Методика расчета производительности комплекса

М Е Т О Д И К А

выполнения курсовой работы по дисциплине

«Горные машины и оборудование»

Тема: Выбор очистного механизированного комплекса для условий

Южно-Якутского угольного бассейна

Специальность:130404 Подземная разработка МПИ

г.Нерюнгри, 2008г.

Методика расчета производительности комплекса

Производительность комплекса зависит от условий эксплуатации машин и определяется конструктивной особенность и техническими возможностями оборудования. Различают теоретическую Q, техническую Q_т и эксплуатационную Q_э производительности.

1.1. Теоретическая производительность рассчитывается при условии непрерывной работы комплекса с максимально возможной для данных условий скоростью подачи комбайна. Она является исходной для расчета технической и эксплуатационной производительности, по ней производится выбор транспортных средств, применяемых в комплексе (агрегате), из условия Q_гр³Q, где Q_гр – теоретическая производительность транспортных средств.

Теоретическая производительность определяется следующим образом: для забойного оборудования флангового действия – комбайновая выемка (т/мин)

Q = 60*0,63*0,8*0,00015*1,3=

где В – ширина захвата комбайна, м; m – средняя мощность пласта;

V_n – скорость подачи комбайна, м/с;* g - плотность полезного ископаемого, т/м³.

Для комплексов и агрегатов фронтального действия (струговые установки) ширина захвата В равна толщине h, снимаемой за один проход исполнительного органа. Тогда производительность установки определится (т/мин)

Q = 60 mh V_pg.

Толщину стружки, отделяемую стругом для углей сопротивляемостью резанию кН/м, рекомендуется определить по эмпирической зависимости, м [3]

.

Для агрегатов непрерывного действия, оборудованных конвейероструговой установкой, теоретическая производительность равна

Q = 60 LmV¢g,

где L – длина забоя, м; V¢ - скорость подачи конвейероструга на забой, м/с.

1.2. Техническая производительностьопределяется с учетом потери времени на выполнение вспомогательных операций, присущих данному комплексу (агрегату), включая устранение отказов. Для цикличной технологии расчет производительности рекомендуется выполнять в интервале выемочного цикла

Q_т = Q К_Т,= 206,388*

____________________________

* Методика расчета скорости подачи комбайна приведена в разделе 2.1.

где К_Т – коэффициент технически возможной непрерывной работы выемочного оборудования. Он определяется

,=

где Т – время непрерывной работы выемочной машины, с; Т_во – время выполнения вспомогательных операций. Для комбайновой выемки Т и Т_во определяются в интервале одного цикла.

Таблица 1 -Расход резцов комбайна

Типы резцов	Нормы расхода резцов по классам абразимости углей, шт/1000 т	Средневз-вешенные нормы расхода
I	II	III	IV	V
И-90В	8,18	12,8	19,5	27,6	49,3	14,24
И-79	4,7	11,4	27,2	38,7	-	8,12
ЗН2-5,5 (широкозахватные комбайны)	17,5	38,3	68,0	92,2	-	43,36

Среднее время восстановления определяется надежностью конструкции оборудования и может быть рассчитано через коэффициент готовности (К_г) комплекса (агрегата), с:

Т_в = Т(1/К_г – 1).

Средние значения К_г, полученные по данным обработки статистической информации, приведены в табл. 2. Следует иметь ввиду, что совершенствование конструкции комплексов и системы их технического обслуживания и ремонта показатели, характеризующие уровень их надежности, ведет к улучшению.

Таблица 2- Значения коэффициента готовности выемочного комплекса

Очистной комплекс	Средние значения Кг
КМ-87 с комбайном 2К52М	0,91
КМ-87 с комбайном 1ГШ68	0,89
1КМ97 с комбайном 1К101	0,89
1КМ88 с комбайном 1К101	0,88
10КП с комбайном КШ-1КГ	0,87
ОКП-70 с комбайном КШ-3М	0,91
КМ-130 с комбайном КШ-3М	0,90
1КМ-81М с комбайном КШ-1КГ	0,88

Для фронтальных агрегатов непрерывного действия, в которых вспомогательные операции сведены к нулю либо выполняются одновременно с основной – выемкой угля, техническая производительность может быть определена, т/мин:

Q_т = 60mLgV_n¢ K_г,

где К_г – коэффициент готовности агрегата.

Таким образом, производительность фронтальных агрегатов определяется лишь техническими параметрами выемочной машины и уровнем надежности оборудования.

1.3. Эксплуатационная производительность определяется с учетом всех видов простоев комплексов по техническим и организационным причинам (т/мин):

Q_э = Q K_э,

где .

Простои по организационным причинам (Т_орг) включают: простои по причине отсутствия транспорта; электроэнергии; выполнения дополнительных мероприятий по нагнетанию воды в пласт; дегазации пласта; других технологических простоев, обусловленных особенностями отработки пласта.

Эксплуатационная производительность, учитывающая все виды простоев, является основной для расчета сменной и, в конечном итоге, суточной производительности комплекса, т/сут:

Q_сут = 60 n (Т_с – Т_nз) Q_э,

где Т_с – продолжительность смены; n – число рабочих смен в сутки.

Количество циклов в сутки определяется

.

При планировании и организации работы комплекса необходимо учитывать кратность распределения количества циклов по сменам, в связи, с чем возможна корректировка уровня эксплуатационной производительности в большую или меньшую сторону.

Таблица3-Удельные энергозатраты на разрушение угля

Комбайны	Установленная мощность привода, кВт	Мощность пласта, м	Ширина захвата, м	Средние удельные энергозатраты
тип	Типоразмер по ГОСТ 11986-83	Нw (МДж/т)	при	кН/м
2 УК	ПУ5	2х75	0,65	0,8	1,19	1,98	2,78
К-102	ПУ6	2х75	0,82	0,63	1,30	2,63	5,30
1К-101	ПУ8		1,05	0,8	1,12	3,53	-
МК-67	ПУ8		1,05	0,8	1,08	2,13	3,46
2К-52	ПУ10		1,3	0,8	0,94	2,02	3,68
2К-52	ПУ13		1,62	0,8	0,87	1,95	4,04
1ГШ-68	ПУ10	132х2	1,3	0,63	1,08	1,91	3,14
1ГШ-68	ПУ13	160х2	1,62	0,63	0,83	1,48	2,24
1ГШ-68	ПУ16	160х2	2,05	0,63	0,83	1,59	3,32
КШ-3М	ПУ16		2,05	0,63	0,80	1,52	2,99
КШ-3М	ПУ20		2,6	0,63	0,69	1,44	2,85
К-120	ПУ35		4,25	0,5	0,69	1,12	1,55

2.3. Количество линий резания определяется зависимостью и округляется до ближайшего целого числа

n_л = В/t_ср; n_лз = n_л – n_лк; n_лк = 1,

где В – ширина захвата комбайна, м (принимается по технической характеристике машин).

2.4. Количество резцов на исполнительном органе

n = n_лз m₃ + n_л3 m_к,

где m₃ – число резцов в одной линии резания. Принимается равным m₃ = 1…3 – для забойных резцов, m_к = m₃ + (2…4) – для кутковых.

2.5. Количество резцов, находящихся в контакте с забоем:

для опережающего исполнительного органа:

n_Р = 0,5n;

для отстающего исполнительного органа принимается пропорционально мощности пласта, приходящейся на исполнительный орган:

,

где D, D¢ - диаметры опережающего и отстающего исполнительных органов.

2.6. По эмпирической зависимости определяется среднее значение усилия резания на передней грани резца (кН)

,

где - сопротивляемость угля резанию*, кН/м (определяется по прибору ДСК-2); в – ширина режущей кромки резца, м; y - угол бокового развала борозды резания, …^о. Для вязких углей и антрацитов ; для хрупких ;

К_ψ – коэффициент, учитывающий влияние хрупко-пластичных свойств угля; К_з – коэффициент обнажения забоя; К_у – коэффициент, учитывающий влияние угля резания; К_от – коэффициент учитывающий степень отжима угля; К_ф – коэффициент, учитывающий влияние формы передней грани резца; β – угол наклона резца к направлению подачи, …^о.

Ширина режущей кромки (в) в зависимости от типа резца может быть равной 0,3-1,4 см. Меньшие значения соответствуют резцам широкозахватных комбайнов. Рекомендуется принимать ширину режущей кромки резца по табл. 4.

__________________________________

* Принято считать, что для вязких углей для хрупких - для весьма хрупких - А<180.

Таблица 4-Основные параметры резцов

Типы зубцов	Применяемость	Параметры, мм
ширина режущей кромки	вылет	длина
ЭКЗ	ВНК, «Кировец», «Комсомолец», «Урал-33»	9,5
И90В	11Ш-68, 2К-52, БКТ, ВНК	12,5
БК-01	1К-58М, БК-52	9,0
И-79Б	КШ-1КГ, 1К-58М, 1ГШ-68, «Темп-1»	11,0
УМК-90	МК-67	8,0
М К1-1-4-14А	МК-67	8,0
3Р1.80	2К-52, К-101, 1ГШ-68	11,0
3Р2.80	МК-67	20,0
ИТ-2С (танген-циальный)	1ГШ-68, 2К-52, 1КГ-101	22,0
ШБМ2с-1-1-04	ШБМ-2, ПК-8, К-7/15М	10,0	33,5
БВУ-3	Буровые коронки	9,0	32,0
РПП	Прох. комбайны	12,0	70,0

Коэффициент обнажения забоя определяется

.

Эмпирические коэффициенты р, q, r вычисляются

р = 126 h_ср + 2,26;

q = 1,36 – 22 h_ср;

r = 0,33 + 0,0019/h_ср.

Коэффициент К_у, учитывающий влияние угла резания на формирование усилий на переднию грань резца, определяется по данным табл. 5.

При применении механизированных крепей расчетную величину коэффициента отжима следует увеличивать на 10-15%, но принимать не более единицы.

Таблица5-Значение коэффициента К_у

Характеристика углей	Значения коэффициента Ку в зависимости от угла резания α (…о)
Вязкие	0,98	1,0	0,9	0,93	1,08	1,24
Хрупкие	0,96	1,0	0,92	1,06	1,26	1,34

Коэффициент отжима К_от угля вычисляется по эмпирическим зависимостям, приведенным в табл. 6.

Таблица 6- Значение коэффициента отжима К_от

Характеристика углей	Вязкие марок Г и Ж (Карагандинский, Кизиловский бассейны)	Вязкие марок Г и Д (Донецкий, Кузнецкий бассейны)	Хрупкие марок К, Т и Ж (Кузнецкий, Донецкий бассейны)
Формулы вычисления коэффициента отжима

Коэффициент формы передней грани резца (К_ф) принимается:

для резцов с плоской передней гранью … 1;

для резцов с выпуклой передней гранью … 0,90-0,95;

для резцов с клиновидной гранью … 0,85-0,90.

Угол наклона оси резца к направлению подачи комбайна (β) определяется конструкцией исполнительного органа и принимается в пределах от 0^о до 45^о. Основная часть резцов на исполнительном органе, исключая боковые, имеет β = 0^о.

2.7. По величине усилия на передней грани резца рассчитывается суммарное значение силы резания (кН)

Z_ср = Z_n +f΄(у₁ – у₀),

где у₁ – сила, отжимающая резец от забоя, кН; f΄ - коэффициент сопротивления резанию (принимается в пределах 0,38-0,44, причем меньшие значения соответствуют углям с высокой сопротивляемостью резанию); у₀ – средняя сила подачи на остром резце, кН. Определяется

у₀ = К_п Z_n.

Здесь К_п – коэффициент влияния пластичных свойств угля на усилие подачи, равный для вязких углей 0,7; для хрупких – 0,6; весьма хрупких – 0,5.

Сила, отжимающая резец от забоя у₁, вычисляется

у₁ = К_об R_сжS_з + К_п Z_n,

где R_сж – временное сопротивление угля одноосному сжатию, кН/м²; К_об – коэффициент влияния объемного состояния угля под задней гранью резца на величину усилия подачи, вычисляемый:

,

где а΄ - коэффициент, учитывающий влияние хрупко-пластичных свойств на объемное состояние угля (принимается равным для вязких углей 0,35; хрупких 0,30; весьма хрупких 0,25).

Временное сопротивление одноосному сжатию определяется в зависимости от сопротивления резанию по следующим выражениям:

для Ā > 240 для 240 ≥ Ā > 180 для Ā ≤ 180

Rсж = 11772 + 26,5 Ā Rсж = 6867 + 26,5 Ā Rсж = 4513 + 26,5 Ā

Проекция площадки затупления резца S_з на плоскость резания определяется

S_з = К_фр Δ_и в,

где Δ_и – линейный износ по задней грани резца, м;

в – ширина режущей кромки резца, м;

К_фр – коэффициент влияния формы режущей кромки резца на величину проекции площадки затупления резца, равный для резцов с плоской режущей кромкой 1,0, с овальной – 0,8, с клиновидной – 0,65.

Для резцов стругов величина S₃, принимается в пределах (2…4) 10^{-4 м2}.

Коэффициент влияния толщины среза на усилие подачи К_п может также определяться по эмпирической зависимости

.

2.8. Зная усилие резания на одном резце и количество резцов, находящихся в контакте с забоем, можно рассчитывать мощность привода, затрачиваемую на разрушение угля каждым исполнительным органом комбайна, кВт:

для опережающего органа

Р_р = Z_срn_pV_h;

для отстающего

Р΄_р = Z΄_срn΄_pV΄_h,

где Z_ср, Z΄_ср – усилия резания соответственно опережающего и отстающего исполнительного органа, ккН;

V_ср, V΄_ср – скорости резания опережающего и отстающего исполнительного органа, м/с.

2.9. Суммарная мощность, расходуемая на резание (кВт)

Р_рж = Р_р + Р΄_р.

2.10. Усилие подачи комбайна определяется с учетом всех сопротивлений перемещению машины вдоль забоя (кН)

У_п = К_с[G(Sinα +f΄΄Cosα) + У_Σi],

где G – сила тяжести комбайна, кН; α – угол падения пласта …^о; К_с – коэффициент, учитывающий дополнительные сопротивления перемещению комбайна (1,3-1,5); f΄΄ - коэффициент трения (при перемещении комбайна по почве принимается равным 0,3-0,4; по конвейеру – 0,18-0,25); У_Σi – суммарная сила внедрения резцов в направлении подачи.

Сила внедрения резцов определяется, кН:

для опережающего исполнительного органа

;

для отстающего

,

где У₁, У₁΄ - силы, отжимающие резец от забоя соответственно опережающего и отстающего исполнительного органа; n_р, n΄_р – количество резцов, находящихся в постоянном контакте с забоем опережающего и отстающего исполнительных органов.

Суммарная сила внедрения резцов

У_Σi = У = У΄.

2.11. Мощность, расходуемая на подачу комбайна (кВт)

Р_n = У_nV_p .

2.12. Мощность, расходуемая на погрузку угля

опережающим исполнительным органом, кВт:

Р_пог = F_погV_p;

отстающим исполнительным органом

Р΄_пог = F΄_погV΄_p,

где F_пог, F΄_пог – сила сопротивления погрузке угля, кН:

F_пог = (С + D₂h_об) 10^-3,

где С и D₂ – постоянные, принимаются в зависимости от схемы работы комбайна; h_об – величина подачи за один оборот исполнительного органа, м.

Для шнекового исполнительного органа при работе комбайна без погрузочного щитка, С = 0, Д₂ = 10000 Н/м.

Для шнекового комбайна при работе со щитком, расположенным на расстоянии 80-300 мм от исполнительного органа С = 0, Д₂ = 35000 Н/м.

Для барабанного исполнительного органа при погрузке угля со щитком, С = 250 Н, Д₂ = 12000 Н/м.

Подача за один оборот (м)

,

где n_об – скорость вращения исполнительного органа комбайна, с^-1.

Суммарная мощность на погрузку (кВт)

Р_пог.Σ = Р_пог + Р΄_пог.

2.13. Суммарная мощность привода комбайна

Р = Р_р + Р_пог + Р_п .

Сравнивая суммарную мощность привода с установленной на комбайне, судят о возможности устойчивой работы машины. Суммарная мощность привода должна быть меньше или равна устойчивой, определяемой по выражениям, приведенным в п. 2.1. Далее необходимо не менее чем по пяти точкам построить график изменения расходуемой мощности в зависимости от скорости подачи и выделить зону рациональныхскоростей подачи

В конце расчета, беря за основу максимальную скорость подачи при условии устойчивой работы двигателя, необходимо определить производительность комбайна в соответствии с п. 1.

Пример расчета

Таблица 4.1- Исходные данные для расчета

Сопротивляемость угля резанию, кН/м	Ā = 200
Плотность угля, т/м3	γ = 1,3
Характеристика угля	вязкий антрацит марок Г и Ж
Коэффициент сопротивления резанию	f΄ = 0,42
Угол падения пласта, …о	α = 20
Мощность вынимаемого пласта угля, м	m = 0,8
Длина лавы, м	L = 120

Предварительно комбайн выбирается с учетом исходных данных и в соответствие с технической характеристикой.

Таблица 4.2 - Технические характеристики комбайна 1К 101

Ширина захвата исполнительного органа, м	В = 0,63
Скорость резания, м/с	Vр = 73
Часовая мощность двигателя, кВт	Рч = 105
Ширина режущей кромки резца, м	в = 0,022
Сила тяжести комбайна, кН	G = 93
Диаметр шнека по резцам, м: верхнего нижнего	D = 0,7 D1 = 0,8

Таблица 4.3- Справочные данные для расчета

Число смен работы в сутки	n = 3
Продолжительность смены, ч	Тсм = 6
Затраты времени на подготовительные, заключительные работы в начале и конце смены, мин	Тпз = 20
Затраты времени на простои по организационно-техническим факторам (отсутствие порожняка и остановка конвейера, отсутствие электроэнергии, задержки в креплении и пр.), мин	Торг = 30
Коэффициент готовности	Кг = 0,88
Затраты времени на маневровые операции, мин	Тмо = 0
Затраты времени на концевые операции, мин	Тко = 25
Время замены одного резца, мин	tз = 1
Удельный расход резцов, шт/1000 т	Z = 8,2
Средняя ширина среза, см	tср = 3
Угол наклона резца к направлению подачи, …о	β = 45
Число линий резания кутковыми резцами	nлк - 1
Число забойных резцов в одной линии резания	mз = 2
Число кутковых резцов в одной линии резания	mк = 5
Коэффициент влияния угла резания на усилие резания на передней грани резца	Ку = 0,9
Коэффициент влияния формы передней грани резца (выпуклая) на усилие резания	Кф = 0,92
Ширина режущей кромки резца, м	в = 0,022
Постоянные для расчета усилия шнекового комбайна при работе со щитком	С – 0
Коэффициент объемного состояния угля под резцом	D1 = 35000
Коэффициент трения при перемещении комбайна по ставу конвейера	а΄ = 0,3 f΄΄ = 0,21
Коэффициент влияния формы режущей кромки резца на площадку затупления	Кфр = 0,8
Величина линейного износа резца по задней грани, м	Δи = 0,003
Коэффициент, учитывающий дополнительные сопротивления перемещению комбайна	Кс = 1,5

Устойчивая мощность двигателя, кВт:

максимальная ;

минимальная .

Скорость подачи комбайна, м/с:

максимальная ;

минимальная .

Средняя глубина стружки, снимаемая одним резцом, м:

.

Средняя ширина среза одного резца, м:

t_ср = t_у h_ср = 2 · 0,0159 = 0,0318.

Общее число линий резания

.

Число линий резания забойными резцами

n_лз = n_л – n_лк = 19,81 – 1 = 18,81.

Общее число резцов исполнительного органа:

верхнего n = n_лзm_з + n_лкm_к = 18,81 · 2 + 1· 5 = 42,62;

нижнего n΄ = n = 42,62

Число резцов, находящихся в постоянном контакте с углем:

верхнего исполнительного органа

n_p = 0,5n = 0,5 · 42,62 = 21,31 ( принимается n_р = 29);

нижнего исполнительного органа

(n_р = 4).

Расчет коэффициентов

р = 126 h_ср + 2,26 = 126 · 0,0159 + 2,26 = 4,26;

q = 1,36 – 22 h_ср = 1,36 – 22 · 0,0159 = 1,01;

r=0,33+ =0,33+ =0,449

Коэффициент обнажения забоя

К= 0,503

Коэффициент отжима вязкого антрацита и углей марок Г и Ж

.

В случае применения механизированной крепи К_от увеличивается на 10-15 %, т.е.

К_от = 1,1 · 0,735 = 0,808.

Угол бокового развала борозды резания вязких антрацитов, …^о

.

Среднее значение силы резания на передней грани резца, кН:

Коэффициент влияния глубины стружки на усилие подачи

.

Временное сопротивление антрацита одноосному сжатию, кН/м²

Р_сж = 11772 + 26,5 Ā = 11772 + 26,5 · 200 = 17072 .

Проекция площадки затупления резца S_з на плоскость резания, м²

S_з = К_фр Δ_и в = 0,8 · 0,003 · 0,022 = 0,53 · 10^-4 .

Коэффициент влияния объемного состояния угля под задней гранью резца на величину усилия подачи

.

Сила, отжимающая резец от забоя, кН:

У₁ = К_об R_сж S_з + К_п Z_п = 1,366 · 17072 · 0,53 10^-4+ 0,570 · 1,25 = 1,95.

Суммарное значение силы резания на резце, кН

Z_ср = Z_п + f΄ У₁ = 1,25 + 0,42 · 1,95= 2,069 .

Мощность. затрачиваемая на резание, кВт:

опережающим шнеком Р_р = Z_ср n_p V_p = 2,069 · 21,31 · 3 = 132,27;

отстающим шнеком Р΄_р = Z΄_ср n΄_p V΄_p = 2,069 · 4,54 · 3,3 = 30,99 .

Суммарная мощность, затрачиваемая на резание, кВт

Р_рз = Р_р + Р΄_р = 132,27 + 30,99 = 163,26 .

Расчет расхода мощности на подачу

Сила внедрения, кН:

для опережающего шнека ;

для отстающего шнека .

Суммарное усилие внедрения резцов, кН

У_Σ = У + У΄ = 26,46 + 5,64 = 32,1 .

Усилие подачи комбайна с учетом всех сопротивлений, кН

.

Мощность, расходуемая на подачу комбайна, кВт:

Р_п = У_п V_п = 133,9· 0,0428= 5,7

Расчет мощности на погрузку

Скорость вращения шнеков, с^-1:

опережающего ;

отстающего .

Подача за один оборот, м/об:

.

Усилие сопротивления погрузке, кН

F_пог = F΄_пог = (С +D_zh_об) 10^-3 = (0 + 35000 · 0,032) 10^-3 = 1,12.

Мощность, расходуемая на погрузку угля. кВт:

опережающим шнеком Р_пог = F_пог V_р = 1,12 · 3 = 3,36;

отстающим шнеком Р΄_пог = F_пог V΄_р = 1,12 · 3,3 = 3,69.

Суммарная мощность, расходуемая на погрузку, кВт

Р_{пог Σ} = Р_пог + Р΄_пог = 3,36 + 3,69 = 7,05.

Суммарная мощность, затрачиваемая на выемку угля, кВт

Р = Р_р + Р_пог + Р_п = 163,26 + 3,36 + 5,7=172,32

Сравнивая полученную мощность с максимальной устойчивой мощностью привода комбайна 1К101У, равно 99 кВт видим, что такую расчетную скорость подачи 0,0428 м/с комбайн не может обеспечить. Уменьшаем скорость подачи и производим перерасчет мощности привода. Последовательно изменяя скорость подачи и производя перерасчет мощности привода необходимо получить ее значение, не превышающее значение максимальной устойчивости мощности, равной 99 кВт. Конечным результатом перерасчета является: Р=98,1 кВт, V_п=0,032 м/с.

кВт. Конечным результатом перерасчета является: Р = 98,1 кВт, V_п = 0,032 м/с.

Теоретическая производительность комбайна (т/мин)

Q = 60 m B V_п γ = 60 · 0,8 · 0,63 · 0,032 · 1,3 = 1,26

Время работы комбайна по выемке заходки, мин

.

Время устранения отказов за цикл, мин.

.

Время замены инструмента за цикл, мин.

Т_зи = В m L γ Z t_з = 0,63 · 0,8 · 120 · 1,3 · 8,2 10^-3· 1 = 0,646.

Время вспомогательных операций, мин.

Т_во = Т_м + Т_ко + Т_зи + Т_в = 0 + 25 + 0,646 + 8,8 = 34,4.

Коэффициент технически возможной непрерывной работы комбайна

.

Техническая производительность комбайна, т/мин.

Q_т = Q К_т = 1,22 · 0,65 = 0,796.

Коэффициент непрерывной работы комбайна в конкретных условиях эксплуатации

.

Эксплуатационная производительность комбайна, т/мин.

Q_э = Q К_э = 1,22 · 0,5 = 0,61.

Суточная производительность выемочного комплекса, т/сут.

Q_сут = 60_n (Т_см – Т_пз) Q_э = 60 · 3(6 – 0,333) 0,61 = 622,2.

Правила выполнения и оформление курсовой работы

Работа выполняется на листах формата А-4, сшитых в тетрадь. В работе приводится необходимый графический материал (лист формата А-3), иллюстрирующий выбранный тип оборудования и технические данные комплекса, схему организации очистных работ, схему передвижки секций крепи, укрупненный график монтажа оборудования и продолжительность монтажа с построением графика монтажа. Оформление работы должно соответствовать требованиям ГОСТ.

ПРИМЕР ОФОРМЛЕНИЯ

Титульный лист

Министерство образования и науки

ФГАОУ ВО СВФУ им.М.К.Аммосова

Технический институт (филиал) в г.Нерюнгри

КУРСОВАЯ РАБОТА

по теме: Выбор очистного механизированного комплекса

для условий Южно-Якутского угольного бассейна

Студента_____курса, группы______

_____________________________

Проверил:_____________________

Уч. степень , должность и Ф.И.О. ППС

г.Нерюнгри.ю200__г.

ЗАДАНИЕ

Технический институт(филиал) СВФУ

ЗАДАНИЕ

на выполнение курсовой работы по дисциплине «Горные машины и оборудование» для студентов специальности 130404 «Подземная разработка МПИ»

Студенту группы ___________ Ф.И.О.___________________________________________

(данные записываются без сокращений)

выполнить курсовую работу по выбору механизированного комплекса применительно к условиям: ___________________________________________________________ бассейна

_____________________________________ длина очистного забоя (l)

_____________________________________ мощность пласта (m)

_____________________________________ угла падения пласта (a)

Часть 1. По данным бассейна определяются физические свойства угля, составляется таблица исходных данных и предварительно выбирается очистной комбайн;

Часть 2. Производится расчет устойчивой мощности двигателя, скорости подачи, мощности, затрачиваемой на резание;

Часть 3. Обосновывается выбор комбайна, предварительно выбирается очистной комплекс;

Часть 4. Планируется организация работ в лаве, описывается и обосновывается выбор схемы организации очистных работ и составляется планограмма очистных работ.

Часть 5. Рассчитывается теоретическая, техническая, эксплуатационная производительность комбайна, окончательно обосновывается выбор очистного комплекса;

Часть 6. Описывается и обосновывается выбор передвижки секций крепи, составляется укрупненный график монтажа оборудования.

Часть 7. Оформляется графическая часть курсового проекта.

Рекомендуемая литература:

1. Машины и оборудование для шахт и рудников: Справочник/ С.Х. Клорикьян, В.В. Сребный и др. М.: Издательство Московского государственного горного университета, 2002

2.Зайков В.И. Берлявский Г.П. Эксплуатация горных машин и оборудования. М.: Издательство Московского государственного горного университета, 2000

3. Д.Е. Махно, Н.Н. Страбыкин, В.Н. Кисурин Горные машины и комплексы: Краткий курс лекций. – Иркутск: ИрГТУ, 1996

4. Гетопанов В.Н. Гудилин Н.С., Чугреев Л.И. Горные и транспорные машины и комплексы. М.: Недра, 1991

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

Дата выдачи задания ____________________________ Подпись преподавателя__________

Дата защиты______________ Оценка_______________ Подпись преподавателя__________

Задание является основным документом для выполнения курсовой работы, вшивается после титульного листа и храниться до окончания учебы студента.

ПРИМЕР ОФОРМЛЕНИЯ

Лист 3

СОДЕРЖАНИЕ:

№	Наименование раздела	Стр.
1.	Исходные данные
2.	Расчет технических параметров работы комбайна
3.	Расчет производительности комбайна
4.	Выбор механизированного комплекса
5.	План организации работ в лаве
6.	Литература
7.	Графическая часть

ПРИМЕР ОФОРМЛЕНИЯ

СПИСОК ЛИТЕРАТУРЫ

№	Наименование
	Васильев В.М., Перфораторы: Справочник. – М. Недра, 1989. 248с.
	Балинов И.Н., Савельев И.П., Богуцкий Н.В. Узкозахватный комбайн ГШ-68. - М. Недра, 1971. 252с.

ВАРИАНТЫ ЗАДАНИЙ К КУРСОВОЙ РАБОТЕ

Исходные данные для расчета, приведенные в таблице , принять в соответствие с характеристикой Нерюнгринского угольного бассейна

Сопротивляемость угля резанию, кН/м	Ā
Плотность угля, т/м3	γ
Характеристика угля
Коэффициент сопротивления резанию	f΄

ВАРИАНТЫ ЗАДАНИЙ К КУРСОВОЙ РАБОТЕ

Исходные данные для расчета, приведенные в таблице , принять в соответствие с характеристикой Нерюнгринского угольного бассейна

Сопротивляемость угля резанию, кН/м	Ā
Плотность угля, т/м3	γ
Характеристика угля
Коэффициент сопротивления резанию	f΄

Вариант 1	Вариант 2	Вариант 3
Угол падения пласта, α = 350 Мощность пласта, m = 0,82м Длина лавы, L = 80 м	Угол падения пласта, α = 270 Мощность пласта, m = 1,2м Длина лавы, L = 120 м	Угол падения пласта, α = 100 Мощность пласта, m = 0,82м Длина лавы, L = 200 м
Вариант 4	Вариант 5	Вариант 6
Угол падения пласта, α = 340 Мощность пласта, m = 0,85м Длина лавы, L = 80 м	Угол падения пласта, α = 250 Мощность пласта, m = 1,8 м Длина лавы, L = 120 м	Угол падения пласта, α = 150 Мощность пласта, m = 0,85м Длина лавы, L = 200 м
Вариант 7	Вариант 8	Вариант 9
Угол падения пласта, α = 330 Мощность пласта, m = 0,86м Длина лавы, L =80 м	Угол падения пласта, α = 200 Мощность пласта, m =0,9м Длина лавы, L = 120 м	Угол падения пласта, α = 00 Мощность пласта, m = 0,86м Длина лавы, L = 200 м
Вариант 10	Вариант 11	Вариант 12
Угол падения пласта, α =320 Мощность пласта, m = 0,91м Длина лавы, L = 80 м	Угол падения пласта, α = 190 Мощность пласта, m = 1,5м Длина лавы, L = 120 м	Угол падения пласта, α = 150 Мощность пласта, m = 0,91м Длина лавы, L = 200 м
Вариант 13	Вариант 14	Вариант 15
Угол падения пласта, α = 310 Мощность пласта, m = 0,94м Длина лавы, L = 80 м	Угол падения пласта, α = 190 Мощность пласта, m =2,6м Длина лавы, L = 120 м	Угол падения пласта, α = 100 Мощность пласта, m = 0,94м Длина лавы, L = 200м
Вариант 1.6	Вариант 2.6	Вариант 3.6
Угол падения пл