выбираем два кабеля ГРШЭ – 1140 – 3*70, (I доп = 180, А) *2 Определяем сечение кабеля высоковольтного на высокой стороне Iр.в = (Uн*Iр.н) / Uв = (1.14*332)/6 = 63, А Выбираем ЭВТ – 6000 – 3*25, I доп = 81, А Для потребителей электроэнергии очистного забоя выбираем кабели по длительному допустимому току. 2ГШ68Б – ГРШЭ – 1140 3*70 Iдоп = 250, А СУ-ОКП - ГРШЭ –1140 3*35 Iдоп = 165, А СП – 63 - ГРШЭ 1140 3*25 Iдоп = 135, А 1АГКН, 1ЛПЕ, насосные станции, ГРШЭ – 1140 3*16 Iдоп = 105, А насос орошения 6.1.4. Расчет кабельной сети участка по падению напряжения. Производится с целью проверки кабельной сети по падению напряжения до наиболее мощного и удаленного потребителя 2ГШ68Б. ΔU тр = (ΔUтр % /100) / Uтр.т ΔUтр % = β (Uка cos φср + Uкр sin φср ) Uка = 100 (Pк/ Sн) = 100 (10500/1000000) = 1.05 % , где Pк – потери к.з Вт при cos φ = 1 Uкр = √Uк2 – Uка2 = √ 4.52 – 1.052 = 4.3 % β – коэф . загрузки трансформатора β = Sр / Sн = 655/1000 = 0.655 ΔUтр % = 0.655(1.05*0.85 + 4.3*0.52) = 2 ΔU тр = (2/100) *1140 = 23, В После определения падения напряжения в трансформаторе определяем падение напряжения в фидерном кабеле. ΔUф = √3 (Iр / 2) L (r cos f + x sin f) = √3 (332/2)*0.01(0.26*0.85+0.08*0.52) = 0.755, В Определяем падение напряжения в ГРШЭ ΔU гршэ = √3 I L (r cos f + x sin f) = √3*220*0.230 (0.281*0.82 + 0.077*0.56) = 24, В Определяем суммарные потери от трансформатора до зажимов двигателя. ∑ ∆U = ΔU гршэ + ∆Uф + ∆ Uтр = 24+0.76+23 = 48, В U = Uxx - ∑ ∆U = 1200 - ∑ ∆U = 1200 – 48 = 1152, В U min g = 0.95*Uн = 0,95*1140 = 1083, В Cледовательно по падению напряжения в номинальном режиме сеть удовлетворяет. 6.1.5. Расчет кабельной сети по падению напряжения в пусковом режиме комбайнового двигателя. Фактическое напряжение на зажимах комбайна при пуске. U дв. п.ф. = Uрп / (1+√3 (n*Iдв.п.н.)/Uн (∑Rн*cos φ + ∑Xн* sin φ) Допустимый уровень напряжения на зажимах при пуске Uдоп ≥ 0.8Uн = 0.8*1140 = 912, В Uрп = Uн –ΔUтр – ΔUф = 1140-0.7*23 = 1116, В n = 1 – число двигателей запускаемых одновременно Iдв.н = 632, А ∑R = Rт + Rф + Rгршэ = 0.147, Ом ∑X = Xт + Xф + Xгршэи = 0.1 , Ом Uдв. пуск = 1116 / (1+√3 (632/1140) (0.147*0.44+0.1*0.9)) = 971, В Пусковой соsƒ = 0.44, sinƒ = 0.9 По падению напряжения при пуске кабельная сеть удовлетворяет условиям. 6.1.6 Расчет токов короткого замыкания и выбор низковольтной аппаратуры. В точке К1 Iк1 = (Uб *103 ) / (√ 3*Z) ∑X = Xтр +Xгршэ = 0.08+0.078*(0.02/2) = 0.083, Ом ∑r = rтр + r гршэ = 0.017 + 0.26*(0.02/2) = 0.027 , Ом Z = √r2 + x2 = 0.087, Ом Iк1 (3) = (1200*103 ) / (√ 3*87) = 7900, А Iк1 (2) = Iк1 (3) / 1.15 = 6925, А I0 ≥ 1.2 Iк1 (3) = 1.2*7900 = 9408 , А Iу = 1.25*632 + ∑ Iном. Раб Iу = 1.25*632 + 425 = 1215, А Принимаем АВ – 320 ДО2 со следующими параметрами : I0 = 10000, A Iу = 1400, A Uн = 1140, В Iн = 320, А Проверка на отключающую способность Iк(2) / Iу = 6925 / 1400 = 4.46 > 1.5 Для выбора пускового аппарата производим расчет тока к.з в точке К2 Iк2 (2) = Uб / 2Z ∑X = Xтр +Xгршэ + Xгршэ гш = 0.08+0.078 (0.02/2) + 0.08*0.2 = 0.1, Ом ∑r = rтр + r гршэ + r гршэ гш = 0.017 + 0.26(0.02/2) + 0.4*0.2 = 0.11, Ом Z = √ Σ r2 + Σ x2 = √ 0.12 + 0.112 = 0.14 , Ом Iк2 (2) = 1200/(2*0.14) = 4285 , А Iy = 1.25*In = 1.25*632 = 790 , A Принимаем к установке ПВ 250 в составе СУВ 1140 Iн = 250, А Uн = 1140, В Iy = 800, A Проверяем отключающую способность по двухфазному к.з. Iк(2) / Iy = 4285/180 > 1.5 7 АВТОМАТИЗАЦИЯ. Комплексная механизация и автоматизация технологических процессов, автоматизированные системы управления на базе вычислительных машин являются важной составляющей дальнейшего развития горнодобывающей промышленности. На предприятиях горнодобывающей промышленности осуществляется программа совершенствования горных машин и комплексов в направлении оснащения их автоматическими устройствами и средствами вычислительной техники. На шахте "Заполярная" частично или полностью автоматизированы следующие процессы: подъем клетевой и скиповой, главный водоотлив, вентиляторные установки, конвейерные установки, вентиляция тупиковых выработок, контроль содержания газа метана в рудничной атмосфере, табельный учет, калориферные установки, дегазационная установка и другие. Хуже всего автоматизированы процессы выемки угля, контроля работы добычных комплексов, проходческих комбайнов. В связи с этим для повышения экономичной работы проходческих комбайнов и исключения частых поломок предлагается регулятор с импульсной защитой ПРИЗ-М (пропорционально интегральный регулятор с импульсной защитой). ПРИЗ–М обеспечивает: автоматический выбор номинальной, для данной работы, нагрузки приводного электродвигателя и ее стабилизацию; отключение при технологических нагрузках. В настоящее время получили серийное производство более надежные и точные аппараты автоматического контроля и управления. В связи с этим устаревшая или менее надежная аппаратура выгоднее более новой и совершенной. В таблице предлагается перечень рекомендуемой аппаратуры. Автоматизация процесса Установленная аппаратура Рекомендуемая аппаратура Управление конвейерным транспортом АУК - 10 ТМ АУК - 1М Главный водоотлив ВАВ КАВ Автоматизация подачи воздуха в тупиковые выработки АОЗТ АПТВ Контроль содержания метана "Метан" "Метан" Управление вентиляторами главного проветривания УКАВ – 2 УКАВ - 2М Клетевой подъем АЗК – 1 АЗК - 1 Скиповой подъем АЗК – 1 "Скип" Контроль работы очистных работ АУЗМ САУК - М Погрузка угля в ж/д вагоны ИКС – 2 КПА Калориферная установка АКУ – 63 АКУ - 3 Шахтная котельная "Кристалл" "Кристалл" 7.1 Средства автоматизации управления подъемными машинами. Подъемная система - одна из наиболее сложных и ответственных установок. Управление подъемными установками различают: автоматическое, полуавтоматическое, дистанционное, дистанционно - автоматическое и ручное. Автоматическое управление осуществляется при автоматической подаче пускового импульса по разрешающим сигналам от аппаратов, контролирующих процессы разгрузки и загрузки подъемных сосудов. При полуавтоматическом управлении машинист растормаживает машину и дает пусковой импульс на замедление и торможение. Системы управления и автоматизации должны обеспечивать: остановку подземных машин в промежуточных точках ствола (режим работы "отбой"), если по условиям эксплуатации их нельзя остановить в крайних положениях; полное использования электропривода ПМ для формирования диаграммы скорости, близкой к оптимальной; выбору слабины каната до начала движения; скорость движения сосуда не более 0,6 м/с, если ПУ оборудована загрузочным устройством, открывающимся под действием веса опускающегося скипа; минимальный путь дотягивания подъемных сосудов в зависимости от конструкции загрузочно - разгрузочного устройства и самих сосудов; точность остановки сосудов в конечных положениях (для сосудов скиповых стволов отклонение от номинального положения не должно превышать +300 мм с учетом разброса точки срабатывания выключателя стопорения для качающихся площадок - +/- 100 мм); cнижение скорости перед стопорением до 0,3 - 0,4 м/с; производительность ПУ не ниже максимальной часовой. Сравнительная сложность или простота автоматизации управления подъемным двигателем определяется соответствием механических характеристик привода условиям работы подъемных установок, т.е нагрузочным диаграммам подъемных систем. Проще эта задача решается при применении двигателя постоянного тока, поскольку в этом случае привод обладает менее жесткими характеристиками. Мягкие характеристики асинхронного двигателя (искусственные характеристики) усложняют автоматическое управление, т.к изменение скорости зависит в этом случае как от предела изменения нагрузки, так и от сопротивления резисторов в цепи ротора. Система автоматизации должна обеспечивать бесперебойную работу всего комплекса скипового подъема, а автоматическое управление - выполнение заданной тахограммы и точную остановку подъемного сосуда с заданной точностью. К средствам автоматизации управления подъемными машинами относятся путевые программные аппараты. На подъемных установках применяют аппараты программирования и контроля с приводом от вала подъемной машины типа ППК; АЗК-1; "Горизонт". АЗК-1 полностью или частично выполняет: - выдачу импульсов в отдельных точках пути движения подъемного сосуда для осуществления необходимых переключений в схеме управления; - подачу электрических сигналов сельсинному указателю глубины в зависимости от положения сосудов в стволе. - задание программы движения подъемной машины при автоматическом управлении; - защиту от переподъема; - контроль практической скорости в период разгона, равномерного хода и замедления; - корректировку работы элементов аппарата в соответствии с положением подъемных сосудов в стволе шахты при вытяжке канатов, износе футеровки. Электропневматические регуляторы давления РДБ предназначены для дистанционного и автоматического управления пневматическими приводами тормозов шахтных подъемных установок. Взамен РДБ применяют комплекс управления пневмоприводом тормоза (КУПТ). Более совершенными являются регуляторы давления унифицированные РДУ. Рассмотрим схему с использованием противотока.