Расчетный срок службы необходимо определить как производную величину, лет
T_р = Z_пром / A , (5.9)
где А – принятая из таблицы 5.1 годовая производственная мощность шахты, тыс. т.
При этом следует ориентироваться на сроки службы для шахт, мощностью до 1,8 млн.т в год не менее 50 лет, а при мощности шахт более 1,8 млн.т – не менее 60 лет.
Полный срок службы шахты необходимо устанавливать с учетом времени на развитие и затухание добычи, лет
Т = Т_р + 0,5 t , (5.10)
Фактическое суммарное время на развитие и свертывание добычи в зависимости от годовой производственной мощности угольной шахты ориентировочно можно определить по формуле, лет
t = 2,3 + 1,8 А , (5.11)
где А – млн.т/год.
5.5      Вскрытие шахтного поля
При выборе схемы вскрытия необходимо принимать такие технические решения, которые должны обеспечивать:
 высокую концентрацию горных работ с наибольшими реально достигаемыми в данных горно-геологических условиях нагрузками на горизонт, пласт, наклонную выработку и очистной забой;
минимально необходимый объем проводимых и поддерживаемых выработок;
обеспечение своевременной подготовки выбывающей линии очистных забоев;
бесступенчатый и непрерывный транспорт;
строительство шахт в минимальные сроки;
постоянство качества рабочей продукции.
Вопросы вскрытия должны решаться с учетом всех пластов в шахтном поле.
При обосновании рационального способа вскрытия необходимо учитывать количественные значения таких факторов, как размеры шахтного поля по падению и простиранию, угол падения пластов, их количество и расстояние между ними, а также расстояние между поверхностью и верхней границей шахтного поля. Зная пределы возможных значений размеров горизонтов по падению, необходимо определить число горизонтов. Этот дополнительный параметр весьма необходим при решении вопросов о применении одно- или многогоризонтной схемы вскрытия.
Расстояние от верхней границы до поверхности оказывает решающее влияние на выбор способа вскрытия вертикальными или наклонными стволами, а также комбинированного способа.
Угол падения пластов в сочетании с расстоянием между пластами предопределяет тип дополнительной вскрывающей выработки (квершлагов, гезенков).
Для пологих и наклонных пластов в качестве основных рекомендуется применять следующие схемы вскрытия:
вертикальными стволами с капитальными или погоризонтными квершлагами в зависимости от размеров шахтного поля по падению;
наклонными стволами для выдачи угля высокопроизводительными конвейерами и вертикальными стволами для выполнения вспомогательных
операций с капитальным квершлагом, а при большой угленасыщенности месторождения – с этажными квершлагами.
При размерах шахтного поля по простиранию более 8000 м, газоносности пластов более 15 м³/т и мощности шахты свыше 1,8 млн.т необходимо отдавать предпочтение блоковому способу вскрытия с независимым проветриванием каждого блока и транспортом угля по штрекам к центральному стволу.
Для крутонаклонных и крутых пластов – вертикальными стволами с наклонными квершлагами, при этом закладку стволов предусматривать, как правило, в лежачем боку свиты для исключения возможности их подработки и уменьшения потерь угля в охранных целиках под промплощадку.
При вскрытии должно обеспечиваться прямое проветривание. Уклонные работы допускать только при разработке последнего горизонта и длине уклона не более 1200 м.
В районах с гористым рельефом поверхности необходимо предусматривать вскрытие штольнями в сочетании со слепыми вертикальными стволами.
Кроме перечисленных схем вскрытия, необходимо предусматривать любые другие экономически и технически осуществимые схемы вскрытия. Выбранную схему вскрытия необходимо изобразить на листе графической части в масштабе 1:10000 (рис. 5.3).
Глубину ствола определять по формуле, м
H_С = L_Б * sin a + h₃ + h_H , (5.12)
где L_Б - наклонная длина бремсберговой части шахтного поля, м;
h₃ – глубина зумпфа, м. Глубину зумпфа вспомогательного ствола принимать 6-7 м, а главного ствола – 20-40 м;
h_H – мощность наносов или расстояние от земной поверхности до верхней границы шахтного поля, м.
Длину квершлага L_K определять по формуле, м
          åh
L_к= ¾¾¾,                                                (5.13)
      sin a
где åh – суммарная мощность междупластья, м.
При малых углах падения (a < 8⁰) с целью сокращения длины квершлага его необходимо проводить с углом наклона b, который, исходя из условий применения конвейерного транспорта, не должен превышать 18⁰. Длина наклонного квершлага, м
L_нк = L_к * sin b , (5.14)
где L_к - длина горизонтального квершлага, м.
В случае применения многогоризонтных схем вскрытия аналогичным образом необходимо определять величину углубки ствола и размеры квершлагов.
5.6      Выбор способа подготовки шахтного поля
Выбор и обоснование способа подготовки шахтного поля необходимо осуществлять с учетом горно-геологических и горно-технических факторов: размера шахтного поля по простиранию, угла падения пласта, числа одновременно отрабатываемых пластов, естественной газоносности и наличия геологических нарушений.
Необходимо принимать следующие способы подготовки шахтного поля:
для пластов с углами падения до 10⁰ – погоризонтный способ подготовки с отработкой лавами, подвигаемыми по падению (восстанию);
для пластов с углами падения от 10⁰ до 18⁰ – панельный способ подготовки с отработкой ярусов лавами, подвигаемыми по простиранию;
для крутых и наклонных пластов – этажный способ подготовки с групповыми штреками, проводимыми с главных этажных квершлагов и промежуточными квершлагами.
При пологом и наклонном падении разработку пластов предусматривать, как правило, в бремсберговых полях;
разработку уклонами принимать только для последнего горизонта.
При разработке пластов на больших глубинах с высокой газоносностью и высокими температурами боковых пород предусматривать восходящее проветривание уклонных полей. Наклонную высоту горизонтов принимать 1000-1200 м, а при погоризонтной подготовке до 1500 м.
Размер панели по простиранию L_п принимать 2000-3000 м. Принятые размеры необходимо корректировать исходя из необходимости деления шахтного поля на целое число панелей, а также с учетом крупных геологических нарушений и технических возможностей проветривания подготовительных выработок.
Расчет количества панелей по простиранию производить по формуле

         S
 N_п = ¾¾ ,                                       (5.15)
        Lп
где S – размер шахтного поля по простиранию, м;
L_П - размер панели по простиранию, м.
При пологом залегании пластов наклонная высота яруса (этажа),м
Н^в_эт = n_л l + åh_ц + åh_ш , (5.16)
 где n_л – число лав в ярусе или этаже, расположенных друг под другом по линии падения;
l - длина лавы, м;
åh_ц – суммарная высота целиков по линии падения, оставляемых в этаже или ярусе над откаточными или под вентиляционными штреками, а также между этажами и под этажами, ярусами и подъярусами, м (при бесцеликовых способах охраны выработок åh_ц = 0);
åh_ш – суммарная ширина штреков и просеков в этаже или ярусе в плоскости пласта, м.
При разработке крутых пластов вертикальную высоту этажа принимать 110-130 м.
Наклонную высоту этажа определять по формуле, м
Н^н_эт= ,                                                (5.17)
где a - угол падения пластов, град.
При наличии нескольких рабочих пластов необходимо обосновывать целесообразность их разработки одновременно или последовательно группами.
При этом следует учитывать их сближенность, марки, качество угля, защитное действие пласта и другие факторы. При групповой разработке сближенных, особенно наклонных и крутых пластов, расстояние между промежуточными квершлагами определять расчетом.
Количество одновременно разрабатываемых пластов определять в зависимости от проектной мощности шахты и нагрузки на очистной забой.
При пологом и наклонном залегании пластов следует принимать, как правило, одновременную отработку 2-3 пластов, при крутом залегании – не более 70-75% рабочих пластов, а при наличии 50% пластов, опасных по внезапным выбросам угля и газа, - 60% рабочих пластов от общей мощности пластов в свите.
Для устойчивой работы шахт, разрабатывающих пласты пологого и наклонного падения, как правило, принимать запасы угля в пределах горизонта из расчета обеспечения работы каждого не менее 15лет, а для шахт, разрабатывающих пласты крутого падения, не менее 10 лет.
Выемка отдельных пластов или групп пластов должна быть увязана в пространстве и времени. Как правило, необходимо применять нисходящий порядок отработки пластов, который должен обеспечивать максимальное использование защитного действия горных работ, проведение очистных и подготовительных выработок вне зоны опорного давления от смежных разрабатываемых пластов. Восходящий и смешанный порядок применять лишь при первоочередной отработке защитных пластов.
При разработке свит пластов и этажной подготовке шахтного поля предусматривать группирование пластов с отработкой выемочных полей прямым ходом с откаткой на передние промежуточные квершлаги, пройденные с этажных полевых и групповых штреков.
При панельном и погоризонтном способах подготовки необходимо принимать прямой порядок отработки бремсберговых полей и обратный порядок отработки уклонных полей (от границ шахтного поля к стволам).
В пределах выемочного поля или панели необходимо принимать, как правило, обратный порядок отработки этажей (ярусов).
Следует широко применять проведение групповых выработок для разработки 2-4 угольных пластов. Группирование сближенных пластов применять при расстоянии между пластами по нормали до 40 м. Групповые выработки располагать в лежачем боку пластов и проводить по пласту с устойчивыми боковыми породами.
Выбранную схему подготовки поля необходимо изобразить на листе графической части в масштабе 1:10000 (рис. 5.4 и рис. 5.5)
5.7      Выбор системы разработки
Выбор системы разработки необходимо проводить методом прямого отбора по принципу соответствия ее основным геологическим и горно-техническим условиям залегания пластов в шахтном поле с учетом достигнутых технико-экономических показателей. При этом следует учитывать также и факторы, влияющие на эффективность применения современных средств механизации очистных работ, надежность работы подземного транспорта, величину потерь полезного ископаемого, вопросы охраны труда и окружающей среды, пожарную безопасность [3].
Описать выбранный вариант системы разработки и указать ее основные параметры [4].
В зависимости от горно-геологических условий целесообразно применять для пологих и наклонных пластов мощностью до 3,5 м, а при соответствующей механизации до 4,5 м, при панельной подготовке – длинные столбы по простиранию, при погоризонтной – длинные столбы по восстанию, а на необводненных пластах – по падению; выемку по восстанию пласта мощностью более 1,5 м принимать при наличии соответствующих научных рекомендаций и обоснований.
При разработке тонких и средней мощности пластов следует применять системы разработки без оставления целиков угля и с повторным использованием штреков с охраной их искусственными жесткими полосами из бетонных плит и других материалов. При мощности пласта свыше 2,5 м применять проведение выемочных выработок вприсечку к выработанному пространству.
Для пластов мощностью более 3,5 м предусматривать деление их на наклонные слои с выемкой угля в каждом слое длинными столбами.
Толщину слоев при технологии выемки угля с индивидуальной крепью принимать в пределах 2-2,5 м, а при применении механизированных крепей – до 3,5 м.
Для пластов мощностью более 7 м необходимо применять комбинированную систему разработки в разных вариантах с использованием гибкого перекрытия.
Для условий, в которых применение системы разработки длинными столбами невозможно или экономически не оправдывается, необходимо применять комбинированную или сплошную систему разработки. Сплошную систему разработки, особенно с проведением штреков вслед за лавой, принимать на тонких (до 0,8 м) пластах с углами падения до 15⁰ на глубоких горизонтах, при пучащих вмещающих породах, а также на пластах, опасных по внезапным выбросам угля и газа.
На крутых и крутонаклонных пластах при мощности до 1,5 м принимать отработку этажей длинными столбами по простиранию с откаткой грузов и выводом исходящей струи на передние промежуточные квершлаги.
При мощности пластов от 0,7 до 3,5 м необходимо принимать систему разработки длинными столбами с выемкой по падению с различного рода щитовыми агрегатами.
Выбранный вариант системы разработки изобразить на листе графической части в масштабе 1:5000 (рис. 5.6).
5.8      Технология, механизация и организация очистных работ
Выбор средств комплексной механизации очистных работ следует обосновывать применительно к горно-геологическим условиям одного из разрабатываемых пластов шахтного поля.
При проектировании шахт необходимо предусматривать комплексную механизацию и автоматизацию работ в очистных забоях, наиболее прогрессивные виды оборудования, обеспечивающие высокие технико-экономические показатели, минимальную трудоемкость и максимальную безопасность труда. Выбор средств механизации производить с учетом прогноза развития техники в ближайшие годы.
Оборудование очистного забоя необходимо выбирать в такой последовательности: тип и типоразмер выемочной машины; средства доставки угля по лаве; средства крепления очистного забоя [5].
Тип и типоразмер выемочной машины необходимо выбирать путем сопоставления технических характеристик, приведенных в табл. 5.2, с горно-геологическими условиями. Если при этом окажется, что в условиях проектируемой лавы допустимо применение нескольких видов выемочных машин, то окончательное решение следует принимать руководствуясь данными табл. 5.3
Выбрав тип выемочной машины, определить ширину захвата ее исполнительного органа. Для узкозахватных комбайнов ширину захвата следует принимать 0,63 м для пластов мощностью 1,2 – 2,5 м; 0,8 м для пластов мощностью менее 1,2 м; 0,4 м – при неустойчивой непосредственной кровле или при выемке крепких углей и антрацитов для улучшения их сортности.
Для стругов ширину полосы, вынимаемой за цикл, принимать в пределах 0,8 – 1,2 м.
Таблица 5.2 – Техническая характеристика выемочных машин

Тип выемочной машины	Вынимаемая мощ-ность пласта, м	Угол падения при работе по простиранию, град.	Ширина захвата, м	Сопротивляемость угля резанию, кН/м
К 103	0,7 – 1,1	35	0,8	250
КА 80	0,8 – 1,2	35	0,8	300
МК67М	0,7 – 1,0	35	0,8	300
1К101	0,75 – 1,2	35	0,63 –0,8	270
2К52МУ	1,1 – 1,9	35	0,63 – 0,8	250
1ГШ-68	1,25 – 2,5	35	0,63 – 0,8	300
КШ 1КГ	1,35 – 2,8	25	0,63 – 0,8	300
2КШЗ	1,8 – 3,3	35	0,63 – 0,8	300
1УСБ67	0,9 – 2,0	20	0,15	150
УСТ 2М	0,55 – 1,0	25	0,10	200
СО75	0,55 – 1,2	35	0,07	250
СН75	0,65 – 1,2	35	0,07	300
УСВ	0,8 – 1,9	35	0,10	300

Таблица 5.3 – Условия рационального применения выемочных машин

Определяющие горно- геологические условия	Струги	Тип исполонительного органа узкозахватного комбайна
		шнековый	Буровой	барабан- ный
1	2	3	4	5
Угли энергетических марок	+	-	+	-
Наличие природных вклю- чений	-	+	+	-
Отжим пласта: слабый  сильный	-  +	+  +	+  +	+  -
Высокая спаянность пласта на контакте с кровлей и почвой	-	+	-	+
Вязкий уголь	-	+	+	+
Неустойчивая кровля	-	+	+	+
Неустойчивая почва	-	+	+	+
Тектоническая нарушенность с амплитудой сброса до 0,5 м	-	+	-	+

Примечание: “+” целесообразно применение;
“-“ нецелесообразно применение.
Тип забойного конвейера необходимо выбирать по табл. 5.4, учитывая при этом вынимаемую мощность пласта, угол его падения, тип принятой выемочной машины.

Таблица 5.4 – Характеристика забойных конвейеров и комбайнов

Тип конвейера	Мощность пласта, м	Угол падения пласта, град.	Производи-тельность, т/ч	Тип комбайна
СП 202	0,85 – 2,0	35	600	К103 МК67М
СПЦ151	0,8 – 1,2	35	550	КА80
СПМ87Д	1,1 – 1,9	35	575	2К52МУ 1ГШ-68
КИЗМ	1,2 – 2,8	25	620	1ГШ-68 КШ КГ
СУОКП	2,0 – 3,0	35	580	КШЗ 1ГШ-68
СПМ 130	1,8 – 3,5	35	530	КШЗ

При выборе средств крепления очистного забоя необходимо выбрать способ управления кровлей, а также категорию кровли по обрушаемости и устойчивости.
На основании исходных данных изобразить стратиграфическую колонку (рис. 5.7) в масштабе 1:100, используя классификацию ДонУГИ, выбрать способ управления кровлей и средства крепления [6].
В качестве основного способа управления кровлей при всех системах разработки на пластах пологого падения применять полное обрушение кровли, а на пластах наклонного и крутого падения – полное обрушение, плавное опускание, частичную или полную закладку.
Управление кровлей частичной или полной закладкой выработанного пространства применять в случаях, когда это необходимо для безопасного ведения горных работ, охраны поверхности или по экономическим соображениям.
Тип механизированной крепи выбирать по табл. 5.5 с учетом горно-геологических условий: мощности пласта, угла падения, типа выемочной машины и забойного конвейера [7]. При этом следует учитывать, что применение механизированных крепей нерационально при неустойчивой кровле; непереходимых геологических нарушениях; длине выемочного поля менее 800 м; водопритоке в лаву более 10 м³/ч, а также при наличии труднообрушаемой кровли, если в лаве не предусмотрено разупрочнение пород или использование крепей с повышенным сопротивлением.
В длинных очистных забоях рекомендуется применять следующее наиболее эффективное оборудование:
на пластах пологого падения – комплексы оборудования с узкозахватными комбайнами или струговыми установками, безразборными передвижными забойными конвейерами и механизированными гидрофицированными крепями со средствами гидроавтоматического управления;
на пластах наклонного и крутого падения – комплексы оборудования с узкозахватными комбайнами или струговыми установками и механизированными гидрофицированными крепями, а при необходимости и с оборудованием для закладки; комплексы оборудования, состоящие из щитовой крепи и выемочно-доставочных машин при выемке полосами по падению.
Таблица 5.5 – Техническая характеристика механизированных комплексов

Очистной комплекс		Мощность пласта, м		Угол паде- ния пласта, град.	Длина лавы, м	Тип выемочной машины
КМ103		0,7-1,23		35	200	К103
КД80		0,8-1,2		35	180	КА80
КМК97Д		0,7-1,2		20	180	МК67М, 1К101
КМК98		0,7-1,2		20	180	МК67М, 1К101
Донбасс М		0,8-1,2		25	180	МК67М, 1К101
КМ87-УМЭ		1,05-1,95		15	170	2К52МУ, 1ГШ68
КМ87-УМН		1,05-1,95		35	170	2К52МУ, 1ГШ68
КМ-88		1,0-1,9		15	170	1К101, 2К52МУ, 1ГШ68
К1МКС		1,1-1,9		20	200	УСБ67, УСВ, СН75, СО75
1МКМ	1,4-1,75		15		100	КШ1КГ
ОКП	1,9-3,5		20		150	КШ1КГ, 2КШЗ
КМ130	2,5-3,5		35		120	2КШЗ
2УКП	2,2-4,2		35		170	2К52МУ, 1ГШ68, 2КШЗ
КМС97Д	0,7-1,2		20		180	УСТ2М, СО75, СН75
КМС98	0,7-1,2		20		180	УСТ2М, СО75, СН75

В сложных горно-геологических условиях, когда применение механизированных крепей неэффективно, необходимо применять комплексы оборудования с узкозахватными комбайнами или струговыми установками, безразборными передвижными скребковыми конвейерами, гидропередвижчиками и индивидуальной металлической крепью – забойными и посадочными стойками (преимущественно гидравлическими с внешним питанием) и шарнирными верхняками.
Выемку тонких пластов в сложных горно-геологических условиях следует предусматривать с помощью бурошнековых машин без крепления очистного забоя и присутствия людей, а на крутых пластах – комплексами КМД-72.
После выбора основного оборудования в лаве необходимо выбрать вспомогательное оборудование. При выемке пласта по простиранию с углами падения 9⁰ и более и работе комбайна с рамы конвейера следует применять предохранительный канат с поддерживающей лебедкой ЛГКН.
При выемке угля узкозахватными комбайнами различают две принципиальные схемы: челноковую и односторонюю. Выбирая одну из них, необходимо руководствоваться следующими соображениями:
челноковая схема не рациональная при значительном отжиме угля, погрузка которого на конвейер при данной схеме недостаточно эффективна;
односторонняя схема не рекомендуется при залегании в непосредственной кровле неустойчивых пород, наличии ложной кровли, а также при добыче энергетических углей, для которых нежелательно переизмельчение в процессе погрузки.
В тех случаях, когда конструкция исполнительного органа применяемых выемочных машин обеспечивает самозарубку, использовать безнишевую технологию, предусматривающую самозарубку комбайнов: фронтальную или по способу “косой заезд”.
Фронтальную самозарубку применять при расположении исполнительных органов по обоим концам копруса и снабжении их исполнительных органов
торцевыми буровыми резцами. Для остальных узкозахватных комбайнов следует применять самозарубку в пласт “косыми заездами”. При этом челноковую схему выемки следует применять для комбайнов с двухсторонними исполнительными органами, а одностороннюю – при любом их расположении.
Для сокращения размеров ниш необходимо применять двухкомбайновую выемку. В таком случае комбайны должны быть повернуты исполнительным органом в сторону соответствующих концевых участков лав.
Применение различных схем самозарубки комбайнов сопровождать выносом приводов конвейеров на штреки. При этом ширина штреков должна составлять 4-5 м.
Для выемки ниш предусматривать нишенарезные комбайны. Ширину ниш принимать не менее двухкратной ширины захвата исполнительного органа комбайна.
Предусматривать крепление сопряжений лавы со штреком механизированными крепями (рис. 5.8)
5.9      Определение параметров очистного забоя
Длину лавы необходимо устанавливать исходя из условий полного использования имеющегося в лаве оборудования, нормального проветривания забоя, а при разработке запасов на больших глубинах следует также учитывать и температурный фактор.
Длину лав, оборудованных механизированными комплексами, определять по конструктивным параметрам из табл. 5.5 /8/.
Нагрузку на комплексно-механизированный забой, оборудо-ванный узкозахватным комбайном, определять по формуле 5.18, т/сут
                    n[T – (T_пз + T_п+T_о)] * K_н * L_р * r * m * g *C
                   А = ¾¾¾¾¾¾¾¾¾¾¾¾¾¾¾¾¾¾¾¾ , (5.18)
                                       L_м (1/n_р + 1/n_m + t_Б ) + t
где n – число смен по добыче, в сутки
T – длительность смены, мин, (360 мин при шестичасовой смене);
Т_пз – время на подготовительно-заключительные операции в смену, мин, (15-20 мин);
Т_п – суммарное время учитываемых технологических перерывов организационно-технических простоев в смену, мин (10-15 мин);
Т_о – время на отдых, мин, (15 мин в смену);
К_н – коэффициент надежности механизированного комплекса и средств транспорта на выемочном участке (формула 5.19);
L – длина лавы, м;
r – ширина захвата исполнительного органа выемочной машины, м;
m – вынимаемая мощность пласта, м;
g - средняя плотность угля, т/м³;
С – коэффициент извлечения угля в лаве (0,98);
L_м – длина машинной части лавы (без учета суммарной длины верхней и нижней ниш, равной примерно 10 м, при самозарубывающихся комбайнах ниши отсутствуют), м;
n_р - рабочая скорость подачи комбайна, м/мин (табл. 5.6);
n_м – маневровая скорость подачи комбайна при зачистке лавы, м/мин (при работе комбайна по челноковой схеме это слагаемое не учитывается – оно равно нулю (табл. 5.6);
t_В – время на вспомогательные операции, отнесенные к 1 м длины машинной части лавы, мин (0,1 мин);
t – продолжительность концевых операций для подготовки лавы к следующему циклу, мин (15-20 мин).
Коэффициент надежности механизированного комплекса по техническим отказам определять по формуле
                                                                   1
К_н = ¾¾¾¾¾¾¾¾¾¾¾¾¾¾¾¾¾¾¾¾¾¾¾¾, (5.19)
1 + (1/К_к – 1) + (1/К_кр – 1) + (1/К_кл –1) + (1/К_п – 1) + n_к(1/К_лк –1)
где К_к – коэффициент готовности комбайна (0,94);
К_кр – коэффициент готовности механизированной крепи (0,93);
К_кл – коэффициент готовности конвейера лавы (0,94);
К_п – коэффициент готовности сопряжения с перегружателем (0,94);
n_к – число конвейеров на транспортной выработке;
К_лк – коэффициент готовности ленточного конвейера на транспортной выработке (0,97).
Рабочую скорость подачи комбайна принимать с учетом фактической сопротивляемости угля резанию по таблице 5.6.
С учетом наличия зоны отжима фактический показатель сопротивляемости угля резанию определять по формуле /8/, кН/м
А_ф = `A*k_отж , (5.20)
где k_отж – коэффициент отжима угля в призабойной зоне пласта
                      r – 0,1
 k_отж = 0,48 + ¾¾¾¾, (5.21)
                        r + m_в
где r – ширина захвата, м;
m_в – вынимаемая мощность пласта, м.
Если коэффициент отжима при расчете получится больше единицы, то его принимать k_отж = 1.

Таблица 5.6 – Значения рабочих и маневровых скоростей подачи для различных типов комбайнов

Тип Комбайна	Рабочая скорость подачи комбайна nр(м/мин) при фактической сопротивляемости угля резанию Аф (кН/м)			nм, м/мин
	30-120	121-240	241-300
К103	3,10-2,91	2,9-2,71	2,7-2,5	4,7
МК67	3,2-2,96	2,95-2,71	2,7-2,45	5,0
1К101У	4,4-3,91	3,9-3,41	3,4-2,9	6,0
2К52	4,4-3,93	3,92-3,45	3,44-3,0	7,8
1ГШ68	5,0-4,58	4,57-4,15	4,14-3,7	7,7
К80	3,1-2,91	2,9-2,71	2,7-2,4	5,0
КШ1КГ	2,7-2,41	2,4-2,11	2,1-1,8	7,6
КШ3	2,9-2,81	2,8-2,71	2,7-2,6	7,7

Рабочую скорость подачи комбайна необходимо скорректировать со скоростью передвижения механизированной крепи с учетом состояния пород кровли и почвы пласта, м/мин
n_кр = n_расч * К_пл , (5.22)
где n_кр – средняя скорость передвижения крепи, м/мин;
n_расч – расчетная скорость передвижения крепи, принимать по данным табл. 5.7, м/мин;
К_пл – коэффициент, учитывающий уменьшение скорости передвижения крепи в зависимости от состояния почвы и кровли пласта.
Таблица 5.7 – Техническая характеристика крепи

Крепь	Кпл	nрас, м/мин	Вынимаемая мощность пласта, м	Минимальное сечение в свету, м2 (S оч.min)
М-81Э	0,94	2,5	2,0-3,2	3,5-6,3
М-87	0,94	5,1	1,15-1,95	2,3-4,6
МК-97	0,92	4,8	0,7-1,3	1,5-3,4
М-103	0,94	4,5	0,7-0,95	1,4-1,9
ОКП	0,85	2,15	1,85-3,0	2,7-5,4
“Донбасс”-М	0,94	5,0	0,8-1,2	1,56-2,5
КД-80	0,94	5,0	0,85-1,2	1,7-2,4
М-88	0,93	4,9	1,0-1,3	2,3-2,7
1МКМ	0,92	4,75	1,4-1,75	2,8-3,8

Скорость подачи комбайна и средняя скорость передвижения крепи, полученная по формуле (5.22), сопоставляется и принимается наименьшее значение для определения нагрузки на лаву.
Полученную величину нагрузки на очистной забой необходимо проверить по фактору проветривания /9/.
Максимально допустимую нагрузку на очистной забой по газовому (метановому) фактору необходимо определять по формуле (5.23), т/сут
А_max = Аp * I_p^-1,67[Q_p( C – C_o)/194]^1,93, (5.23)
где I_р и А_р – абсолютная метанообильность (м³/мин) и нагрузка на лаву (т/сут) при которой была определена метанообильность (задана в исходных данных);
С – допустимая по ПБ концентрация метана в исходящей струе воздуха, С = 1,0%;
С_о – концентрация метана в поступающей струе воздуха, С_о=0,05%;
Q_p – максимальный расход воздуха в лаве, м³/мин.
Q_р = Q_max * k_оз = 60 * S_оч.min * n_max * k_оз , (5.24)
где S_оч.min – минимальная площадь поперечного сечения призабойного пространства лавы, м², принимать по таблице 5.7;
k_оз – коэффициент, учитывающий движение воздуха по части выработанного пространства, принимать k_оз = 1,25;
n_max – максимально допустимая по ПБ скорость движения воздуха по лаве, n_max = 4,0 м/с.
Если А_max получится меньше чем принятая нагрузка, то необходимо предусмотреть снижение абсолютной метанообильности лавы (I_р) с помощью искусственной дегазации, м³/мин
I¢_р = I_р * k_дег , (5.25)
где k_дег – коэффициент искусственной дегазации, изменяется от 0,4 до 0,8.
Значение коэффициента дегазации необходимо принимать в зависимости от условий разработки пласта в соответствии с рекомендациями, изложенными в /10/.
По формуле (5.23) рассчитывать максимальную нагрузку по газовому фактору (А_max) с учетом дегазации, для чего в формулу (5.23) вместо I_р подставить I¢_р .
При этом должно соблюдаться условие А>А_max .
Прогрессивность принятых решений оценивать сравнением полученных результатов с нормативной нагрузкой /Приложение 3/.
Установленную нормативную нагрузку (А_н) в данных условиях сравнивать с принятой (А).
При А > А_н окончательно принять А_н.
При А < А_н принять А.
Зная суточную добычу, определить месячную и годовую нагрузку, а также суточное, месячное и годовое подвигание лавы с учетом ее длины.
Нормативы нагрузки на очистной забой определены с учетом вынимаемой мощности пласта, устойчивости непосредственной кровли, прочности почвы, сопротивляемости угля резанию, длины очистного забоя, типа крепи очистного забоя и выемочной машины.
При разработке нормативов угли приняты хрупкие, режим работы – трехсменный, по шесть часов в смену, плотность угля в массиве 1,3 т/м³, залегание пластов – горизонтальное при отсутствии осложняющих ведение горных работ горно-геологических факторов (геологические нарушения, сложная гипсометрия и др.).
В конкретных условиях, если хотя бы один фактор отличается от принятых при составлении таблиц нормативов нагрузки на очистной забой, А_н, т/сут, определяется по формуле
                                                                              n_см T_см g
                    А_н = (А_о +а * Dl_оз) * ¾¾¾¾¾ * ¾¾ * К , (5.26)
                                                             1080 1,3
где А_о – норматив нагрузки на очистной забой. При отличии вынимаемой мощности от значений, приведенных в таблицах, определяется по интерполяционной формуле
                   m – m₁
А₀ = А₁ + ¾¾¾¾ * (А₂ – А₁),                                    (5.27)
                  m₂ –m₁
где m₁,m₂ – соответственно ближайшее меньшее и большее табличные значения вынимаемой мощности пласта, м;
А₁,А₂ – табличные значения нормативных нагрузок, т/сут;
а - поправка к нормативу, нагрузки при изменении длины очистного забоя на 1 м; принимается в зависимости от средств механизации, угла падения пласта и состояния непосредственной кровли. Если длина очистного забоя больше указанной в таблицах, поправка принимается со знаком плюс, если меньше – со знаком минус. Если длина очистного забоя превышает предельное значение, указанное в таблицах для соответствующих условий, норматив нагрузки определяется исходя из предельных значений длины забоя;
Dl_оз – разность рассчитываемой и указанной в табл.3.1-3.15 длины очистного забоя, м;
n_см – число смен по добыче в сутки;
Т_см – продолжительность смены, мин;
1080=360 * 3 – продолжительность работы очистного забоя, принятая при расчете табличных значений нормативов нагрузки, мин;
g - плотность горной массы в массиве без учета присекаемых боковых пород, т/м³;
К – коэффициент уменьшения норматива нагрузки на очистной забой угольных шахт со сложными горно-геологическими условиями; определяется как произведение коэффициентов уменьшения норматива нагрузки из-за действия отдельных осложняющих горно-геологических факторов, приведенных в Приложении 3, но не ниже 0,25, (Табл. 5.8);
1,3 – плотность горной массы в массиве, принятая при расчете табличных значений норматива нагрузки, т/м³.
Зная нагрузку на лаву, необходимо определить число циклов, выполняемых в сутки по формуле
n_ц = A/Q_ц , (5.28)
где Q_ц – добыча угля, получаемая при выемке одного цикла, т, определяется по формуле
Q_ц = L * m * g * n * r * C , (5.29)
где n – количество полос, вынимаемых за цикл;
С – коэффициент извлечения угля, (0,98).
На листе графической части изобразить положение крепи при минимальной (рис. 5.9) и максимальной (рис. 5.10) ширине призабойного пространства в масштабе 1:100, а также планограмму выполнения работ (рис. 5.11).
Таблица 5.8 – Коэффициенты уменьшения нормативов нагрузки

Осложняющие факторы	Значение коэффиниента
Разрывные нарушения	0,8
Ложная кровля, уменьшение мощности пласта, купола обрушения	0,7 –0,8
Выделение воды в лаве: до 5 м3/ч  свыше 10 м3/ч	0,85 0,7
Отсутствие отжима,наличие твердых включений	0,8
Увеличение угла падения:  по простиранию, при 9°<a<35°  по падению, при 6°<a<15°	1,0 – 0,7 1,0 – 0,85

5.10 Сводка основных технико-экономических показателей
Основные технико-экономические показатели, полученные при выполнении курсового проекта, представлять в следующем виде:
Угол падения пластов, град.
Мощность разрабатываемого пласта,
Размеры шахтного поля: по простиранию, м
по падению, м
Запасы шахтного поля: балансовые, млн.т
промышленные, млн.т
Мощность шахты: годовая, млн.т
суточная, тыс.т
Срок службы шахты, лет
Схема вскрытия
Способ подготовки
Система разработки
Нагрузка на лаву, т/сут
Длина лавы, м
Тип механизированного комплекса.

Заключение
Произвести сравнение основных проектных технико-экономических показателей работы лавы с фактическими. Дать обобщенный вывод о целесообразности и эффективности принятых технических, технологических и организационных решений, а также возможности их использования и области применения.

6 СПИСОК РЕКОМЕНДУЕМОЙ ЛИТЕРАТУРЫ
1.     Задачник по подземной разработке угольных месторождений: Учеб. пособие для ВУЗов / К.Ф.Сапицкий, Д.В.Дорохов, М.П.Зборщик, В.Ф.Андрушко. – Донецк: ГГУ, 1999. – 193 с.
2.     Нормы технологического проектирования угольных и сланцевых шахт. - М.: Минуглепром, 1986. – 103 с.
3.     Правила безопасности в угольных и сланцевых шахтах. – Киев, 1996. - 422 с.
4.     Прогрессивные технологические схемы разработки пластов на угольных шахтах / СССР Министерство угольной промышленности, Академия Наук СССР, институт горного дела им.А.А.Скочинского. – М.: ИГД им.А.А.Скочинского, 1979. – 331 с.
5.     Машины и оборудование для угольных шахт / Под ред.: В.Н.Хорина. – М.: Недра, 1987. – 424 с.
6.     Мухин Е.П. и др. Управление кровлей и крепление очистных забоев с индивидуальной крепью. – Киев: Техника, 1994. – С. 97-105.
7.     Комплексная механизация и автоматизация очистных работ / Под ред.:
Б.Ф.Братченко. – М.: Недра, 1977. – 415 с.
8.     Килячков А.П. Технология горного производства. – М.: Недра, 1992. – 405 с.
9.     Руководство по проектированию вентиляции угольных шахт. – Киев, 1994. – 331 с.
10.            Руководство по дегазации угольных шахт. – М.: Недра, 1975. – 189 с.

Приложение 1
Министерство образования и науки Украины
Донбасский горно-металлургический институт
Кафедра разработки пластовых месторождений
ПОЯСНИТЕЛЬНАЯ ЗАПИСКА
к курсовому проекту по дисциплине «Технология горного производства и обогащения полезных ископаемых»
Выполнил : студент группы
СТЗ – 97-1
ИВАНОВ В.И.
Проверил : доц. каф. РПМ
АЛЕКСАНДРОВ И.В.
Алчевск 2000

Приложение 3
Таблица 3.1 – Нормативы нагрузки на очистные забои, оборудованные комплексами «Донбасс» и комбайнами К101

Условия, для которых определен норматив	m, м	А0 , т/сут
		У*	СУ*
Пологие и наклонные пласты ( a до 250) Длина очистного забоя 150 м (L= 150 м), сопротивляемость пласта резанию до 2,5 кН/см (А до 2,5 кН/см) Почвы от средней до прочной	0,9	660	550
	1,0	760	610
	1,1	870	690

У* - устойчивые породы кровли `А = 2,5 кН/см = 250 кН/м
СУ* - средней устойчивости.
Примечания:
1. Если длина очистного забоя увеличивается до 180 м , то на каждый метр длины забоя после 150 м норматив нагрузки увеличивается на 2,5 т/сут при устойчивой кровле (L=150-180 м +а= =2,5 при У) и увеличивается на 2,0 т/сут при кровле средней устойчивости (L= 180-150 м +а = 2 при СУ).
2. Если длина очистного забоя уменьшается до 120 м , то норматив нагрузки уменьшается из расчета 2,0 т/сут при устойчивой кровле (L= 150-120 м – а = 2,0 при У) и 1,5 т/сут - при кровле средней устойчивости на каждый метр длины забоя от 150 до 120 м (L=150-120 м – а =1,5 при СУ).
3. При слабых породах почвы в расчет норматива нагрузки надо вводить поправочный коэффициент 0,8 (при слабых почвах К=0,8).
Таблица 3.2 – Нормативы нагрузки на очистные забои, оборудованные комплексами КМ103 с комбайнами К103

Условия, для которых определен норматив	m , м	А0, т/сут
		У	СУ
a до 350 , L= 180 м, А до 3,0 кН/см Почва от средней до прочной	0,8	825	675
	0,9	975	825
	1,0	1125	900
	1,1	1290	1005

Примечания:
1.                 L=180-200 м + а = 4 при У и L = 180-200 м + а =3 при СУ.
2.                 При слабых почвах К = 0,7.
Таблица 3.3 – Нормативы нагрузки на очистные забои, оборудованные комплексами КД80 с комбайнами КА80

Условия, для которых определен норматив	m, м	А0, т/сут
		У	СУ
a до 350,L=150 м, А до 3,0 кН/см почва от средней до прочной	0,9	858	715
	1,0	988	793
	1,1	1131	897

Примечания :
1.                 L= 150-180 м +а = 3 при У и L =150-180 м +а = 2,5 при СУ.
2.                 L= 120-150 м - а = 2,5 при У и L = 150-180 м - а =2,0 при СУ.
3.                 При слабых почвах К=0,8
Таблица 3.4 – Нормативы нагрузки на очистные забои, оборудованные комплексами «Донбасс» с комбайнами МК67

Условия, для которых определен норматив	m, м	А0, т/сут
		У	СУ
a до 250,L=150 м, А до3,0 кН/см, почва от средней до прочной	0,9	600	500
	1,0	700	550
	1,1	820	620

Примечания :
1.                 L=150-180 м + а = 2,0 при У и L =150-180 м + а = 1,5 пи СУ.
2.                 L=120-150 м – а = 1,5 при У и L = 120-150 м – а = 1,0 при СУ.
3.                 При слабых почвах К=0,8.
Таблица 3.5 – Нормативы нагрузки на очистные забои, оборудованные комплексами 1КМ97Д (КМК97М) с комбайнами 1К101

Условия, для которых определен норматив	m, м	А0, т/сут
		У	СУ
a до 200,L=150 м,А до 2,5 кН/см, почва от средней до прочной	0,7	500	450
	0,9	710	610
	1,0	800	650
	1,1	900	700
	1,3	1130	810

Примечания :
1.                 L=150-180 м + а = 2,5 при У и L =150-180 м + а = 2,0 при СУ.
2.                 L= 120-150 м – а = 2,0 при У и L= 120-150 м – а = 1,5 при СУ.
3.                 При слабых почвах К=0,7.
Таблица 3.6 – Нормативы нагрузки на очистные забои, оборудованные комплексами 1КМ97Д (КМК97М) с комбайнами МК67

Условия, для которых определен норматив	m, м	А0, т/сут
		У	СУ
a до 200,L=150 м,А до 3,0 кН/см, почва от средней до прочной	0,8	550	450
	0,9	650	550
	1,0	750	600
	1,1	860	670

Примечания :
1.                 L=150-180 м + а = 2,0 при У и L =150-180 м + а = 1,5 при СУ.
2.                 L= 120-150 м – а = 1,5 при У и L= 120-150 м – а = 1,0 при СУ.
3.                 При слабых почвах К=0,7.
Таблица 3.7 – Нормативы нагрузки на очистные забои, оборудованные комплексами КМ87 (КМ88) с комбайнами К101

Условия, для которых определен норматив	m, м	А0, т/сут
		У	СУ
a до 200,L=170 м,А до 2,5 кН/см, почва от средней до прочной	1,1	920	780
	1,2	970	860
	1,3	1140	960

Примечания :
1.                 L=170-200 м + а = 3,5 при У и L =170-200 м + а = 2,5 при СУ.
2.                 L= 140-170 м – а = 2,5 при У и L= 140-170 м – а = 1,5 при СУ.
3.                 При слабых почвах К=0,8.
Таблица 3.8 – Нормативы нагрузки на очистные забои, оборудованные комплексами КМ87 (КМ88) с комбайнами ГШ68

Условия, для которых определен норматив	m, м	А0, т/сут
		У	СУ
a до 200,L=170 м,А до 3,5 кН/см, почва от средней до прочной	1,2	1000	900
	1,3	1100	1000
	1,5	1260	1100
	1,7	1350	1240
	1,9	1500	1370

Примечания :
1.                 L=170-200 м + а = 4,0 при У и L =170-200 м + а = 3,0 при СУ.
2.                 L= 140-170 м – а = 3,0 при У и L= 140-170 м – а = 2,5 при СУ.
3.                 При слабых почвах К=0,8.
Таблица 3.9 – Нормативы нагрузки на очистные забои, оборудованные комплексами КМ87 с комбайнами 2К52

Условия, для которых определен норматив	m, м	А, кН/см	А0, т/сут
			У	СУ
a до 200, L = 170 м, почва от средней до прочной	1,1	До 2,0	980	860
		До 3,0	900	800
	1,3	До 2,0	1080	920
		До 3,0	1010	860
	1,5	До 2,0	1240	1020
		До 3,0	1150	980
	1,7	До 2,0	1300	1120
		До 3,0	1200	1020
	1,9	До 2,0	1420	1230
		До 3,0	1300	1110

Примечания :
1.                 L=170-200 м + а = 4,0 при У и L =170-200 м + а = 3,0 при СУ.
2.                 L= 140-170 м – а = 3,0 при У и L= 140-170 м – а = 2,0 при СУ.
3.                 При слабых почвах К=0,8.
Таблица 3.10 – Нормативы нагрузки на очистные забои, оборудованные комплексами КМ87П с комбайнами 2К52

Условия, для которых определен норматив	m, м	А, кН/см	А0, т/сут
			У	СУ
a до 150, L = 150 м, почва от средней до прочной	1,1	До 2,0	1050	900
		До 3,0	980	850
	1,3	До 2,0	1200	980
		До 3,0	1160	930
	1,5	До 2,0	1280	1080
		До 3,0	1200	1020
	1,7	До 2,0	1350	1150
		До 3,0	1220	1080
	1,9	До 2,0	1500	1270
		До 3,0	1390	1150

Примечания :
1.                 L=150-180 м + а = 4,0 при У и L =150-180 м + а = 3,0 при СУ.
2.                 L= 120-150 м – а = 3,0 при У и L= 120-150 м – а = 2,0 при СУ.
3.                 При слабых почвах К=0,8.
Таблица 3.11 – Нормативы нагрузки на очистные забои, оборудованные комплексами КМ87П с комбайнами ГШ68

Условия, для которых определен норматив	m, м	А0, т/сут
		У	СУ
a до 150,L=150 м,А до 3,5 кН/см, почва от средней до прочной	1,2	1050	950
	1,3	1150	1060
	1,5	1320	1150
	1,7	1400	1270
	1,9	1550	1390