4 Методика расчета нагрузки на очистной забой

4.1 При работе в лаве одного комбайна

Среднесуточная нагрузка на очистной забой рассчитывается по горной массе

, т/сут, (1)

где A_см— среднесменная нагрузка на очистной забой, т/смен;

n_см— число рабочих смен по добыче в сутки;

k_г.н— коэффициент уменьшения нагрузки при работе очистного забоя в особо сложных горно-геологических условиях.

Среднесменная нагрузка на очистной забой при однокомбайновой выемке в лаве и непосредственной кровле не ниже средней устойчивости вне зависимости от организации крепления за комбайном определяется как минимальная из возможных

, т/см. (2)

При неустойчивой кровле и организации крепления с перемещением рабочих за комбайном

, т/см, (3)

где T_см— длительность рабочей смены, мин;

q— средняя производительность комбайна, т/мин;

k_м— сменный коэффициент машинного времени комбайна по выемке угля (без учета дополнительных простоев в конце цикла из-за ожидания окончания крепления лавы);

m— вынимаемая мощность пласта (с учетом мощности породных прослойков и присечки боковых пород при разработке весьма тонких пластов), м;

— плотность угля в пласте вместе с породными прослойками, т/м³. Определяется как средневзвешенная величина по вынимаемой мощности пласта;

r— ширина захвата комбайна, м;

k_r— коэффициент использования захвата. Принимается равным 0,93 для широкозахватных комбайнов, а также для узкозахватных при отработке лавами по восстанию. Во всех других случаях принимается равным 1;

_кр— коэффициент готовности крепи;

V_кр— скорость крепления, м/мин.

Средняя производительность комбайна при устойчивой и средней устойчивости кровлях определяется

, т/мин. (4)

При неустойчивой кровле в очистном забое и организации крепления с перемещением рабочих за комбайном производительность комбайна определяется по формуле

,

где q* — производительность комбайна, рассчитанная как

, т/мин,

т.е. по формуле (4);

q_кр— производительность комбайна, рассчитанная по скорости крепления

, т/мин,

где V_кр— скорость крепления, м/мин (см. стр. 37 и формулу 33);

q_п— производительность комбайна, рассчитанная по скорости подачи

, т/мин, (5)

где V_п— скорость подачи комбайна, м/мин.

Скорость подачи комбайна производится в соответствии с ОСТ 12.47.001-73 «Комбайны очистные. Выбор параметров и расчет сил резания и подачи на исполнительных органах. Методика».

Но для основных типов серийно выпускаемых комбайнов расчет скорости подачи может быть выполнен с использованием данных, приведенных в приложении А табл. А.1 (графы 5–8).

Скорость подачи V_прассчитывается по формуле

, м/мин, (6)

где V_п.пр— скорость подачи комбайна, рассчитанная по установленной мощности привода при известных величинах сопротивляемости угля резанию A_ри мощности пластаm, м/мин;

V_п.тяг — скорость подачи комбайна по тяговому усилию, м/мин;

k_в.п— коэффициент увеличения скорости подачи комбайна в зависимости от марки углей, поэтому при вязких угляхk_в.п=1,00²; при хрупких угляхk_в.п=1,15; при весьма хрупких угляхk_в.п=1,30³.

Определенная по формуле (6) скорость подачи V_ппри разработке тонких и весьма тонких пластов проверяется по скорости передвижения машиниста по лаве при управлении работой комбайна (V_м).

При 0,8m<1,1 мV_м=1,7–2,3 м/мин.

При 1,1m<1,3 мV_м=2,3–4,5 м/мин.

Для конкретного забоя скорость подачи комбайна следует определять по фактической сопротивляемости пласта резанию в зоне работы исполнительного органа A_р.ф. В учебных целях можно использовать данные о сопротивляемости резания пласта в массиве, скорректированные по фактической мощности и ширине захвата комбайна (так называемыйкоэффициент отжимаk_от)

. (7)

Тогда

, кН/см. (8)

При отсутствии данных по сопротивляемости пласта резанию в конкретном забое следует использовать данные, полученные Донуги для различных районов Донбасса (табл. А.2)

, м/мин, (9)

где F_п— составляющая силы резания в направлении подачи комбайна, кН (см. табл. А.1);

F_т— тяговое усилие подающей части комбайна, кН (см. табл. А.1);

G— вес комбайна, кН (см. табл. А.1);

— угол падения пласта при работе по простиранию, град. При работе лавами по падению или восстанию принимается равным нулю.

При расчете скорости подачи комбайна по тяговому усилию принимается его больше значение. Рассчитанная по уравнению (9) скорость подачи комбайна V_п.тягсравнивается с технически допустимой —V_п.доп(см. табл. А.1), которая соответствует принятому тяговому усилию. Если технически допустимая скорость подачи окажется меньше расчетной, то необходимо повторить вычисления с меньшим тяговым усилием —F_т. К дальнейшему расчету принимается большая скорость подачи, но не превышающая табличное значение технически допустимой скорости подачи —V_п.доп. Если в обоих случаяхV_п.тяг>V_п.доп, то в качестве величиныV_п.тягпринимается большее значениеV_п.доп.

Если необходимо определить производительность комбайна при значениях вынимаемой мощности пласта и сопротивляемости резанию, отличных от приведенных в табл. А.1, величины V_п.приF_пнаходятся путем линейной интерполяции их значений, приведенных в табл. А.1.

Скорость подачи комбайна, рассчитанная по мощности привода, при значениях сопротивляемости пласта резанию, отличающихся от табличных (см. табл. А.1) определяется путем интерполяции по формуле

, м/мин, (10)

где m— фактическое значение мощности пласта, м;

m₁иm₂— соответственно минимальное и максимальное значения вынимаемой мощности пласта, м (см. табл. А.1, графу 3);

— значения скоростей подачи комбайна, соответствующиеm₁иm₂, м/мин (см. табл. А.1, графы 5–8).

Согласно формуле (10) V_п.пр определяются для двух соседних значений A_р(— меньшее и— большее) и обозначаются соответственнои.

Интерполяция V_п.прпо сопротивляемости пласта резанию производится по формуле

, м/мин. (11)

Составляющая силы резания в направлении подачи комбайна при конкретном значении сопротивляемости пласта резанию находится путем интерполяции по формуле

, кН, (12)

где — составляющие силы резания в направлении подачи комбайна, соответствующие, кН.

Примечания.

1. Значения V_п.приF_п, приведенные в табл. А.1, рассчитаны для вязких углей при различных значениях сопротивляемости пласта резанию в неотжатой зоне, представляющие собой средневзвешенные значения сопротивляемости резанию угля, прослойков и включений, содержащихся в пласте.

2. Если в конкретном забое пласт содержит прослойки (включения), породы которых относятся к породам средней крепости, то следует принимать среднее значение сопротивляемости резанию. При наличии нескольких прослойков сопротивляемость пласта резанию определяется как средневзвешенная по их мощности.

3. Значения сопротивляемости резанию различных пород Донбасса (в пределах Украины) таковы: угля — 0,2–4,0 кН/см; углистого аргиллита — 0,7–2,5 кН/см; аргиллита — 1,2–3,5 кН/см; алевролита — 2,0–5,0 кН/см; песчаника 3,8–10,0 кН/см; известняка — 3,0–6,0 кН/см; твердых включений — 5,0–15,0 кН/см. Минимальные значения характерны для слабых прослойков (включений), максимальные для крепких.

Скорость подачи широкозахватных комбайнов определяется по формуле

, м/мин, (13)

где V_р— скорость резания (скорость движения цепи), м/с;

l_щ— длина зарубной щели

, м, (14)

где r— ширина захвата, м;

h_б— высота исполнительного органа между концами внешних зубков, м.

Величина V_р,rиh_бпринимаются в соответствии с данными табл. А.3.

Далее продолжаем рассматривать формулу 4.

k_п.с — коэффициент снижения производительности комбайна из-за недостаточного резерва приемной способности участковой конвейерной линии. Определяется с помощью графика зависимостиk_п.с от коэффициента резерва приемной способности участковой конвейерной линии(рис. 1)

, (15)

где q_п.с— приемная способность участковой конвейерной линии

, т/мин, (16)

где Q_д— производительность средств доставки, т/ч. Определяется как минимальная из производительностей последовательной цепи скребковых конвейеров, установленных в лаве, просеке, печи и перегружателя.

Производительность каждой конвейерной установки зависит от мощности привода, длины става и угла наклона. Она определяется по графикам, приводимым в инструкции по эксплуатации и на сборочном чертеже конвейера. Приближенно ее можно принять по табл. А.4.

_н— насыпная плотность горной массы, т/м³;

— приемная способность участковой конвейерной линии, м³/мин. Из всех значений приемной способности конвейеров участковой линии выбирается минимальное (табл. А.5). Сюда входят конвейеры (скребковые и ленточные) от лавного до первого сборного, на который углепоток поступает из нескольких очистных забое.

Опять возвращаемся к рассмотрению формулы 4.

Q_м— пропускная способность сборных конвейерных линий по маршруту углепотока данного очистного забоя, м/мин. Рассчитывается согласно «Основным положениям по проектированию подземного транспорта новых и действующих угольных шахт». — М.: ИГД им. А.А.Скочинского, 1977. В данной работе процессы подземных горных работ рассматриваются и проектируются только в пределах выемочного участка. Поэтому расчетQ_мне производится;

— пропускная способность участковой конвейерной линии, рассчитанная по производительности конвейеров, т/мин. Принимается равной наименьшей из пропускных способностейq_л.ккаждой отдельной конвейерной установки.

Пропускная способность каждого участкового ленточного конвейера, рассчитанная по его производительности, определяется по формуле

, т/мин, (17)

где P— часовая производительность конвейера, т/ч. Определяется поприлагаемой к конвейеру технической документации. Ориентировочно можно рассчитать, используя данные табл. А.4 и А.5.

Примеры выбора конвейеров (по производительности и длине) от очистного забоя до подготавливающей выработки в конкретных условиях приведены в [5].

V_л— скорость движения конвейерной ленты, м/с (табл. А.5);

l_к— расстояние между местом поступления угля на конвейер и местом его разгрузки с конвейера, м.

Далее переходим к рассмотрению формулы 3.

k_м— сменный коэффициент машинного времени комбайна по выемке угля (без учета дополнительных простоев в конце цикла из-за ожидания окончания крепления лавы)

, (18)

где _I— коэффициент готовности очистного забоя по группе последовательных перерывов (возникающих только при работе комбайна), определяется по (20);

_II — коэффициент готовности очистного забоя по группе параллельных перерывов (возникающих с одинаковой вероятностью, как при работе комбайна, так и при его остановке), определяется по (44);

. (19)

Коэффициент готовности очистного забоя по группе последовательных перерывов _Iопределяется по формуле

, (20)

где q— средняя производительность комбайна, т/мин;

T_техн— суммарные нормативные затраты времени на неперекрываемые технологические перерывы, приходящиеся на 1 цикл работы комбайна, мин. Определяются по результатам хронометражных наблюдений или по рекомендациям Донуги.

С учетом конкретной технологии

, (21)

где t_всп— нормативные затраты времени на вспомогательные операции, мин/м;

t_обм— нормативные затраты времени на обмен партии вагонеток, мин/м;

t_взр— нормативные затраты времени на заряжание и взрывание шпуров в нишах и проветривание лавы, мин.

Значения t_всп,t_обмиt_взрориентировочно можно определить по табл. А.6, А.7 и А.8.

_зач— затраты времени на зачистку лавы при односторонней работе комбайна

, мин, (22)

_пор— затраты времени на выемку породного прослойка (при селективной выемке), мин;

_к.о— средняя продолжительность подготовки комбайна к выемке следующей полосы, мин.

В общем случае длительность концевых операций может быть определена на основе регрессионных зависимостей, установленных Донуги в результате большого числа наблюдений.

Длительность концевых операций на сопряжении лавы с пройденной (проводимой) в массиве угля выработкой и при отсутствии ниш

, мин. (23)

При отсутствии ниш, но на сопряжении лавы с повторно используемой выработкой

, мин. (24)

В тех же условиях, но при наличии нишдлительность концевых операций составит соответственно:

, мин; (25)

, мин, (26)

где h— мощность пород непосредственной кровли, м. При отсутствии точных данных можно ориентировочно принимать;

m— мощность пласта, м;

l_у— длина участка лавы на сопряжении с пройденной (проводимой) в массиве угля выработкой, подверженного процессам расслоения и смещения пород кровли, обусловленным наличием этой выработки, м.

Определяется l_уиз выражения

, м, (27)

где H — глубина заложения выработки, м.

l_упи— длина участка лавы на сопряжении с повторно используемой выработкой, подверженного процессам расслоения и смещения пород кровли, обусловленным наличием этой выработки, м.

Определяется l_упипо следующей формуле

, м, (28)

— длина ниши соответственно на сопряжении лавы с пройденной (проводимой) в массиве угля выработкой и на сопряжении лавы с повторно используемой выработкой, м.

Из выражений (23–26) видно, что длительность концевых операций, в общем случае, на разных концах лавы будет различной. Поэтому при челноковой схеме работы комбайна следует определять средние затраты времени на выполнение концевых операций

, мин (29)

или , мин, (30)

а при односторонней — по одному из выражений (23–26). Конкретный вид используемого выражения зависит от места проведения концевых операций, что в свою очередь диктуется принятой системой разработки, схемами проветривания и работы комбайна, наличием (отсутствием) ниш и повторно используемых выработок.

Ориентировочно _копри применении узкозахватных комбайнов и индивидуальной крепи, в зависимости от типа комбайна, можно определить по табл. А.6, А.8. При широкозахватной выемке учитываются затраты времени на монтаж, демонтаж, перегон и разворот комбайна и принимаются согласно табл. А.7.

При применении механизированной крепи величину _косогласно типовым проектам научной организации труда рекомендуется принимать равной:

• для очистных забоев, оборудованных поддерживающими или поддерживающе-оградительными механизированными крепями при челноковой схеме работы комбайнов с разнесенными исполнительными органами — 26 мин; комбайнов с односторонним расположением исполнительного органов при устойчивой, средней устойчивости и неустойчивой кровлях — соответственно 30, 35 и 45 мин; при односторонней схеме работы таких комбайнов — 20–27 мин;

• для очистных забоев, оборудованных комплектными механизированными крепями типа КМК97 — 27 мин.

l_л— длина лавы, м.

Наилучшие технико-экономические показатели работы достигаются при оптимальной длине лавы. Известны несколько методов определения оптимальной длины лавы, один из наиболее признанных предложен В.М.Зыковым. Решение задачи, заключающееся в составлении экономико-математической модели затрат по участку как функции от длины лавы с последующей ее реализацией, представляет значительную сложность, а в связи с большим количеством входящих в модель величин и невысокую достоверность полученных результатов.

Более объективным представляется оценка очистного забоя по коэффициенту его готовности. Исследования показали, что коэффициент готовности очистных забоев, оборудованных узкозахватными комбайнами и индивидуальной крепью, имеет максимальное значение при определенной длине лавы, а именно:

для m=0,61,0 мимеет место приl_л=170190 м;

для m=1,01,4 м — приl_л=190220 м;

для m=1,42,0 м — приl_л=190230 м.

Для очистных забоев, оборудованных узкозахватными комбайнами и гидрофицированными крепями:

для m=1,11,4 мимеет место приl_л=130210 м;

для m1,4 м — приl_л=110250 м.

В целом же имеет место приl_л=170190 м.

Следовательно, при комплексной механизации в очистном забое его длина может приниматься равной длине комплекса в поставке с учетом заложенного в нем 20% резерва.

Теперь переходим к рассмотрению формулы 20.

_к— коэффициент готовности комбайна;

_кр— коэффициент готовности мехкрепи.

Коэффициенты готовности комбайна и мехкрепи в конкретных условиях определяются по формулам, приведенным в табл. А.9. При использовании индивидуальной крепи _кр=1.

В расчетные формулы, приведенные в табл. А.9 кроме _к,_крвходят коэффициенты:

— среднеотраслевой коэффициент готовности комбайна (см. табл. А.1);

—среднеотраслевой коэффициент готовности крепи (см. табл. А.10);

—коэффициент готовности участковой конвейерной линии, начиная с лавного скребкового конвейера и включающей все конвейеры (ленточные и скребковые) на промштреках, просеках, печах, участковых транспортных выработках до первого сборного конвейера, на который углепоток поступает из нескольких очистных забоев

, (31)

где n_л.к—число ленточных конвейеров в участковой транспортной цепи;

_m— коэффициент готовностиm–го ленточного конвейера, принимается равным 0,95;

n_с.к—число скребковых конвейеров в участковой транспортной линии;

_l— коэффициент готовностиl–го скребкового конвейера; определяется в зависимости от условийэксплуатации согласно табл. А.9;

_п.кр— коэффициент готовности очистного забоя по процессу крепления за комбайном; учитывает перерывы в работе комбайна из-за отставания крепи на расстояние большее, чем максимально допустимое по устойчивости обнажения незакрепленной непосредственной кровли. Определяется только для средней устойчивости и неустойчивых кровель. Для устойчивых кровель или при паевой схеме расстановки рабочих по лаве_п.кр=1.

Определяется_п.крпо графику зависимости его от коэффициента резерва скорости крепленияи коэффициента резерва обнажения кровли за комбайном(рис. 2). В свою очередь

, (32)

где V_кр— расчетная скорость крепления, м/мин;

V_п.р—расчетная скорость подачи комбайна, м/мин, определяется по (39);

q_кр— производительность комбайна по скорости крепления, т/мин, рассчитывается аналогично (5).

Скорость установки индивидуальной крепи зависит от устойчивости кровли, типоразмеров стоек и верхняков, состава комплектов крепи, расстояния между ними. При углах падения пластов до 20, вынимаемой мощности — до 1,2 м, постановке двумя рабочими одной гидравлической стойки под верхняк и расстоянии между комплектами от 0,8 до 1,2 м скорость крепления лавы можно ориентировочно принимать: в условиях устойчивых и средней устойчивости кровель 0,64–1,04 м/мин, неустойчивых 0,57–0,89 м/мин. При вынимаемой мощности пласта 1,21–1,80 м — 0,58–0,96 м/мин и 0,49–0,82 м/мин, а при большей мощности пласта 0,38–0,74 м/мин и 0,33–0,63 м/мин соответственно.

Меньшие значения принимаются при расстоянии между комплектами — 0,8 м, большие при 1,2 м.

При работе же узкозахватных комбайнов на пластах с углами падения свыше 20следует вводить коэффициент уменьшения скорости крепления: для пластов с углами падения 21–30и более 31он соответственно равен 0,9 и 0,8. При установке крепи за комбайном, через комплект с последующей установкой промежуточных комплектов, скорость крепления увеличивается вдвое.

Для комплексно-механизированных очистных забоев скорость крепления определяется по формуле

, м/мин, (33)

где — скорость крепления при последовательной схеме передвижки секций крепи и устойчивых боковых пород, м/мин; определяется по табл. А.10;

k_сх— коэффициент, учитывающий схему передвижки крепи. При последовательной схеме передвижки секций крепиk_сх=1. При применении схем передвижки через 1, 2, 3 секцииk_схпринимается на основании хронометражных наблюдений (ориентировочно принимается равным 2);

k_уп— коэффициент снижения скорости крепления с увеличением угла падения пласта.

При работе комплексов по простиранию пласта

, (34)

при работе по падению (восстанию)

; (35)

k_уст— коэффициент (см. формулу 33) снижения скорости крепления при неустойчивых породах

, (36)

где k_п— коэффициент снижения скорости крепления при недостаточной несущей способности почвы

. (37)

Величина определяется по графикам рис. 3 в зависимости от удельного давления опорной поверхности крепи на почву(определяется по табл. А.10) и несущей способности почвы. При применении индивидуальной крепиk_п=1.

k_кр— коэффициент снижения скорости крепления в зависимости от площади кровли, подлежащей затяжке,n(указывается в процентах) и числа горнорабочих (включая машиниста крепи), занятых на креплении,n_р(в общем случае 4 чел). Рассчитывается по формуле

. (38)

При устойчивых и средней устойчивости породах кровли принимается равным 1.

— коэффициент (см. формулу 36), учитывающий снижение скорости крепления в связи с необходимостью крепления обнаженной кровли из-за вывалов угля из верхних пачек пласта вследствие интенсивного отжима, его значения показаны в табл. 1.

Таблица 1 — Значения коэффициента в зависимости от ширины захвата

Ширина захвата, м	Более 0,8	0,8–0,6	0,6–0,3	До 0,3
	0,6	0,7	0,8	1,0

Расчетная скорость подачи комбайна V_п.рдля (32) определяется следующим образом

, м/мин. (39)

Коэффициент резерва обнажения кровли за комбайном (для рис. 2)

, (40)

(если расчетная величина , то она принимается равная 5),

где — если отрабатываемый пласт не опасен по внезапным выбросам угля и газа;

— если отрабатываемый пласт опасен по внезапным выбросам угля и газа;

l_у— максимально допустимое отставание крепи от комбайна по устойчивости обнажения кровли, м;

l_в— минимально допустимое расстояние от места нахождения рабочих до работающего комбайна (15 м — при односторонней схеме и 22,5 м — при челноковой схеме работы комбайна);

l_к— параметр, характеризующий изменчивость устойчивости кровли по длине лавы. Для Донбассаl_к=30 м.

, м, (41)

где t_у— минимальное время устойчивости нижних слоев пород кровли, незакрепленной у забоя, мин. Определяется по табл. А.11.

Если проводятся специальные мероприятия по упрочнению нижних слоев пород кровли, то величина t_укорректируется в зависимости от эффективности мероприятий по упрочнению.

k_у.в— коэффициент, учитывающий изменение устойчивости кровли в зависимости от угла встречи (угол между линией очистного забоя и направлением основной системы трещин пород)

(42)

Величины a, b, c, d, eпринимаются по данным табл. А.12.

По величинам (40) и(32) по рис. 2 находится величина_п.кр. Но если для выбросоопасных пластов окажется, чтоl_у<l_в+1, то коэффициент готовности_п.кропределяется по формуле

, (43)

где V_дв.р— скорость движения рабочих в очистном забое; (не более 10 м/мин).

Далее продолжаем анализировать формулу 20.

где _о.п— коэффициент готовности системы магистрального локомотивного транспорта.

Этот коэффициент определяется при доставке угля с погрузочного пункта очистного забоя до околоствольного двора горизонта по фактору «отсутствие порожних вагонов на погрузочном пункте». Поскольку в данной работе поставлена задача оценить готовность выемочного участка, то _о.пусловно можно принять равным 1. При необходимости расчета этих коэффициентов следует использовать методику, изложенную в [5];

_п.п— коэффициент готовности погрузочного пункта при погрузке угля в вагонетки. Принимается: для стационарных погрузочных пунктов равным 0,98; для передвижных — 0,95;

_пр— коэффициент готовности очистного забоя по процессу проветривания. Для шахтIIIкатегории и выше принимается равным 0,93; для остальных — 1.

Коэффициент готовности очистного забоя по группе параллельных перерывов _II(для формулы 18) рассчитывается по формуле

, (44)

где 0,88 — коэффициент, учитывающий время отдыха (12% времени смены);

T_п.з— суммарные нормативные затраты времени на выполнение подготовительно-заключительных операций, мин.

При расчетах можно принимать:

• для крепей поддерживающего типа — 20 мин/см;

• для крепей поддерживающе-оградительного типа — 17 мин/см;

• при индивидуальных крепях и узкозахватных комбайнах — 20–25 мин/см.

_с.э— коэффициент готовности системы электроснабжения. В среднем_с.э=0,965;

_с.к,_с.си_с.в— коэффициенты готовности сопряжений очистной выработки соответственно с транспортной (конвейерной), средней и вентиляционной выработками.

Коэффициент готовности сопряжений очистной и примыкающих (транспортной, средней, вентиляционной) выработок

, (45)

где _э.с— коэффициент готовности эталонного сопряжения.

Под эталонным сопряжением понимается такое, при поддержании которого отсутствует действие осложняющих технологических факторов.

Коэффициент _э.спринимается равным: для неустойчивых кровель — 0,97; для средней устойчивости — 0,98; для устойчивых — 1,0.

k_i— коэффициент увеличения времени простоев очистного забоя при действииi–го технологического фактора, осложняющего поддержание сопряжения. Определяется по табл. А.13;

_с.б— коэффициент готовности очистного забоя по фактору «отказы на сборных транспортных линиях». Учитывает все виды отказов, возникающих на сборных конвейерных линиях от первого сборного конвейера, на который производится погрузка угля из лавы, до углевыдающего ствола;

_к.б— коэффициент готовности очистного забоя по фактору «переполнение капитального бункера». Зависит от вместимости капитального бункера и коэффициента резерва производительности питателя. При отсутствии капитального бункера_к.б=1.

Примечание.Расчет величин_с.би_к.бпри выполнении этой работы может не производиться. В случае необходимости следует использовать методику, изложенную в [5].

Зная _Iи_IIсменный коэффициент машинного времениk_мможно определить по графику рис. 4 или по (18).

И, наконец, величину k_г.н(см. формулу 1) для конкретных условий Донецкого бассейна в границах Украины можно определить на основании исследований Донуги (приложение Б).