Транспортные габариты

Ширина рамы (включая поручни) 3700 мм

Общая длина 10.871 м

Высота над трубой скруббера 1793 мм

Вес (в сборе) 62000 кг

Рабочие габариты

Рекомендуемая область применения 1800 до 3500 мм

Максимальная высота выемки над

режущим органом 1700мм

Максимально высота 3900 мм

Клиренс по уровню почвы 305 мм

Длина от заднего бампера до резца 8280 мм

Режущий орган

Диаметр режущего барабана 1118 мм

Скорость вращения режущего барабана 47 об/мин.

Ширина режущего барабана 3700 мм

Мощность на режущем барабане 2150кВт(в длительном режиме),2164кВт (в одночасовом режиме)

Производительность режущего барабана 14-31т/мин

Узел погрузки

Способ загрузки Загрузочная звездочка с тремя пальцами

Ширина конвейера 914 мм

Скорость конвейера 145 м/мин.

Производительность погрузки 36 тонн/мин.

Мощность на конвейере с загрузочной

звездочкой 230кВт(в длительном режиме)

241кВт(в одночасовом режиме)

Узел передвижения

Ширина гусеницы 508 мм

Давление на грунт 208 кПа(2,1кгс/см2)

Мощность гусеничного привода 232кВт постоянного тока(в длительном режиме) 245кВт( в одночасовом режиме)

Скорость передвижения гусениц 0-0,381 м/сек

Электрооборудование

Напряжение 1000 В, 50 Гц

Система управления Дистанционное радиоуправление-без кабины оператора

Система гидравлики

Узел маслостанции 132 кВт(в длительном режиме)/ 141кВт(в одночасовом режиме)

Система пылеподавления

Тип скруббера тип Engard 30

Мощность скруббера 10 м3/сек/мотор 60 кВт

Общая установленная мощность 514 кВт(в длительном режиме, включая скруббер)

Отбитый комбайном уголь при проведении печей и камер, а также от выемки заходок, транспортируется до самоходного бункер-питателя DBT7MFB 48 в самоходных вагонах DBT FBR-15.

Основные технические данные питателя DBT7MFB 48

Минимальная мощность пласта: 0,87м

Максимальная производительность: 800 до 1800т/час

Привод конвейера: гидравлический или механический

Габаритные размеры

Длина 10515мм

Высота 1040 мм

Ширина 3505 мм

Ширина конвейера: 336см (для типоразмера 56“) 315см (для типоразмера 48“)

Скорость движения питателя: 15 м/мин

Давление на почву: 25.3 p.s.i. (фунтов на квадратный дюйм)

Конвейер с регулируемой скоростью на машинах с приводом от гидромотора.

Опционно: Комплектация хвостовой части для присоединения конвейера

Самоходный вагон DBT FBR-15 имеет следующие основные технические параметры:

Габариты

Грузоподъёмность (макс. с пустыми бортами) 15 м3

Грузоподъёмность (макс. вес угля) 15 000 кг

Грузоподъёмность (макс. вес без материала)20 000 кг

Вес

Порожний с полными баками 20 000 кг

Гружённый с грузом 20т 45 000 кг

Двигатель

тип дизельный с тербонаддувом, 4-х тактовый

Система охлаждения радиатор на воде

Вентилятор охлаждения вентилятор с гидроприводом

Двигатель модель Caterpillar 3126

Рабочий объём 7,2 литра

Макс. мощность 172 кВт при 2600 об/мин

Макс. крутящий момент 720 Нм при 1950 об/мин

Вентиляция (NSW Req) 8 м3/сек

Скорости двигателя

Низкие холостые обороты 800 об/мин

Высокие холостые обороты 2600 об/мин

Скорость по регулятору 2600 об/мин

Расход топлива

При полной нагрузке 50 лит/ч

При нормальном режиме 25-30 лит/ч

Система запуска

Тип стартерного двигателя воздушная турбина

Фильтр воздуха на впуске

Тип/модель сухой/Caterpillar

Воздухозаборник двойного типа первичный и вторичный

Пламеуловитель на входе спиральный DBT

Выхлопной кондиционер

тип взрывозащищённый сухой

модель DBT Diesel Pty Limited

Выхлопной фильтр сменный элемент

Выхлопной пламегаситель спиральный DBT

Последующая обработка каталитический выхлопной фильтр

Трансмиссия

тип переключение передач с режимом вперёд/назад

Модель Dana/Spicer серия 32 000 MHR

Скорости, вперёд и назад 4

Трансформатор

тип установленный, 1 компонент

модель интегральный Dana/Spicer 13.5

Электрическая система

Тип Допущенный взрывозащищённый

Напряжение 12 В

Полярность незазёмлённая

Рабочие ёмкости

Гидробак 250 литр

Топливный бак 200 литр

Трансмиссионное/трансформаторное масло 40 литр

Моторное масло 22 лтр

Вода системы охлаждения двигателя 72 литр

Масло оси (каждой) 60 литр

Скорости вагона

1-ая передача 4 км/ч

2-ая передача 9 км/ч

3-я передача 16км/ч

4-ая передача 26км/ч

Максимальная сила тяги

1-ая передача 21 300 кг

2-ая передача 10 100 кг

3-я передача 5 800 кг

4-ая передача 3 400 кг

Время выгрузки горной массы

15тонн за 22сек.

Крепление кровли камер производится сталеполимерной анкерной крепью при помощи мобильного анкер-установщика «FLETCHER CHDDR».

Техническая характеристика Анкероустановщика FLETCHER CHDDR

Электрогидравлический самоходный анкероустановщик с вышкой и с двумя буровыми станками для бурения в кровле, с проходом для оператора в центральной части машины. Бурильные головки и телескопическая подающая рама установлены на выдвижных поворотных подъемных стрелах. Машина предназначена для применения в пластах со средней вынимаемой мощностью от 2,0 до 6,0 м, в зависимости от выбранного типа временной крепи (TRS) и дополнительных агрегатов.

Размеры

Длина 7,2 м

Ширина (по шасси) 2,9 м

Ширина (по сложенной временной крепи) 3,0 м

Высота шасси 1,5 м

Колесная база 2,4 м

Клиренс 0,3 м

Масса около 30 500 кг

Давление на грунт около 0,16 МПа

Максимальный наклон выработки

при движении вверх 17є

Максимальный рабочий наклон

- подъем 13є

- спуск 13є

Общие технические характеристики

Шасси

Характеристики шасси:

Вездеходное шасси для тяжелых режимов работы.

Временная крепь типа “T” с двух-трехступенчатым опорным цилиндром:

Высота при максимальной раздвижке: до 6,1 м

Высота в сложенном состоянии:от 1,7 до 2,1 м при клиренсе 0,3 м

Временная крепь с наклоном вперед

Регулируемая вручную ширина временной крепи:

При раздвинутой стреле 3,66 м

При сложенной стреле 3,05 м

“W” -образный фиксатор стропа/мата, установленный на стреле временной крепи, сертифицированный M.S.H.A , с несущей способностью 20 411 кг (45 000 фунтов).

Приводная система гусеничной модели:

Гусеничная приводная система Fletcher того же типа, что у комбайнов непрерывного действия, с гидравлически размыкаемыми пружинными дисковыми тормозами мокрого типа

Редуктор привода полностью закрыт в каркасе гусеницы. Он состоит из быстродействующей планетарной передачи и встроенной коробки передач.

Гидравлические аксиально-поршневые регулируемые ходовые двигатели.

Гусеничные ленты шириной 406мм и длиной 2,6 м, наматываемые со смазкой и механически регулируемые

Скорость передвижения - в диапазоне 0 - 27 до 30,5 м/мин

Система пылеудаления

Машины оборудованы системами сухого бурения, в которых будет использоваться буровая сталь шестиугольного сечения 22,23 мм (7/8 дюйма) и 28,58 мм (1 1/8 дюймов).

Система сухого бурения сертифицирована M.S.H.A. Это вакуумная система, использующая пустотелую буровую сталь.

Нагнетательные вентиляторы с улучшенными рабочими характеристиками производительностью 1,7 мі / мин.

Вакуум на буровой головке - 381-457 мм рт. ст.

Диаметр буровой скважины - от 25,4 до 42 мм (в зависимости от диаметра сверла и соответствующей буровой стали).

Бурильная система

Основные характеристики бурильной системы:

Головки вращательного бурения Fletcher с глубоким патроном с

механическими торцевыми уплотнениями

Глубина бурения - 6,2 м

Крутящий момент: 500 Нм при 138 бар (2 000 фунтов/кв. дюйм);

скорость вращения: 0-450 обор/мин

Тип мачты: выдвижная мачта Apollo AX с гидравлической

направляющей штангой

Усилие подачи: регулируемое от 0 до 44 500 Н при 172 бар (0-10000

фунтов при давлении 2500 фунтов/кв.дюйм)

Длина хода буровой штанги: 2,27 м

Скорость подачи: регулируемая от 0 до 11 м/мин

Высота сложенной мачты: 1,65м

Высота раздвинутой мачты: 2,81м

Наклон мачты от вертикали: внешний - 90 градусов, внутренний - 5

градусов

Поворот стрелы:

Минимальное расстояние между бурильными головками: 1,0м

Максимальное расстояние между бурильными головками: 7,0м

Удлинение стрелы: линейное, 0,6м

Высота стрелы:

2,1 м - сложенная

2,5 м - раздвинутая

Максимальный подъем платформы над поверхностью земли - 2,5 м

Отключение гидравлической мощности на буровых платформах для

защиты оператора

Защитные козырьки для бурильщиков, установленные на

гидравлически регулируемых телескопических опорных мачтах

квадратного сечения

Навесы сертифицированы MSHA.

Техническая производительность комбайна:

Qтех = Ктех•Qтеор , т/час (8.1.)

где: Ктех - коэффициент технической производительности комбайна (0,462).

где: Т - продолжительность выемки угля за 1 цикл, мин;

Ту.н. - продолжительность устранения неполадок комбайна, мин;

Тк.о. - продолжительность концевых операций (самозарубка комбайна, перемонтаж погрузочных щитов, остановка и реверс подачи комбайна - 20 минут);

Тз.п. - длительность замены режущего инструмента (зубков комбайна), мин.

, мин

мин

, мин

где: Кн - коэффициент надежности комбайна.

мин

Тз.п. = m•B•Lл•Yy•Z•tp , мин

где: Z - удельный расход зубков (0,08 шт./т);

tp - норматив времени на замену одного зубка (0,8 - 1,0 мин).

Тз.п. = 4,0•0,8•200•1,38•0,008•0,8 = 5,6 мин

Qтех=0,6•960=580 т/час

Эксплутационная производительность комбайна:

Qэкс = Кэкс•Qтеор , т/час (8.2.)

где: Кэкс - коэффициент эксплутационной производительности комбайна.

где: То.п - простои комбайна по организационно-технологическим причинам. Qэкс =0,56•960=540 т/час

Суточная производительность комплекса (технически возможная):

Qсут = Qэкс•(Тсм-tп.з.)•Nсм , т/сут. (8.3.)

Qсут =540•(6-0,15)•3 = 9450 т/сут.

Добыча угля за цикл:

Дц = m•B•Lл•Yу , т/цикл (8.4.)

Дц =4,0•0,8•200•1,38=890 т/цикл

Количество выемочных циклов в сутки:

, (8.5.)

Окончательно принимаем количество выемочных циклов в сутки 11.

Нормативная суточная нагрузка на очистной забой:

Асут = nц.сут •Дц , т/сут (8.6.)

Асут =11•890=9800 т/сут

Скорость подвигания линии очистного забоя:

- суточная

Vсут = nц.сут.•B , м/сут (8.7.)

Vсут =11•0,8=8,8 м/сутки

- за месяц

Vмес = nдн*Vсут , м/мес (8.8.)

Vмес =29•8,8=255 м/мес

Таким образом, технология отработки пласта К4 позволяет отрабатывать запасы угля столбовой системой разработки по простиранию и восстанию с суточной нагрузкой 9800 т. При этом месячная нагрузка на забой составит - 285000 т.

Настоящим проектом на основании произведенных расчетов при отработке запасов поля шахты «Денисовская» столбовой системой разработки принимается годовая нагрузка на уровне 300 тыс.т.

7.1 Технология и организация работ при камерно-столбовой системе

Подготовка столбов КСО осуществляется проведением от двух до шести штреков которые через каждые 25м сбиваются между собой сбойками. Оконтуренный столб отрабатывается в восходящем порядке. Все проводимые выработки в столбе крепятся анкерной крепью.

При проведении камер выполняются следующие работы -- технологические операции:

выемка угля комбайном;

транспорт угля от комбайна до бункер-питателя, задействовано два самоходных вагона;

перегоны комбайна и анкер-установщика;

подготовка к процессу крепления камер и крепление камер, применяется анкер-установщик.

Для обеспечения качественного перемешивания твердеющего состава химической ампулы диаметр резцов для бурения шпуров под сталеполимерные анкера должен превышать диаметр стержня анкера не менее чем на 4мм и не более, чем на 10мм.

Запрещается вести работы в забое до восстановления крепи на участках значительной деформации, находиться под прибором, с помощью которого производятся испытание анкера на прочность закрепления. Не допускается при установке сталеполимерных анкеров работать без рукавиц, нарушать условия хранения и неплотность оболочки химических ампул, производить установку с разрушенной оболочкой и истекшим сроком годности, производить затяжку гаек до окончания полимеризации твердеющего состава.

Качество установленной сталеполимерной крепи при проведении подготовительных выработок и камер определяется визуальным и инструментальным способами лицами участкового надзора не реже одного раза в смену. В закрепленной части особое внимание уделяется признакам безопасного состояния анкерной крепи и пород кровли, которые проявляются в виде срыва гаек, разрыва или выпадения стержня анкера из шпура, значительной деформации и прорыва решетки и шайб, раскрытие трещин в кровле, сопровождающееся щелчками и треском. Об опасных признаках докладывать начальнику участка. В выработках с данными признаками необходимо принять меры по усилению крепи выработки и провести дополнительные исследования для установления причин опасных деформаций.

Отработка междукамерных целиков осуществляется односторонними заходками, расположенными под углом 67-700 к оси камеры. Между заходками оставляются подзавальные целики угля, обеспечивающие безопасные условия работ в заходках и камерных выработках.

Согласно расчетам, произведенным в заключении ВНИМИ, оставляемые при камерно-столбовой системе разработки подзавальные целики угля обеспечат защиту заходок, сопряжений заходок с камерами и камер при первичных и вторичных осадках непосредственной кровли от завалов. При первичных и вторичных посадках основной кровли подзавальные целики переходят в запредельное состояние, обеспечивая плавное опускание кровли, и предотвращают разрушение междукамерного целика.

В реальных условиях отработки при интенсивных смещениях пород кровли для предотвращения разрушения междукамерного целика необходимо усиливать костровой крепью отрабатываемую камеру через определенные промежутки, равные установленному шагу первичной и вторичной посадки основной кровли.

Рабочий цикл при погашении междукамерного целика включает следующие операции:

усиление органной крепью кровли камеры со стороны отработанных заходок;

выемку первой части заходки шириной 3,7м на полную мощность под углом 67-700 к оси камеры;

отвод комбайна и расширение ширины заходки до проектной от 6,8м до 10,2м;

наращивание (сокращение), противопожарных водяных труб, электросети;

возведение изоляционных и вентиляционных перемычек;

перегон комбайна для выемки новой заходки.

Между выемочными столбами КСО оставляются барьерные целики, необходимые для обеспечения требуемой устойчивости пролета кровли выемочных столбов.

1. Определяем длину лавы

Длину лавы рассчитываем по технико-организационным факторам

где: Tcм - продолжительность добычной смены, мин;

tп.з - время на подготовительно - заключительные операции, tп.з = 20 мин;

nсм - число добычных смен в сутки, nсм = 3;

tк.о - время на концевые операции (подготовку комбайна к выемке следующей полосы), tк.о = 20ч30 мин;

nц - число циклов в смену;

k = 0,8ч0,96- коэффициент простоев;

Vп = 6 м/мин - скорость подачи комбайна;

t3 = 1 мин - время на замену одного зубка;

В = 0,8 - ширина захвата комбайна;

m = 2 м - вынимаемая мощность пласта;

z - расход зубков на 1 м3 угля, z = 0,08ч1шт/м3;

tв - время на вспомогательные операции, tв = 0,16ч0,3 минуты;

Принимаем длину лавы равной 200 метров.

8. Проведение горных выработок

Вскрытие и подготовка поля шахты «Денисовская» предусматривается следующими горными выработками.

а) Вскрывающие: главные наклонные стволы (вентиляционный, конвеерный, путевой), фланговый ствол №1, фланговый ствол №2.

б) Подготовительные: магистральный штрек, фланговый вентиляционный и путевой уклоны, комплекс выработок временного водоотлива, магистральные конвеерный и путевой штреки, центральный уклон, дренажные штреки, комплекс выработок главного водоотлива.

в) Нарезные: путевые, конвеерные штреки, конвеерные и вентиляционные уклоны, монтажные камеры.

Отработка выемочных полей предусматривается на вскрывающие наклонные стволы, поэтому вскрывающие выработки являются также и подготавливающими шахтное поле. Данный способ является экономически выгодным, по сравнению с сооружением вертикальных стволов, так как исключает затраты на проведение стволов по вмещающим породам.

Главные и фланговые наклонные стволы являются капитальными горными выработками и предназначены:

путевой - для доставки людей, материалов и оборудования;

конвеерный - для выдачи на поверхность отбитого угля и горной массы;

вентиляционный - для подачи в шахту свежего воздуха;

фланговый №1 - является запасным выходом из шахты;

фланговый № 2 - является вскрывающей и подготавливающей выработкой запасов восточной части месторождения.

Все стволы имеют выход на дневную поверхность и являются запасными выходами из шахты.

Магистральным штреком шахтное поле делится на верхнюю и нижнюю части. Запасы угля нижней части отрабатываются в I и II очереди, запасы верхней части выделены в III очередь строительства.

Фланговый вентиляционный и путевой уклоны оконтуривают южную часть месторождения, причем вентиляционный служит для вентиляции лав I и II очереди строительства, а путевой - для доставки материлов и оборудвания в эти же лавы.

Путевые, конвеерные штреки являются нарезными выработками лав I и II очередей строительства и служат для проветривания горных выработок, доставки людей, материалов, оборудования, выдачи отбитого угля на конвеерный ствол соответственно.

Комплекс выработок временного водоотлива проводится для улавливания шахтных вод при отработке лав I очереди строительства.

Магистральные конвеерный и путевой штреки служат для выдачи угля и горной массы на конвеерный ствол и доставки людей, материалов, оборудования при отработке северо - восточной части шахтного поля соответственно.

Центральный уклон является границей между камерно - столбовой системой разработки и системой разработки со сплошной выемкой.

Конвеерные и вентиляционные уклоны являются нарезными выработками лав северо - восточной части шахтного поля и служат для выдачи угля на магистральный конвеерный штрек и подачи свежего воздуха в выработки соответственно.

Дренажные штреки оконтуривают юго-западную часть шахтного поля, в нижней точке этих штреков проводятся выработки главного водоотлива.

Схема вскрытия, подготовки и нарезки шахтного поля, объемы горных работ по вскрытию и подготовке пласта К4, на сдачу подземного участка в эксплуатацию, приведены на листе 4 графической части.

Все вскрывающие, подготовительные и нарезные выработки проводятся прямоугольного сечения шириной 5,5 м и высотой 3,85 м, что обеспечивает необходимые зазоры для размещения конвейеров и другого горношахтного оборудования, а также для движения дизелевозного транспорта на пневмоходу.

Крепление всех горных выработок производится сталеполимерной анкерной крепью: анкерами А20В (L = 1,8 м) с решетчатой затяжкой ЗР-2,6 и подхватами ПМШ8-4,5 (штрипсы, баклуши). Бока выработок крепятся анкерами ШК-1М (L = 1,6м.) или анкерами А20В (L = 1,8 м) и опорными шайбами 300х300. Сечение всех выработок в свету 21,2 м2.

8.1 Горно-геологические и гидрогеологические условия проведения горных выработок

В границах шахты в непосредственной кровле пласта К4 преимущественным развитием пользуются слабо трещиноватые и трещиноватые породы, которые развиты на 70-75% площади. Слабо трещиноватые породы (М < 2 тр/м) в непосредственной кровле развиты на большей части шахтного поля. Трещиноватые породы (М = 2-5 тр/м) развиты в восточной и юго-восточной частях шахтного поля, на локальном участке в центре, а так же в верхней части пласта в широкой полосе вытянутой с запада на восток от р. Чульман к руч. Дежневка.

Сильнотрещиноватые породы (М = 5 - 10 тр/м) распространены в виде небольших полей. Их распространение видимого структурного или литологического контроля не имеет. Участки сильно трещиноватых пород непосредственной кровли прослежены в верхней части пласта в районе руч. Дежневка. Кроме того, участки сильнотрещиноватых пород в непосредственной кровле отмечены у западной границы шахты у излучины р. Чульман. А также локальный участок в центре шахтного поля и у нижних границ шахты - вытянутые узкой полосой с запада на восток.

В границах шахты участков интенсивно трещиноватых пород (М > 10 тр/м) в непосредственной кровле пласта нет.

Для угля пласта характерна интенсивная трещиноватость. Угли имеют сильную нарушенность и в процессе отделения их от массива разрушаются на обломки размером 0,5 - 10 см, реже 15 - 20 см. Разрушение угля происходит по системам трещин кливажа, ориентировка которых совпадает с ориентировкой нормально секущей продольной и поперечной систем трещин во вмещающих породах. Наряду с этим в углях четко проявляется система продольных косо секущих трещин и послойных трещин. Модуль трещиноватости для каждой из этих систем составляет 25-30 тр/м, достигая на отдельных участках 50-60 тр/м.

Площадь месторождения расположена в междуречье р. Чульман и р. Олонгро и рассечена их притоками. Глубина вреза долины р. Чульман - 155-180 м, руч. Китаянка - 25-160 м, руч. Дежневка - 75-100 м. В пределах шахтного поля протекает только руч. Дежневка. Вне границ шахтного поля расположены р. Чульман, руч. Китаянка и Малдакан.

Четвертичные отложения, представленные различным обломочным материалом, повсеместно покрывают шахтное поле. Мощность их колеблется от 1 до 3 м. Содержащиеся в них воды - грунтовые. Питаются они за счет инфильтрации атмосферных осадков в теплое время года. По трещинам воды свободно фильтруются в нижележащий водоносный горизонт юрских пород. Водопроводимость четвертичных отложений неодинаковая во времени и по площади. К наступлению зимы воды отложений в основном истощаются, а оставшаяся их незначительная часть перемерзает. Значительного влияния на увеличение притока подземных вод в шахту грунтовые воды не окажут.

К северо-западу от линии расщепления пласта на пачки, на площади, где намечается строительство шахты, пласт К4 имеет сложное и реже простое строение с изменяющейся мощностью от 3,1-3,6 м до 6,5 м по простиранию и до 4,8 м по падению. Затем, в узкой излучине р. Чульман, пласт вновь расщепляется на 2-3 пачки с уменьшением кондиционной мощности до 2,4 м и полного выклинивания пласта.

Мощность слоев крупнозернистых песчаников составляет 1,6-2,5 м. Песчаники среднезернистые вскрыты в непосредственной кровле рассматриваемого угольного пласта и образуют обширные поля северо-западного простирания. Мощность слоев среднезернистых песчаников меняется от 1,6 м до 11,4 м. При больших мощностях песчаников они будут одновременно являться непосредственной и основной кровлей.

Песчаники мелкозернистые в непосредственной кровле пласта К4 имеют относительно ограниченное распространение. Они образуют удлиненные на север и северо-запад поля, которые сменяются полями среднезернистых песчаников. Слои мелкозернистых песчаников достигают мощности 16 м. В целом непосредственная и основная кровли пласта К4, сложенные песчаниками разной зернистости, относятся к весьма устойчивым, трудно обрушающимся и частично - к среднеустойчивым (на участках с алевролитами). Алевролиты в принятых к отработке границах пласта К4 имеют ограниченное распространение у восточной границы. Они имеют мощность 0,2-0,5 м и будут образовывать "ложную" кровлю.

Участки развития "ложной" кровли выделены у восточной границы на весьма ограниченной площади.

В непосредственной кровле пласта К4 преимущественное развитие имеют слабо трещиноватые и трещиноватые породы.

Непосредственная почва пласта К4 также представлена алевролитом и песчаниками крупнозернистыми, среднезернистыми и мелкозернистыми. Очень редко встречается аргиллит. Алевролит крупнозернистый и мелкозернистый достигает мощности 2-5 м, довольно крепкий (f = 4-7). Почва пласта не размокает и не склонна к пучению.

Песчаники характеризуются более высокой крепостью (f = 7-13). Мощность слоев песчаника в непосредственной почве достигает 8,5 - 20,5м.

Крепость угля пласта К4 колеблется от 0,22 до 1,7 при наиболее часто встречаемых значениях 0,6-0,74. На отдельных площадях в пласте встречается 2-3 прослойка пород, представленных углистой породой. Крепость прослойков составляет от 0,5 до 3.

По данным геологического отчета твердые включения (конкреции) в пласте К4 отсутствуют.

Сопротивление угля пласта К4 резанию составляет 140 кН.

Природная газоносность пласта низкая, так как пласт находится в зоне газового выветривания до гор.+450 м, ниже метаноносность достигает 4 м3/т.

В связи с низкой газоносностью пласт не опасен по выбросам угля, газа и породы.

Пласт К4 с глубины 200 м относится к угрожаемым по горным ударам.

Угольная пыль взрывчатая. Уголь пласта К4 не склонен к самовозгоранию.

Породы силикозоопасные. Естественная радиоактивность пород и угля низкая, не превышает фоновых значений.

Температура пород изменяется от 1,4°С на глубине 100 м до 6,2 - 7,8°С на глубинах 400-500 м.

8.2 Обоснование формы и поперечных размеров горных выработок

Исходя из горно-геологических условий, условий размещения горношахтного и проходческого оборудования, принимаем ширину выработок в свету - 5,5 м, высоту - 3,85 м.

Так как кровля выработки представлена породами устойчивыми и средней устойчивости, с учётом назначения пластовых выработок, принимаем решение о форме поперечного сечения с вертикальными боками и плоской кровлей, совпадающей с кровлей пласта.

9. Подземный транспорт

9.1 Конвейерный транспорт

Пусковым комплексом предусматривается полная конвейеризация транспортирования угля от забоев пласта К-4 до поверхности. Уголь из очистного забоя лавы №1 забойным скребковым конвейером КСЮ 381.38Л, выдается на конвейерный штрек, на перегружатель скребковый ПС.281. Далее уголь транспортируется ленточными конвейерами 2ПТ-120 по конвейерному штреку до наклонного конвейерного ствола и по нему выдается на поверхность.

Для выбора ленточного конвейера, необходимого для выдачи отбитого угля произведем следующие расчеты. Расчеты выполнены в соответствии с требованиями ПБ и ПТЭ в угольной промышленности, «Основных положений по проектированию подземного транспорта для новых и действующих угольных шахт».

Учитывая, что максимальный грузопоток формируется из добычного забоя, производим расчет для очистного забоя.

Обязательным и основным требованием правильного выбора конвейера по техническому параметру «минутная приемная способность» является соблюдение условий:

г х QkПР> q1(max),

где: г - насыпная плотность транспортируемого конвейером груза, г = 1,06 т/м3;

Qкпр- минутная приёмная способность конвейера, Qкпр = 16,8 м3/мин;

q1(max)- максимальный минутный грузопоток, поступающий на конвейер, т/мин.

q1(max) = a х Z х Nком,

где: a - производительность забойного скребкового конвейера КСЮ 381.38Л, не более 16 т/мин;

Z - Расчётный коэффициент, учитывающий количество очистных забоев, Z = 1;

Nком - количество работающих комбайнов в очистных забоях, Nком= 1.

q1(max) = 16 х 1 х 1= 16 т/мин

17,8т/мин >16 т/мин

Эксплуатационную нагрузку конвейера определим по формуле:

Qэl = 60 х qK

где: q lmax - максимальный минутный грузопоток, т/мин.

Qэl = 60 х 16 = 960 т/час

1. Расчет скребкового конвейера 2СР-70М:

Основные данные:

Длина конвейера - 200 метров

Скорость скребковой цепи - 1,1 м/с

Вес цепей со скребками - 150 н/м

Площадь поперечного сечения груза на желобе конвейера - 0,32 м2

1. Определяем производительность конвейера

Qт = 3600***г*н = 3600*0,32*1*1,35*0,72 = 2500 т/ч

Где, г - плотность угля, т/м2

н = 0,65- коэффициент наполнения желоба.

2. Вес горной массы



3. Сопротивление движению груженой ветви конвейера

Принимаем коэффициент трения цепи и скребков по стальному желобу

f1 = 0,3; горной массы - по тому же желобу f = 0,7, тогда

Wr = (q+q0*f1)*L*cosв+(q+q0)*L*sinв, Н;

Wr = (4396*0,7+150*0,3)*200*cos3° +(4396+150)*200*sin3° = 441180 H.

4. Сопротивление движению порожней ветви конвейера

Wn = q0*L*(f*cosв-sinв)

Wn = 150*200*(0,7*cos4°-sin4°) = 18860 H.

Натяжение цепей конвейера

Наименьшее сопротивление S1=3000 Н.

S2 = S1+Wn = 3000+18860 = 21860 H;

S3 = k*S2 = 1,38*21860 = 30160 H;

S4 = S3+Wr = 30160+441180 = 471340 H.

Тяговое усиление на проводном валу конвейера

F0 = S4-S1 = 471340-3000 = 468340 H

Принимаем два привода с двигателем мощностью 250 кВт.

Таблица 9.1. Техническая характеристика конвейера 2 ПТ-120

№	Наименование основных параметров и размеров	2 ПТ-120
1	Приёмная способность м3/мин. Не более	16,8
2	Предельные углы установки	12
3	Скорость движения ленты, м/сек	2,5
4	Мощность приводов, кВт	3х200
5	Количество приводов	3
6	Тип ленты	1.2Ш1200-6-ТК-300-6-3.5-Г-1-РБ
7	Ширина ленты, мм	1200
8	Тип роликоопоры верхней и нижней ветви ленты	желобчатая
9	Угол наклона боковых роликов, град.	35
10	Диаметр ролика, мм	159
11	Диаметр приводного барабана, мм	820

Таблица 9.2. Перечень требуемого внутришахтного транспорта

№	Наименование оборудования	Тип, марка оборудования	Количество, шт	Фирма (завод-изготовитель)
Импортное оборудование
1.	Комбайн проходческий	25М3	1	DBT
2.	Самоходный бункер-питатель	7MFB 48	1	DBT
3.	Вагон самоходный	FBR-15	2	DBT
4.	Анкер-установщик	CHDDR	1	FLETCHER
Отечественное оборудование
5.	Вентиляторная установка местного проветривания	ВМЭ-8	2	ОАО «Вентпром»

9.2 Вспомогательный транспорт

9.2.1 Cамоходный вагон FBR-15 Ram-car

Продолжительность операций по транспортированию угля самоходным вагоном.

Выработка по которой перемещается вагон, состоит из прямолинейных и криволинейных участков с твердой и мягкой почвой, с мульдами и другими осложняющими факторами, например, движение задним ходом и др. Скорость движения вагона на этих участках различна. В этой связи продолжительность движения вагона между пунктами погрузки и разгрузки определяется выражением:

для груженого вагона

, мин

мин.

для порожнего вагона

, мин.

мин.

где =70,=20,=10 - длина участков, м;

=400, =70, =60 - скорость движения вагона на различных участках выработки, м/мин.;

=1,2 - коэффициент, учитывающий разницу в скорости движения вагона порожняком и с грузом.

Продолжительность операций по загрузке и выгрузке самоходного вагона.

Загрузка вагона горной массой осуществляется работающим по выемке комбайном.

, мин.

мин.

где =1,05- коэффициент, учитывающий дополнительные затраты времени, не совмещенные с выемкой

=15 - масса угля загружаемого в вагон, т

Выгрузка горной массы из вагона осуществляется толкателем вагона

, мин.

мин.

где = 40 т/мин -производительность разгрузки, т/мин.;

По технической характеристике самоходного вагона "DBT" FBR-15 Ram-car производительность разгрузки 15т за 22сек;

=0,9 - коэффициент готовности разгрузки вагона.

9.2.2 Анкероустановщик "FLETCHER CHDDR"

Длительность работ по креплению выработок .

Для анкерной крепи время закрепления одного метра выработки равно:

,мин

мин

где - затраты времени на установку 1 единицы крепи, мин;

= 0,84-число верхняков, устанавливаемых на 1 м выработки.

 ,мин.

мин.

где =2- затраты времени на подготовку анкероустановщика, мин.;

=2,2 - длина шпура под анкер, м;

=6 - средняя скорость бурения, м/мин.;

По технической характеристике анкероустановщика " FLETCHER CHDDR " скорость бурения регулируемая от 0 до 11 м/мин;

=5- число шпуров под анкера;

N=2- число бурильных установок, участвующих в процессе;

- затраты времени на установку анкеров, мин.

, мин.

мин.

где =2 - затраты времени на один анкер, мин.;

Шахта «Денисовская» является неопасной по газу метану, поэтому на весь срок службы шахты, как один из наиболее перспективных видов вспомогательного транспорта по доставке грузов и людей, был выбран напочвенный самоходный дизельный транспорт. Данный вид транспорта при увеличении длины транспортирования не требует наращивания рельсовых или монорельсовых путей.

Доставка оборудования и материалов будет производиться напочвенным колёсным транспортом со сменным оборудованием (ковш, погрузчик, лентоукладчик, кабелеукладчик, людская платформа, контейнеровоз, трейлер), фирмы «DBT». Доставка и передвижение людей по горным выработкам будет осуществляться грузопассажирскими шахтными машинами Driftrunner Personel Carrier фирмы «SMV» производства Австралии.

10. Вентиляция

10.1 Краткая характеристика шахты по газу, пыли, суфлярным выделениям метана, выбросам, горным ударам и самовозгоранию угля

Согласно данным геологического отчета пласт К4 почти целиком расположен в зоне газового выветривания и только на крайнем юге входит в метановую зону (2,8--4,0 мЗ/т). Глубина появления метановой зоны определена геологической организацией порядка 220 - 250 м от земной поверхности (горизонт + 440 м).

Горные работы I и III очередей строительства будут вестись в зоне газового выветривания на отметках от + 690 м на северо-западе до + 470 м на юго-востоке. Таким образом, на I и III очереди строительства участок подземных работ будет отнесён к неопасным по газу метану.

Горные работы II очереди будут производиться на отметках от + 600 м на северо-западе до + 415 м на юго-востоке, то есть очистные и подготовительные работы в этот период в юго-восточной части участка будут вестись в пределах метановой зоны.

В этот период участок подземных работ будет отнесён к I категории по газу.

С горизонта +600 м - глубина 200 м (II очередь) пласт отнесен к опасным по горным ударам.

Пласт К4 не опасен по выбросам угля, газа и породы.

Угольная пыль взрывчатая. Согласно Заключению ВостНИИ №25-16 от 12.03.99 уголь пласта К4 относится к несклонным к самовозгоранию.

Породы силикозоопасные. Естественная радиоактивность пород и угля низкая - не превышает фоновых значений.

Суфлярные выделения метана не ожидаются.

Исходные данные для расчёта параметров вентиляции шахты приняты (выход летучих, зольность, влажность и природная метанообильность) из геологического отчёта «Геология и запасы Денисовского каменноугольного месторождения» (отчет о геологоразведочных работах на Денисовском месторождении за 1977-82 г.г.), Южно-Якутская геологоразведочная экспедиция, 1982г.

10.2 Способ и схема проветривания участка подземных работ. Количество воздуха, подаваемого для проветривания горных выработок

На основании данных геологических отчетов рассчитаны газообильность, расход воздуха на очистные и подготовительные забои на пусковой комплекс I очереди строительства шахты.

Система проветривания шахты принята единая. Схема проветривания -центральная. Способ проветривания - нагнетательный.

Так как доставка материалов, оборудования и людей в шахте принята дизелевозами на пневмоходу, при выполнении проекта произведен расчет количества воздуха, необходимого для разбавления выхлопных газов.

Расчет количество воздуха, подаваемого для проветривания горных выработок.

Проветривание тупиковых участков выработок предусматривается осуществлять нагнетательным способом с помощью вентиляторов местного проветривания ВМЭ-8. Воздух подаётся в забой по вентиляционному трубопроводу Ш1000 мм. Контроль за количеством воздуха, подаваемого в забой, осуществляется аппаратурой АПТВ. Расчет необходимого количества воздуха представлен ниже.

Количество воздуха, необходимое для проветривания проходческого забоя рассчитывается по следующим критериям:

- по количеству людей;

- по выделению углекислого газа;

- по газам от выхлопов дизельных двигателей;

- по выносу пыли;

- по допустимой скорости движения воздуха.

Количество воздуха по числу людей, находящихся в забое определяется по следующему выражению:

Qn= nmax* Qr, м3/мин, (11.1.)

Qn= 10*7 = 70 м3/мин

где: Qr- расход воздуха, приходящийся на одного человека (Qr= 6 м3/мин);

nmax - максимальное возможное количество людей, одновременно находящихся в забое.

Количество воздуха по выделению углекислого газа для призабойного пространства определяется по формуле:

Qу..г. = 100 * Iз.п. / (С-Со), (11.2.)

Qу..г. = 100 * 0,25 / (0,5 - 0,1) = 63 м3/мин

где: Qу..г. - количество воздуха, которое необходимо подать в призабойное пространство подготовительной выработки, м3/мин.

Iз.п. - ожидаемое выделение СО2 на призабойном участке выработки, м3/мин.

С - допустимая концентрация газа в исходящей из подготовительной выработки струе, м3/мин.

Со - концентрация газа СО2 в струе воздуха, поступающего в подготовительную выработку.

Количество воздуха по выделению углекислого газа для проветривания всей подготовительной выработки определяется по формуле:

Qу..г. = 100 * Iп.* Кн.п./( С - Со), (11.3.)

Qу..г. = 100 * 0,25 * 1,1 / (0,5 - 0,1) = 69 м3/мин

где: Qу..г. - количество воздуха, необходимое для проветривания всей подготовительной выработки, м3/мин; Iп. - среднее ожидаемое газовыделение в подготовительной выработке, м3/мин; Кн.п. - коэффициент неравномерности газовыделения в подготовительной выработке.

Количество воздуха по газам от выхлопов дизельных двигателей:

Qдвс= Qдиз*Nдвс

Qдвс = 6,8*110 = 748 м3/мин

где: Qдиз - расход воздуха, приходящийся на 1 кВт мощности дизельного двигателя (Qдиз = 6,8 м3/мин);

Nдвс - суммарная мощность всех ДВС, кВт (расчет приводится с учетом нахождения в тупиковой выработке одной наиболее мощной машины).

Количество воздуха, необходимое для выноса пыли:

Qв.п = мин*S

Qв.п= 15*21,2 = 318 м3/мин

где: мин - минимальная скорость движения воздуха, необходимая для выноса пыли (мин=0,25 м/с=15 м/мин); S - площадь сечения выработки, по которой движется воздух (S = 21,2 м2).

Количество воздуха по допустимой скорости движения воздуха в призабойном пространстве подготовительной выработки:

Qс.д. = 20 * S * Vmin,

Qс.д. = 20*21,2*0,25 = 106 м3/мин

где: Vmin - минимально допустимая скорость движения воздуха в призабойном пространстве подготовительной выработки, м/с (зависимости от температуры воздуха);

S - площадь поперечного сечения призабойного пространства подготовительной выработки, принимается без учета сечения вентиляционного трубопровода и оборудования, м2.

Количество воздуха по средней скорости движения воздуха в выработке: Qс.д. = 60 * 21,2 * 0,25 = 320 м3/мин

Количество воздуха, необходимое для проветривания проходческого забоя Qзаб = 750 м3/мин.

Для подачи свежего воздуха в забой принимаем гибкий вентиляционный трубопровод диаметром 1000 мм.

При потерях воздуха в местах соединения звеньев трубопровода (на стыках) коэффициент потерь воздуха определяется по формуле:

Рпот = (1/3*k*d*L/m*vR + 1)2

где: d - диаметр трубопровода, м;

L - общая длина трубопровода, м;

m - длина звена трубы, м;

k - удельный стыковой коэффициент воздухопроницаемости условного трубопровода диаметром 1 м, который зависит от плотности трубы;

R - аэродинамическое сопротивление трубопровода, с поперечным сечением круг, определяется по формуле:

R = 6,5*б*L/d5

где: б - коэффициент аэродинамического сопротивления вентиляционного трубопровода;

R = 6,5*0,0004*500/15 = 1,14

Рпот = (1/3*0,001*1*500/20*v1,14 + 1)2 = 1,12

Дебит вентилятора определяется по формуле:

Qвмп = Рпот * Qзаб (11.9.)

Qвмп = 1,12*750 = 840 м3/мин

Депрессию вентилятора определим по паспортной характеристике.

Количество воздуха, поступающего к всасу ВМП (м3/мин) должно удовлетворять следующим условиям: Qвс > 1,3*Qвмп= 1,3*840 = 1092 м3/мин

Принимаем Qвс = 1100 м3/мин.

Проветривание подготовительных выработок будет производится вентилятором местного проветривания ВМЭ-8. Установленный вентилятор позволяет проветривать выработку протяженностью 1500 м.

Расчет выполнен в соответствии с формулой 2 «Технических требований по безопасной эксплуатации транспортных машин с дизельным приводом в угольных шахтах» (РД05-312-99).

Разбавление выхлопных газов при работе дизелевоза обеспечивается подачей не менее 7,0 мЗ/с свежего воздуха в выработки, по которым будет ходить дизелевоз, при применении одной машины EIMCO подача воздуха должна составлять 12,5 мЗ/с.

Проектом предусматривается организация бремсберговой схемы проветривания путем подачи свежего воздуха в шахту от нагнетательной вентиляторной установки по наклонному вентиляционному стволу в нижнюю точку шахты (для I очереди на гор.+620 м., для II очереди на гор.+530 м.). Далее свежий воздух по путевому наклонному стволу и путевым (вентиляционным) штрекам подается к потребителям.

Проветривание выемочного участка принято возвратноточным с нисходящим движением воздуха по лаве. Свежий воздух в лаву от путевого наклонного ствола подается по верхнему путевому штреку. Отработанная струя воздуха по конвейерному штреку выдается на наклонный конвейерный ствол и по нему на поверхность.

При возникновении аварийной ситуации (пожара) в лаве не предусматривается реверсия воздушной струи. Для обеспечения запасного выхода людей находящихся ниже пожара по ходу движения струи воздуха, и сокращения времени их движения в задымленной атмосфере предусматривается организация шлюзовых дверей между конвейерным штреком выемочного участка с исходящей струей воздуха и путевым штреком нижележащей лавы, по которому осуществляется подача свежего воздуха к комплексу временного водоотлива. Организация шлюзовых дверей в сбойках предусматривается через 500-1000 метров.

Проветривание комплекса промежуточного водоотлива осуществляется по следующей схеме. Свежий воздух с наклонного путевого стола по путевому штреку нижележащей лавы и фланговому путевому уклону подается в выработки промежуточного водоотлива, откуда по фланговому вентиляционному уклону и магистральному штреку выдается на наклонный конвейерный ствол в общешахтную исходящую струю воздуха.

Проветривание спаренных подготовительных забоев, находящихся в этот период в проходке (а также камер при доработке запасов камерно-столбовой системой разработки) предусматривается вентиляторами местного проветривания ВМЭ-8, устанавливаемыми на свежей струе воздуха. Свежий воздух к вентиляторам местного проветривания подается следующим образом.

К вентиляторам местного проветривания первого подготовительного забоя (конвейерный штрек лавы №2, путевой штрек лавы №3) свежий воздух подается с путевого наклонного ствола по путевому (вентиляционному) штреку лавы №3 до установленных там ВМП. Исходящая струя воздуха из забоя выдается по конвейерному штреку лавы №2 на наклонный конвейерный ствол.

К вентиляторам местного проветривания второго подготовительного забоя (углубка путевого и конвейерного наклонных стволов) свежий воздух подается со сбойки вентиляционного и путевого наклонных стволов вниз по путевому стволу до установленных там ВМП. Исходящая струя воздуха из забоя выдается по проводимому конвейерному стволу через трубчатый кроссинг на действующую часть наклонного конвейерного ствола.

Данные о потребителях воздуха приведены в таблице 11.1.

Таблица 10.1. Данные о потребителях

Требуемый расход, мЗ/с	Расчетный расход, мЗ/с	Обеспеченность, %	Наименование
13,70	20,80	151,8	Путевой ствол (подача к ВМП П3№2)
14,53	21,00	144,5	Вент, штрек лавы№3 (подача к ВМП П3№1)
12,75	12,90	101,2	Очистной забой

Технические характеристики вентиляторных установок приведены в таблицах 13.2 и 13.3, а аэродинамические характеристики на рисунках 27 и 28.

Расчетный расход воздуха- 147,7 мЗ/сек; компрессия - 170 мм. вод. ст.

При максимальном удалении горных работ расчетный расход воздуха составляет - 155,8 м3/сек; компрессия - 180 мм. вод. ст.

10.3 Дегазация

Ввиду отсутствия газа метана при отработке I и III очередей строительства и низкой газоносности пласта при отработке II очереди, а также больших породных междупластий дегазация разрабатываемого пласта и спутников не предусматривается.

10.4 Вентиляторная установка главного проветривания

Вентиляторная установка размещается у устья путевого ствола. Для отработки 1 лавы воздух в шахту подается по путевому стволу, в дальнейшем по вентканалу, сооружаемому на поверхности, воздух подается по вентиляционному стволу. Согласно п. 1.3 «Пособия по проектированию вентиляционных установок», при выборе вентиляторов необходимо предусмотреть резерв по подаче не менее 15% и давлению 10% , следовательно необходим выбор вентилятора с производительностью Q=155,8x1,15=179 м3/сек при депрессии шахтной сети Н=180x1,1=198 мм.вод. ст.

Таблица 10.2. Техническая характеристика ВМЭ-8

Показатели	ВМЭ-8
1	2
Номинальный диаметр вентиляционной трубы, мм	1000
Максимальная площадь сечения проветриваемой выработки, м2	20
Максимальная длина проветривания выработок при работе одного вентилятора, м	3500
Номинальный диаметр присоединительных патрубков, мм	1000
Производительность, м3/с	15
Максимальный полный КПД, %	77
Частота вращения, 1/мин	1500
Полное давление, Па	4200
Мощность электропривода, кВт	110
Масса комплекта, кг	2000
Габариты (ВхШ), мм	1300х1100

При требуемых параметрах вентиляционной сети наиболее оптимальным решением является одиночная работа вентилятора, т. е. строительство вентиляторной установки с двумя осевыми вентиляторами (1 рабочий + 1 резервный) типа ВОД-30 по традиционной классической схеме, обеспечивающий необходимый режим проветривания шахты по всем периодам эксплуатации с высоким КПД.

Таблица 10.3. Техническая характеристика осевого вентилятора ВОД-30

Показатели	ВМЭ-2-10
1	2
Дитаметр рабочего колеса, мм	3000
Подача, м3/с: - номинальная - в рабочей зоне	145 60-270
Давление, статистическое, МПа: - номинальное - в рабочей зоне	345 120-420
КПД максимальный	0,82
Мощность приводного электродвигателя, кВт	1200
Напряжение, В	6000/10000
Частота вращения, мин-1	600
Габаритные размеры вентилятора с диффузором, мм: - длина - ширина - высота	19100 4500 4550
Масса вентилятора без КСРП, без электрооборудования, кг	32000
Масса вентилятора с КСРП, с электрооборудованием, кг	56500

11. Электроснабжение

По надежности электроснабжения шахта «Денисовская» с обогатительной фабрикой имеют потребителей I категории - 25%, II категории - 20% и III категории - 55%.

Электроснабжение горнообогатительного комплекса намечается осуществить в два этапа: 1 этап - временное электроснабжение на период строительства предприятия, 2 этап - постоянное электроснабжение на период эксплуатации предприятия.

На 1 этапе с учетом существующей схемы электроснабжения предприятия на начало строительства приняты следующие технические решения:

1. Электроснабжение предусматривается выполнить на напряжении 6 кВ от ПС 110/6 кВ «Денисовская №52» на которой дополнительно к существующему трансформатору мощностью 10 мВА устанавливается второй трансформатор 10 мВА для питания потребителей I категории, выполняется заход второй цепи ВЛ-110 кВ «НГРЭС-ЧТЭЦ», оборудуется ячейка второго ввода 110 кВ и устанавливаются дополнительные ячейки РУ-6 кВ.

2. От ПС 110/6 кВ «Денисовская №52» предусматривается строительство временных ВЛ-6 кВ до площадки основных стволов и площадки фланговых стволов.

На 2 этапе для постоянного электроснабжения предприятия приняты следующие технические решения:

1. Электроснабжение намечается выполнить от вновь сооружаемой подстанции 110/6/6,3 кВ (2x16 мВА) «Дежневская», которая располагается в центре нагрузок на основной промплощадке шахты и включает в себя комплектное ОРУ-110 кВ, силовые трансформаторы 110/6/6,3 кВ, ЗРУ-6 и 6,3 кВ, совмещенное с ОПУ.

2. Питание подстанции 110/6/6,3 кВ «Дежневская» предусматривается двумя отпайками по 4,5 км от ВЛ-10 кВ «НГРЭС-ЧТЭЦ» (Л 114,115).

3. От РУ-6 кВ ПС 110/6/6,3 кВ «Дежневская» по кабельным линиям 6кВ запитываются подстанции 6/0,4 кВ основной промплощадки шахты.

4. Подземные потребители шахты запитываются от РУ-6,3 кВ ПС 110/6/6,3 кВ «Дежневская» по кабельным линиям.

5. Для питания флангового водоотлива предусматривается ПС 6/6,3 кВ с разделительными трансформаторами 2x4000 кВА, которая запитывается по двум ВЛ-6 кВ от ПС 110/6/63 кВ «Дежневская».

12. Охрана труда и окружающей среды. Правила безопасности в угольных шахтах

1. Настоящие Правила безопасности в угольных шахтах (далее Правила) разработаны в соответствии с Федеральным законом "О промышленной безопасности опасных производственных объектов" от 21.07.97 N 116-ФЗ (Собрание законодательства Российской Федерации, 1997, N 30, ст.3588) и Положением о Федеральном горном и промышленном надзоре России, утвержденным постановлением Правительства Российской Федерации от 3.12.2001 N 841 (Собрание законодательства Российской Федерации, 2001, N 50, ст.4742).

2. Правила распространяются на все организации, осуществляющие свою деятельность на угольных шахтах, независимо от их организационных правовых форм и форм собственности и обязательны для всех инженерно-технических работников, занимающихся проектированием, строительством и эксплуатацией угольных шахт, конструированием, изготовлением, монтажом, эксплуатацией и ремонтом технических устройств, надзорных и контролирующих органов, аварийно-спасательных служб, а также лиц сторонних организаций, чья работа связана с посещением шахт.

3. Рабочие и служащие обязаны соблюдать инструкции по охране труда, разработанные на основании требований настоящих Правил и устанавливающие правила выполнения работ, безопасной эксплуатации оборудования и поведения в горных выработках, производственных помещениях и на строительных площадках шахты.

4. Шахта является опасным производственным объектом и подлежит регистрации в государственном реестре опасных производственных объектов в порядке, предусмотренном "ее о регистрации объектов в государственном реестре опасных производственных объектов и ведении государственного реестра", утвержденным постановлением Госгортехнадзора России от 03.06.1999 N 39, зарегистрированным Минюстом России 05.07.1999 N 1822.

5. Организации, выполняющие виды деятельности, для осуществления которых требуются лицензия, оформляют ее в порядке, установленном законодательством Российской Федерации.

6. Одним из обязательных условий принятия решения о начале строительства, расширения, реконструкции, технического перевооружения, консервации и ликвидации шахты является наличие положительного заключения экспертизы промышленной безопасности проектной документации, утвержденного Госгортехнадзором России или его территориальным органом.

7. Отклонения от проектной документации не допускаются. Изменения, вносимые в проектную документацию, подлежат экспертизе промышленной безопасности в установленном Госгортехнадзором России порядке.

8. На действующих шахтах прием в эксплуатацию опасных производственных объектов, а также при внедрении новой технологии и технических устройств, производится комиссией в установленном на шахте порядке.

В процессе приемки в эксплуатацию опасного производственного объекта, а также при внедрении новых технологий и технических устройств проверяются их соответствие проектной документации, готовность шахты к эксплуатации опасного производственного объекта, внедрению новой технологии или технических устройств и к действиям по локализации и ликвидации последствий аварийных ситуаций.

9. На шахте должны быть разработаны и утверждены ее владельцами положения о системе управления охраной труда и промышленной безопасностью, а также о нарядной системе допуска работников эксплуатирующих организаций к производству горных работ.

10. Организации, занятые подземной разработкой полезных ископаемых, обязаны организовать и осуществлять производственный контроль за соблюдением требований промышленной безопасности, являющийся составной частью системы управления промышленной безопасности, в соответствии с требованиями "Правил организации и осуществления производственного контроля за соблюдением требований промышленной безопасности на опасном производственном объекте", утвержденных постановлением Правительства Российской Федерации от 10.03.99 N 263 (Собрание законодательства Российской Федерации. 1999. N 11. Ст.1305).

Ответственность за организацию и осуществление производственного контроля несет владелец эксплуатирующей организации и лица, на которых возложены такие обязанности в соответствии с законодательством Российской Федерации.