Расширение филиала "Шахта "Осинниковская" за счет ввода в отработку запасов филиала "Шахта "Тайжина"

АННОТАЦИЯ
Расширение филиала «Шахта«Осинниковская» за счет ввода в отработку запасов филиала «Шахта «Тайжина».Дипломный проект по специальности «Подземная разработка полезных ископаемых»(090200).- Новокузнецк, 2005.- 159с. Табл. 48, 30 источников, чертежей 10листов.
Разработан проектреконструкции шахты «Осинниковская». В качестве основного мероприятияреконструкции предлагается расширение шахты «Осинниковская», за счет ввода вотработку запасов шахты «Тайжина», то есть вскрытие и подготовка шахтного поляшахты «Тайжина» со стороны шахты «Осинниковская» и транспортировка горной массыиз очистных и подготовительных забоев на технологическую цепь шахты«Осинниковская». В результате расширения перед объединенной шахтой открылисьновые перспективы: сокращение протяженности поддерживаемых горных выработок нашахтах «Осинниковская» и «Тайжина»; возможность улучшения проветривания шахты,т.к. для проветривания IIрайона было задействовано дополнительно вентиляторные установки шахты«Осинниковская».
Исполнитель

ANNOTATION
The Expansionof the branch «Mine „Osinnikovskaya“ to account of the enteringin отработку spare branch „Mine“Tayzhina». The Degree project on professions «Undergrounddevelopment useful fossilized» (090200).- Novokuzneck, 2005.- 125с. Indicator panel. 48, 30 sources,drawings 10 sheets.
The Designedproject to reconstructions of the mine «Osinnikovskaya». As mainaction to reconstructions is offered expansion of the mine«Osinnikovskaya», to account of the entering in отработку spare mines «Tayzhina»that is to say opening and preparing the mine field of the mine«Tayzhina» on the part of mines «Osinnikovskaya» andtransportation of the mountain mass from очистных and starting-up забоев on technological chain of the mine«Osinnikovskaya». As a result of expansions before united by minewere opened new prospects :reduction to extent supported mountain productionson mine «Osinnikovskaya» and «Tayzhina»; the possibility ofthe improvement of the ventulation of the mine since for ventulation II regionwas used in addition ventulation of the installing the mine«Osinnikovskaya».
The Performer

УСЛОВНЫЕ ОБОЗНАЧЕНИЯ
чел. – человек
см. – смена
рез. – резерв
мин. – минута
в/п – верхняя пачка
н/п – нижняя пачка
расч. – расчет
к.з. – короткое замыкание
шт. – штук
ед. – единица
млн. – миллион
тыс. – тысяча
п.м. – погонный метр
гор. – горизонт
сут. – сутки
руб. – рублей
ППП –промышленно-производственный персонал
пут. — путевой
конв. – конвейерный
вент. – вентиляционный

СОДЕРЖАНИЕ
Введение
1. Общая часть
1.1 Характеристика филиала шахта «Осинниковская»
1.2 Обоснование необходимости расширения шахты и выборгеологического участка
2. Общая характеристика района, месторождения и шахтного поля
2.1 Горно-геологическая характеристика месторождения ишахтного поля
2.2 Геологическое строение
2.3 Тектоника
2.4 Качественная и количественная характеристика угольныхпластов
3. Технологическая часть
3.1 Выбор вариантов вскрытия и подготовки геологическогоучастка
3.1.1 Выбор оптимального варианта
3.2 Проведение и крепление подготовительных выработок
3.2.1 Расчет анкерной крепи
3.2.2 Способ и средства проведения выработки
3.2.3 Выемка горной массы и расчет производительностикомбайна
3.2.4 Транспорт горной массы. Вспомогательные процессы
3.2.5 Проветривание горных выработок при проходке
3.2.6 Расчет комплексной нормы выработки и расценки
3.2.7 Организация работ проходческого цикла
3.2.8 Расчет графика цикличной организации работ
3.2.9 Меры безопасности при работе в подготовительном забое
3.3 Выемка угля, крепление и управление кровлей в очистномзабое
3.3.1Горно-геологическаяхарактеристикапластаЕ-5 вмещающих породвлаве
3.3.2 Выбор системы разработки
3.3.3 Вскрытие и подготовка выемочного участка
3.3.4 Обоснование и выбор средств механизации очистных работ
3.3.4.1 Выбор типа и типоразмера механизированной крепи
3.3.4.2 Проверка крепи по проходному сечению
3.3.4.3 Выбор крепи сопряжения
3.3.4.4 Выбор типа выемочного комбайна и забойного конвейера
3.3.5 Определение длины очистного забоя, проверка по факторупроветривания
3.3.6 Нагрузка на очистной забой
3.3.7 Трудоемкость работ, численность рабочих ипроизводительность труда
3.3.7.1 Комплексная норма выработки и расценка
3.3.8 Мероприятия по охране труда и безопасности работ
3.4 Вентиляция
3.4.1 Расчет количества воздуха необходимого дляпроветривания проектируемого участка
3.4.1.1 Расчет количества воздуха для проветриваниявыемочного участка
3.4.1.2 Расход воздуха для проветривания одиночных тупиковыхвыработок
3.4.1.3 Расчет количества воздуха для поддерживаемыхвыработок
3.4.1.4 Утечки воздуха через вентиляционные сооружения
3.4.1.5 Расчет депрессии шахты
3.4.1.6 Выбор вентилятора главного проветривания
3.5 Водоотлив
3.6 Подъем
3.7 Электроснабжение, автоматизация
3.7.1 Автоматизация
3.7.2 Расчет электроснабжения
3.7.2.1 Расчет осветительной сети
3.7.2.2 Выбор передвижной участковой подстанции УПП№ 1
3.7.2.3 Выбор передвижной участковой подстанции УПП №2
3.7.2.4 Выбор силового трансформатора УПП № 201(В) дляпитания перегружателя, дробилки, лебедок
3.7.2.5 Выбор силового трансформатора УПП № 201 для питанияленточного конвейера
3.7.3 Меры безопасности
4. Охрана труда и промышленная безопасность
4.1 Противопожарная защита
4.2 Пылевзрывозащитные мероприятия
4.3 Средства индивидуальной защиты
4.4 Запасные выхода
4.5 Экология
5. Экономическая часть
5.1 Выбор и обоснование организационно-правовой формы
5.2 Выбор и обоснование производственной структурыпредприятия
5.3 Выбор режима работы шахты, участка, рабочих
5.4 Расчет себестоимости добычи 1т угля по участку
5.4.1 Расчет себестоимости по элементу «Материальные затраты»
5.4.1.1 Расчет затрат на материалы
5.4.1.2 Расчет затрат на электроэнергию
5.4.2 Расчет затрат по элементу «Затраты на оплату труда»
5.4.2.1 Расчет заработной платы работников очистного участка
5.4.2.2 Расчет заработной платы работников проходческогоучастка
5.4.3 Расчет затрат по элементу «Отчисления на социальныенужды»
5.4.4 Расчет затрат по элементу «Амортизация основных фондов»
5.4.5 Участковая себестоимость
5.4.6 Сравнение плановой и проектной величины участковойсебестоимости
6. Специальная часть
6.1 Анализ основных технологических звеньев шахты
6.2 Анализ существующей технологической схемывспомогательного транспорта
6.3 Анализ новых существующих схем и средствтранспортирования вспомогательных грузов
6.4 Выбор и обоснование технологической схемывспомогательного транспорта
6.5 Общие сведения
6.6 Тип, технические параметры подвесных локомотивов
6.7 Краткое описание конструкции и техническая характеристикаосновных элементов подвесной подземной дороги ДП-155
6.8 Пункт обслуживания локомотивов
6.9 Расчет массы перевозимого груза
6.10 Расчет количества воздуха для разбавления выхлопныхгазов в пунктах технического обслуживания локомотивов
6.11 Оборудование пунктов обслуживания локомотивов, местперегрузки грузов, мест посадки и схода людей
6.11.1 Оборудование временной стоянки дизелевозов
6.11.2 Оборудование мест посадки (схода) людей
6.12 Меры безопасности при эксплуатации монорельсовой дорогии локомотивов
6.13 Определение количествадизелевозов
Заключение
Список использованных источников

ВВЕДЕНИЕ
Угольнаяпромышленность является одной из самых ведущих отраслей промышленности России.Перспективы развития народного хозяйства показывают, что уголь остаётся однимиз основных видов топлива. Развитие угольной промышленности осуществляется внепрерывном взаимодействии с другими отраслями народного хозяйства,предприятий, которые всегда связаны множеством производственных исоциально-экономических связей с другими предприятиями угледобывающего районабассейна.
Большое значение длятопливно-энергетического комплекса имеет добыча угля, преобладающая частькоторой приходится пока на подземный способ.
Основными направлениямиэкономического и социального развития России на данное время предусматриваетсядальнейшее развитие этого способа добычи угля, тем более, что в силуособенностей угольных месторождений самые ценные угли (угли идущие накоксование и антрациты) добываются практически только подземным способом. Поэтому совершенствование технологий подземной добычи угля, обеспечивающейвысокую эффективность выемки угля, рациональное использование запасов ибезопасность работ, придаётся первостепенное значение. По этому закономерно,что в проектировании развития угольной промышленности намечается и ужереализуется правильный подход к согласованию основных проектных работ –генеральная схема развития угольной промышленности, технико-экономическоестроительство шахт, так и основных проектных решений.
Технический прогресс вугольной промышленности при подземном способе добычи угля осуществляется наоснове широкого внедрения прогрессивной технологии и расширения комплексноймеханизации очистных и подготовительных работ. Однако, переход на использованиеновой техники и повышение эффективности труда может быть достигнуто только втех случаях, когда существующие на шахте способы вскрытия и подготовки шахтногополя, системы разработки пластов, способны обеспечить благоприятные условия длясовременного воспроизводства подготовительных запасов угля, надземную работутранспорта, эффективное проветривание горных выработок, а так же проведениемероприятий по борьбе с неблагоприятными факторами.

1. ОБЩАЯ ЧАСТЬ1.1 Характеристика филиалашахта «Осинниковская»
Таблица №1-Характеристикашахты
Расчет количества воздуха по шахте, м³/мин
обособленное проветривание 19020
Расчет количества воздуха по шахте, м³/мин
последовательное проветривание –
Фактическое количество воздуха, выдаваемое
вентиляторами, м³/мин 31125 Количество воздуха поступающего в шахту, м³/мин 30090 Клетевой ствол I района 13270 Новый клетевой ствол I района 7800 Скиповой ствол №1 I района 780 Скиповой ствол № 2 I района 730 Клетевой ствол II района 7250 Скиповой ствол II района 260 Опасность по пыли опасная Опасность по внезапным выбросам угля, породы, газа опасная (К-2, К-1) Опасность по горным ударам опасная (Е-6, Е-4) Опасность по суфлярным выделения опасная (К-4, К-3, К-1в/п, П-2) Склонность углей к самовозгоранию не склонны Способ проветривания всасывающий Схема проветривания комбинированная Система проветривания единая Глубина разработки, м 500-800 Протяженность горных выработок, м 116000м Дефектные выработки, % 2,5% (2900м)
Абсолютное газовыделение, куб.м/мин
метана
углекислого газа
2004г.
112.8
32.7
Относительное газовыделение, куб.м/т
метана
углекислого газа
55.1
15.1 Среднедействующее количество очистных выработок 2 Среднедействующее количество тупиковых выработок 7 Трудность проветривания шахты, квт с/м3 6,9 кВт с/м² (труднопров-я)
Утечки воздуха, м/мин
внешние расч./факт. 4160/4300
1.2 Обоснованиенеобходимости расширения шахты и выбор геологического участка
Шахта «Осинниковская быласдана в эксплуатацию в 1999 году на горном отводе ликвидируемой шахты«Капитальная». Последняя реконструкция шахты была закончена в 1988 году и послеее осуществления начиная с 1989 года происходило постоянное снижение объемовпроизводства. Для стабилизации финансово-экономического положения шахтынеобходимо провести новую реконструкцию связанную со строительством горизонта-360м, эта реконструкция не завершена, что не позволяет подготовить запасы 1блока к отработке.
В это же время шахта«Тайжина», созданная на горном отводе ликвидируемой шахты «Высокая»,подготовила к отработке запасы пласта Е-5 в 1 блоке в пределах своего горногоотвода, граничащего с горным отводом шахты «Осинниковская» и успешно ихотрабатывала. Планировалось вести отработку наиболее продуктивного пласта Е-5 влавах с запасами до 1млн. тонн и длиной выемочного столба до 1400метров.
Успешная работа шахты«Тайжина» позволяет рассмотреть вопрос о подготовке и отработке всего 1 блокасовместно, что позволит подготавливать выемочные столбы длиной до 4000 метров и с запасами угля в лаве до 3-3,5 млн. тонн и работать лаву без перемонтажа комплекса.

2. ОБЩАЯХАРАКТЕРИСТИКА РАЙОНА, МЕСТОРОЖДЕНИЯ И ШАХТНОГО ПОЛЯ
 
2.1Горно-геологическая характеристика месторождения и шахтного поля
Шахта « Осинниковская» находится на юге Кузбасса в чертегорода Осинники Кемеровской области РФ и по производственному принципу входит всостав ЗАО ОУК «Южкузбассуголь». Поле шахты «Осинниковская» занимает юго-западнуючасть угленосной площади Осиновского геолого-экономического района Кузбасса, нагорном отводе бывшей шахты «Капитальная», которая сдана в эксплуатацию в 1938году. В настоящее время шахта «Капитальная» находится в стадии ликвидации и воисполнении принятых решений на уровне правительства РФ и администрацииКемеровской области на базе выделения из состава ликвидируемой шахты «здоровогоядра», была образована шахта «Осинниковская».
Горный отвод шахты «Осинниковская» занимает центральную частьликвидируемой шахты «Капитальная». Границы:
¾ на юге – выходпласта П-1 под юрские отложения;
¾ на юго-западеграницы целика под главный квершлаг от выхода пласта П1 под юрские отложения,далее от целика – вертикальная плоскость по границе отработки пласта К-1н.п. доцелика под промплощадку;
¾ на северо-западе– вертикальная плоскость по границе отработки пласта К1н.п. от целика подпромплощадку, включая ствол «Черная Тайжина»;
¾ на северо-востоке– вертикальная плоскость по границе с шахтой «Тайжина»;
¾ на востоке –вертикальная плоскость по XI-V р.л.
Нижняя граница проходит по пласту К1н.п. на гор.-600м.
Размеры шахтного поля составляют: по простиранию – от 3,2 до 6,2 км, вкрест простирания от 1,0 до 5,5 км. Площадь шахтного поля составляет 23,6 км2.
В пределах шахтного поля различают три водоносных горизонтачетвертичные отложения; конгломератовая свита Юрского возраста и угленосныеотложения Ильинской подсерии. Четвертичные отложения подразделяются на два типадемовиальные и аллювиальные. Юрские отложения, перекрывающие угленосные отложенияпредставлены тремя горизонтами конгломератов, разделяемых пачками песчано-глинистыхпород. Наиболее обводненными являются верхний и средний горизонт. Угленосныеотложения Ильинской подсерии в целом характеризуются весьма незначительнойобводненностью. Повышенная обводненность наблюдается под долинами речек и логови в местах тектонических нарушений.
2.2 Геологическое строение
Продуктивные угленосные отложения Осинниковскогоместорождения относятся к Кольчугинской серии пермского возраста. Осадки этой серииподразделяются на Ильинскую и Ерунаковскую подсерии. Ильинская подсерия делитсяна две свиты: Казанково — Маркинскую и Ускатскую.
Казанково – Маркинская не содержит пластов угля рабочеймощности.
Ускатская – содержит всю продуктивную толщу от почвы пласта П1 до контакта с юрскими отложениями. Общая мощность свиты составляет 520 – 650 метров. В свите залегает 40 – 45 пластов угля, 23 пласта из которых имеют рабочую мощность.
Ускатская свита подразделяется на 3 толщи: Полкаштинскую;Кандалепскую; Елбанскую. Вмещающие породы представлены переслаиваниемпесчаников, аргеллитов и алевролитов.
Основным структурным элементом Осиновского района являетсяявляется крупная синклинальная складка – Шелканская синклиналь. В пределахшахтного поля синклиналь развита крупными дизьюктивами «В» и «Г» вблизи осисинклинали. Амплитуда вертикального перемещения пластов достигает 200 метров.
 
2.3 Тектоника
Основным структурным элементом Осиновского района являетсякрупная синклинальная складка – Шелканская синклиналь. В пределах шахтного полясинклиналь разбита крупными дизъюктивитами «В» и «Г» вблизи оси складки.Амплитуда вертикального перемещения пластов достигает 200 метров, мощность зоны смятых пород составляет от 10 до 100 метров.
Южный замок Шелканской синклинали в висячем крыле взброса «В»называется Полкаштинской синклиналью. Складчатый сдвиг «Г» поражает западное ивосточное крыло центральной части Шелканской синклинали, не спускается нижегоризонта – 40 метров. В районе разведочных линий II южного квершлага и VII – VIII имеются апофизные нарушениядизъюнктива ( «Г – Га», «Г1», «1», «2», «Гб»), которые создают зонутектонического разлома мощностью около 100 метров. Восточное крыло Шелканской синклинали имеет падение 10 — 300и разбитонесколькими нарушениями. Из них наибольшую амплитуду вертикального смещения (10 метров) имеет взброс «Н», прослеживающийся по всем разведочным линиям.
В лежачем крыле нарушения «Н» северо-восточнее разведочнойлинии VII – III имеется семь дизъюнктивных нарушений средне амплитудывзбросового характера. Все нарушения ориентированны с юга на север и падают назапад под углом 30 – 600.
Западное крыло Шелканской синклинали более сложное. Севернее V р.л. оно осложняется довольно резковыраженной ассиметричной складкой – главным антиклиналом. Восточное крыло его крутое,западное более пологое и в районе IX р.л. проявляется в виде слабой волнистости.
К северу от р.л. II Южного квершлага до IXр.л. прослеживается дизъюнктив «А». он поражает западное и восточное крылья Елбанскойсинклинали, имеет складчатый характер и рвет пласты Кандалепской и Елбанскойтолщи. Нарушение имеет складчатый характер, прослеживается на протяжении 2 км и не опускается ниже гор. +140м.
Севернее VIIб –VIII р.л. западное крыло Шелканскойсинклинали осложнено Елбанской антиклиналью. Наряду с вышеописанными крупныминарушениями имеется еще ряд мелких нарушений с небольшой амплитудой и малойпротяженностью.
2.4 Качественная и количественная характеристика угольныхпластов
Угли пластов, относятся к коксующимся маркам «Ж» и «КЖ» ихарактеризуются выходом летучих веществ 29-8,6 – 33,6 %. Угли пластовотносятся к легкой и средней категории обогатимости.
Таблица № 2 — Качественные показатели углейПласт Марка Мощность Влажность,W% Зольность чуп.Ачуп,% Зольность пластовая, Апл % Выход летучих в-в, V% Толщина пластометрического слоя, у мм Содержание серы S,% Содержание фосфора P,% Теплота сгорания Низшая ккал/кг Высшая ккал/кг 1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 11 12 Е-6 Ж 1,3-1,65 4,7 7,7 10,7 33,6 28 0,41 0,012 7184 8550 Е-5 Ж 2,5-3,2 5,1 9,2 27,9 27,9 27 0,48 0,04 7088 8480 Е-4 Ж 1,1-1,60 4,9 – 7,1 31,7 32 0,45 0,054 7327 8620 Е-1 Ж 1,45-1,7 4,8 7,7 21,0 30,9 30 0,44 0,013 7279 8680 К-5 Ж 1,4-1,55 5,1 7,8 11,8 30,4 30 0,51 0,006 7112 8640 К-4 Ж 1,0-1,55 4,9 8,9 16,2 30,2 29 0,39 – 7017 8530 К-3 КЖ 0,86-1,45 4,3 9,0 14,2 29,8 28 1,02 – 6850 8570
К-1
в/п КЖ 1,3-1,9 3,8 8,4 18,6 28,6 30 0,65 – 6969 8500

3. ТЕХНОЛОГИЧЕСКАЯЧАСТЬ
 
3.1 Выбор вариантов вскрытияи подготовки геологического участка
Для вскрытия и подготовкигеологического участка шахты «Тайжина» проектом предлагается:
1 вариант
Пройти наклонныеквершлага №6 и 7 до гор. -360м, углубить уклоны №66, 68 и 74, пройти споверхности вентиляционный ствол №1 до гор. -360м, проведение третьего осевогоквершлага, проведение главного гезенка.
Таблица №3- Расчет затратпо 1 вариантуНаименование затрат Длина, м Sсв., м2 Тип крепи
Стоимость
1п.м., руб
Общая стоимость
тыс.руб. Проходка вентиляционного ствола №1 888 113,5 бетон 23950 21267600 Выработки ОСД гор. -360м 150 16.4 бетон 16750 2512500 Наклонный квершлаг №6 450 17,4 метал. 13830 6223500 Наклонный квершлаг №7 700 17,4 метал. 13830 9681000 Уклоны №66 1000 19,2 метал. 14425 14425000 Уклоны №68 1000 19,2 метал. 14425 14425000 Уклоны №74 1100 19,2 метал. 14425 15867500 Осевой квершлаг №3 2000 16,4 бетон 16750 33500000 Главный гезенк 44 42,3 бетон 17430 766920 Неучтенные – – – – 11856444 Итого по варианту – – – – 130420884
2 вариант
Проходка магистральногоконвейерного штрека Е1, пром. квершлага Е1-Е5, конвейерный уклон Е-5, уклон№68пут., проведение главного гезенка.

Таблица № 4 – Расчетзатрат по 2 варианту Наименование затрат Длина, м Sсв., м2 Тип крепи
Стоимость
1п.м., руб
Общая стоимость
тыс.руб. Магистральный конвейерный штрек 880 19,2 метал. 14425 12694000 Пром. квершлаг 420 19,2 метал. 14425 6058500 Конвейерный уклон 320 19,2 метал. 14425 461600014136500 Путевой уклон 980 19,2 метал. 14425 14136500 Главный гезенк 44 42,3 бетон 17430 766920 Неучтенные 10% – – – – 382719 Итого по варианту – – – – 42099112
3.1.1 Выбороптимального варианта
Исходя из сравнительногоанализа приведенного ранее наиболее экономичным, является второй вариант:
Вскрытие гор. -360мпластовыми выработками по пластам Е-1 и Е-5.
Подготовка шахтного поля– проведением по пласту Е-5 путевого и конвейерного уклонов.
3.2 Проведение икрепление подготовительных выработок
Назначение игорно-геологические условия проведения выработки
Конвейерный штрек лавыпроводится по пласту Е-5 со следующими горно-геологическими условиями: мощностьпласта 3.0 м, угол падения до 60, объемный вес угля 1,34 т/м3,при крепости 1. коэффициент крепости пород кровли 3-4, состоящие из алевролитови песчаников. Почва пласта представлена алевролитом крепостью 3-4.
Глубина выработки отповерхности 775 м, длина выработки составляет 3670м.
Выработка предназначенадля транспортировки горной массы ленточным конвейером типа ПТ 120, доставкиразличных материалов, передвижения людей и подачи свежего воздуха в очистнойзабой. Исходя из расчетов ранее проводимых выработок по этому пласту, выбираемформу поперечного сечения выработки — прямоугольная, тип крени – анкерная.
Согласно «Правилбезопасности в угольных шахтах» для конвейерных штреков сечение должносоставлять не менее 4,5м2
Определяется количествовоздуха, которое должно проходить в период ее эксплуатации:
/>, м3/мин, (1)
где Асут –суточная добыча угля, т/сут;
qСН4 – относительное газовыделение, м3/т
/>=106.6 м3/мин,
По максимальнойдопустимой скорости движения воздуха определяется минимальное сечениевыработки:
/> (2)
/>,
Принимаем выработку:
— площадь сечениявыработки в свету – 14,88 м2;
— высота выработки всвету — 3.1 м;
— ширина выработки всвету- 4,8 м.
3.2.1 Расчет анкернойкрепи
Анкерную крепь следуетрассматривать, как средство упрочнения и повышения устойчивости пород вокругвыработки. Основными параметрами такой крепи является длина анкера, несущаяспособность стержня и замка, расстояние между анкерами.
Длина анкеров выбираетсяс учетом формы выработки, принятой ранее, возможного обрушения или отслоенияпород в зависимости от запаса прочности пород кровли и боков выработки:
lан =lв +l1+l2+l3, м, (3)
где lв – высота зоны возможного вывала или отслоения пород,м;
l1 0– величина заглубления анкера в устойчивую зонумассива, l1 =,3-0,4 м;
l2 – длина выступающей из шпура части анкера, зависящаяот толщины опорно-поддерживающего элемента, м;
l3 – длина свободного выступа стержня анкера и гайки, l3=0,05м.
Высота возможного вывалаили отслоения пород выработки:
/>, м, (4)
где а – полупролетвыработки, м;
с – глубина возможногоотжима угля или породы в бока выработки, м;
fк – коэффициент крепости пород в кровле выработки.
/>, м, (5)
где kсж – коэффициент концентрации сжимающихнапряжений;
γ – плотность пород,залегающих над выработкой до поверхности, т/м3;
h – высота выработки вчерне, м;
r – коэффициент зависящий от размеровпризмы сползания пород в боках выработки.
/>2.45 м; (6)
/>=1.84м,
lан =1.84+0.4+0.1+0.05=2,39 м.
Принимаем длину анкераравную lан =2,40м.
Расчет нагрузки наанкерную крепь со стороны кровли Qкр и боков выработки Qб:
/>, т/м2, (7)
где ά – угол наклонапроводимой выработки, град.
/>, т/м2. (8)
где hв – высота выработки в проходке, м.
/>=4.72 т/м2;
/>=7.52 т/м2.
Несущая способность Рани прочность закрепления анкеров типа ШК и типа АСП:

/>, (9)
/>=6.67,
/>=9.4; (10)
Плотность установки, т.еколичество штанг на 1м2 кровли и боков выработки:
/>; (11)
/> (12)
где kзап – коэффициент запаса, kзап =1,5-2,0
/>=0.75;
/>=1.69;
Расстояние междуанкерами:
/>=/>=1.15, (13)
/>=/>=0.82. (14)
Принимаем 5 анкеров покровле типа АСП длиной 2,4м с шагом крепи через 1метр, в боках 4 анкера типаШК-1М длиной 1,6м.

3.2.2 Способ исредства проведения выработки
На основаниигорно-геологических данных по пласту Е-5 наиболее подходящим для выемки гонноймассы является комбайновый способ. Для принятого сечения штрека, для отбойки ипогрузки горной массы применяем проходческий комбайн П 110-01. Транспортировкагорной массы из забоя производится при помощи ленточных конвейеров ПТ-120.
Для погрузки горной массына конвейер применяем перегружатель типа ППЛ-800. Для бурения шпуров под анкераприменяем буровую установку типа «WОMBAT».
Таблица № 5 — Техническаяхарактеристика комбайна П 110-01Наименование параметра Значение Площадь сечении выработки в свету, м2 7-25 Угол наклона выработки, град ±18 Коэффициент крепости пород 10 Мощность электродвигателя рабочего органа, кВт 190 Скорость передвижения, м/мин. 6 Масса, т 36
Норматив месячнойскорости проведения штреков комбайновым способом, по углю при сечении 15 м2, составляет 200 м в месяц. Подвигание за цикл определяется устойчивостью породкровли то есть, величиной допустимого обнажения их. Устойчивость алевролита скрепостью />=4– средняя, допускающая обнажение 5-10 м2. При ширине выработки в проходке 5 м, допустимое подвигание за цикл составит 1 м. Исходя из необходимого месячного подвигания и подвигания за цикл, принимаем 9 циклов в сутки.
3.2.3 Выемка горноймассы и расчет производительности комбайна
Проходческий циклначинается с разрушения породы исполнительным органом комбайна. Вращающуюсярежущую коронку внедряют в забой путем подачи комбайна или телескопическойстрелы рабочего органа комбайна. Глубина внедрения коронки в массив зависит открепости пород. Схема обработки забоя коронкой зависит от многих факторов.Главное направление резания может быть в зависимости от напластования пород взабое.
Определение техническойпроизводительности комбайна:
/>, (15)
где, а, в, c, d – коэффициенты;
f – коэффициент крепости пород
fср =fу*(1-kп)+fп* kп, (16)
где, fу – коэффициент крепости угля;
fп — коэффициент крепости породы;
kп – коэффициент присечки.
fср =1*(1-0.06)+4*0.06=1.18,
/> =/>=0.27.
Эксплуатационнаяпроизводительность проходческого комбайна
Рэкс=/>*kэ, (17)
где kэ — коэффициент непрерывной работы комбайна;
Рэкс=0.27*0.5=0,135.
3.2.4 Транспорт горноймассы. Вспомогательные процессы
Из забоя горная масса припомощи комбайна грузится на ленточный перегружатель ППЛ-800, далее на ленточныйконвейер ПТ-120. По ленточным конвейерам горная масса поступает в гезенк. Из гезенкагорная масса грузится на ленточный конвейер и транспортируется в разгрузочныеямы скипового ствола и далее на поверхность.
Доставка материалов иоборудования осуществляется с помощью монорельсовой дороги с локомотивнойтягой.
3.2.5 Проветриваниегорных выработок при проходке
Расчет проветриваниявыработки и выбор вентилятора местного проветривания произведен в разделе«Вентиляция шахты»
3.2.6 Расчеткомплексной нормы выработки и расценки
Объемы работ по каждому процессуопределяем расчетным путем на основании паспорта крепления выработки.
Предполагается следующеевыполнение процессов:
1) пропитка угля вмассиве V=2 шпура;
2) проведение выработки V=1 м;
3) крепление выработки:
а) бурение шпуров поданкера V=12 м;
б) установка анкеров V=5 шт.
4) перетяжка бортов:
а) бурение шпуров V=16 м;
б) установка анкеров V=10 шт.;
5) наращивание вент. трубV=1 м;
6) наращивание ПОТ V=1 м;
7) наращивание труб.сжатого воздуха V=1 м;
8) монтаж монорельсовогопути V=1 м;
9) наращивание ленточногоконвейера V=2 м.
Комплексная норма – этонорма, установленная расчетным путем для конкретных условий, она охватывает всепроцессы проходческого цикла выполняемые в забое и измеряется в единицахизмерения конкретной продукции на одного человека на смену.
Трудоемкость процессаопределяется затратами рабочего времени необходимого для его выполнения.
/>, чел./см. (18)
где, V- объем работ по какому-либопроцессу;
Нвыр-установленная норма выработки для данного процесса.
Таблица№ 6 – Расчеткомплексной нормы выработки и расценкиНаименование работ Ед. изм Норма выработки Объем работ на цикл Трудоемкость работ Тарифн. ставка Стоим. работ, руб. Пропитка угля в массиве шп. 23 1 0.09 200.664 18.06 Проведение выработки м 5.4 1 0.18 200.664 36.12
Крепление выработки:
а) бурение шпуров
б) установка анкеров
м
шт.
29.4
13.8
12
5
0.44
0.38 200.664
88.29
76.25
Перетяжка бортов:
а) бурение шпуров
б) установка анкеров
м
шт.
146
17.8
16
10
0.1
0.56 200.664
22.0
112.7 Наращивание вент. труб м 140 1 0.007 200.664 1.23 Наращивание ПОТ м 15 1 0.07 200.664 14.05 Наращивание труб. сжатого воздуха м 15 1 0.07 200.664 14.05 Монтаж монорельсового пути м 10 1 0.1 200.664 20.07 Наращивание ленточного конвейера м 14.5 1 0.07 200.664 14.05 Неучтенные работы 2% 0.05 200.664 30.01  Итого: м 1 3.097 200.664 621.5

Определение комплекснойнормы выработки:
/>, м/чел., (19)
где, /> — величина цикла, м,
/> — трудоемкость цикла, чел./см.
/>=0.32м/чел.
Определение комплекснойрасценки:
/>, руб./п.м., (20)
где, /> — суммарная стоимостьработ, руб.,
/>=621.5 руб./м.
Определение скоростипроведения выработки:
Lмес =Lц*Nц.сут*Nдн, м/мес,(21)
где nц – количество циклов в сутки.
Lмес =1*9*30=270м/мес.
Для распределения членовбригады по сменам, определим трудоемкость работ в рабочую и ремонтную смены. Врабочую смену будут выполняться следующие процессы:
1) проведениевыработки Т=0.18 чел./см.;
2) креплениевыработки Т=0.82 чел./см.;
3) наращиваниевентиляционной трубы Т=0.007 чел./см.
Суммарная трудоемкостьрабочих смен составит />=9.063 чел./см. принимаем врабочие смены />=9 человек.
Коэффициентперевыполнения норм выработки в рабочие смены составит:
/>=/>=1.007 (22)
В ремонтную смену будутвыполняться следующие процессы:
1) пропитка угля вмассиве Т=0.09 чел./см.;
2) перетяжка бортов Т=0.66 чел./см.;
3) наращивание ПОТ Т=0.07 чел./см.;
4) наращивание труб.сжатого воздуха Т=0.07 чел./см.;
5) монтаж монорельсовогопути Т=0.1 чел./см.;
6) наращивание ленточногоконвейера Т=0.07 чел./см.
Суммарная трудоемкостьремонтной смены составит />=9.54 чел./см. принимаем времонтную смену />=9 человек.
Коэффициентперевыполнения норм выработки в рабочие смены составит:
/>=/>=1.06 (23)
Принимаем явочный составпроходческой бригады Nяв.=18 человек.
Списочный состав рабочихпроходческой бригады:
Nсп.=Nяв.*Ксп.с, чел., (24)

где Ксп.с-коэффициент списочного состава;
Ксп.с=/>, (25)
где /> — количество рабочихдней в году;
/> — количество праздничных дней вгоду;
/> — количество выходных дней в году;
/> — количество дней отпуска в году;
/> — коэффициент, учитывающий неявкуна работу по уважительным причинам.
Ксп.с=/>=1.6
Nсп.=18*1.6=28чел.
Суточный состав звенаэлектрослесарей:
Nяв.эл.сл.=Nдеж.+Nрем., чел., (26)
где Nдеж. — количество дежурных электрослесарейв каждую рабочую смену, чел.;
Nрем. — количество электрослесарей времонтно-подготовительную смену, чел.;
Nяв. эл.сл.=3+3=6чел.
Суточный состав ГРПпринимаем 4 чел.
Явочный состав рабочих попроходческой бригаде составит:
Nяв.бр.=Nяв.прох+Nяв.эл.сл.+Nяв.грп, чел., (27)
Nяв.бр.=18 +6+4=28 чел.

Списочный составпроходческой бригады составит:
Nсп.бр.=Nяв.бр.*Ксп.с=28*1.6=44 чел. (28)
Производительность трудапроходчиков и МГВМ на смену:
Ппрох=/>=/>=0.5 м/см. (29)
Производительность трудапроходчиков и МГВМ за месяц:
Пмес.=/>=/>=9.64 м/мес. (30)
Производительность трударабочего подготовительного забоя на выход:
Пр.вых=/>0.32 м/вых. (31)
Производительность трударабочего подготовительного забоя за месяц:
Пр.мес.=/>6.14 м/мес. (32)
 
3.2.7 Организацияработ проходческого цикла
Проходческое звеносостоит: из трех человек – двух проходчиков и одного МГВМ.
В начале сменыпроизводится прием – сдача смены, при этом осматриваются забой, оборудование,обращается особое внимание на соблюдение паспорта крепления и требований ПБ.После проверки устраняются все неисправности, и звено приступает к выполнениюпроходческого цикла.
МГВМ подготавливаеткомбайн П-110-01, проходчики готовят бурильные станки к работе. Далее МГВМпроизводит выемку и погрузку горной массы, один проходчик следит и подчищаетместо перегруза комбайна на перегружатель, третий проходчик готовит крепежныйматериал. После отбойки горной массы проходчики и МГВМ приступают к креплениюзабоя. Вентиляционная труба наращивается по мере отставания. В ремонтную сменутри проходчика производят пропитку угля в массиве, далее переходят кнаращиванию пожарно-оросительного трубопровода, трубопровода сжатого воздуха.Еще два проходчика производят монтаж монорельсового пути и наращиваниеленточного конвейера. Три проходчика занимаются анкерованием и перетяжкойбортов, потом к ним присоединяются еще два. Два МГВМ занимаются ревизией иобслуживанием комбайна.
3.2.8 Расчет графикацикличной организации работ
Рассчитываетсяпродолжительность выполнения каждого процесса цикла.
/>, мин,( 33 )
где tсм – продолжительность смены, мин;
nчел – количество человек выполняющихпроцесс;
ni – трудоемкость каждого процесса,чел./смен;
1)  прием, сдача смены: tп.с.=5 мин;
2) выемка горной массы:
/>=32 минуты,
3) крепление выработки:
/>=92 минуты,
Пока два человеказанимались проведением выработки, третий проходчик готовил крепежный материал,тем самым снизив продолжительность процесса крепления на 9 минут.
4) наращивание вент.труб:
/>=1.2*3=4 минуты,
5)пропитка угля вмассиве:
/>=14*9=126 минут,
6) наращивание ПОТ:
/>=10.5*9=95 минут,
7) наращивание труб.сжатого воздуха:
/>=10.5*9=95 минут,
8) монтаж монорельсовогопути:
/>=17*9=153 минут,
9) наращивание ленточногоконвейера:
/>=10.5*9=95 минут,
10) перетяжка бортов:
/>=50*9=450минут,
После окончания работ понаращиванию ленточного конвейера и монтажу монорельсового пути, два проходчикапереходят в помощь еще трем проходчикам выполняющим работы по перетяжке бортов,тем самым снижая время выполнения этой работы на 90 минут. Принимаем /> =360 минут.
11) неучтенные работы:
/>=5*9=45 минут,
3.2.9 Мерыбезопасности при работе в подготовительном забое
1. К работе по возведению временной, постоянной анкерной крепи допускаютсярабочие, ознакомленные с паспортом на проведение и крепление выработки подроспись.
2.Оборкагруди забоя, кровли и бортов выработки производится оборочной пикой под защитойпостоянной крепи. Бурение скважин, установка в скважины анкеров производитсяпод защитой временной крепи.
3. Скважины под установку анкеров следует бурить с применением противопылевыхреспираторов.
Запрещается:подвешивать к элементам анкерной крепи выработки подъемно-транспортные машины имеханизмы, а также другое оборудование, создающего динамические и вибрационныенагрузки (лебедки, монорельс, подвесные канатные дороги, подвесные ленточныеконвейеры, вентиляторы местного проветривания). Для установки перечисленногооборудования и механизмов необходимо устанавливать дополнительную анкернуюкрепь.
Контролькачества, установленной в забое анкерной крепи, осуществляется визуально и ключомКДМ, лицами участкового надзора не реже одного раза в месяц.
Бурениескважин в кровле выработки под установку анкеров производится по веерной схемеот центра выработки с увеличением угла их наклона к бокам выработки.
Отставание става вентиляционных труб от груди забоя не должнопревышать 8 метров, отставание датчика контроля скорости (расхода) воздуха недолжно превышать 10 – 15 метров.
Наращивание вентиляционного става и переноска датчика ДСВпроизводится в присутствии горного мастера при включённом вентиляторе местногопроветривания.
Наращивание противопожарного става ППС производится времонтную смену под руководством горного мастера при снятом напряжении сзабойным механизмов и отключения давления воды в ППС.
3.3 Выемка угля,крепление и управление кровлей в очистном забое
 
3.3.1Горно-геологическая характеристика пласта Е-5 и вмещающих пород в лаве
ПластЕ-5 имеет сложное строение и представлен двумя угольными пачками. Общая мощностьпласта 2.60-3.0 м (3.0 м), мощность чистых угольных пачек – 2.59 м., вынимаемая мощность – 3.0 м., породный прослой составляет 0.16 м. Кливаж угля развит в двух направлениях: Аз. падения 10º под углом 80º и Аз. падения115º под углом 75º. В стратиграфическом разрезе пласт Е-5 залегает в 50 м ниже пласта Е-6 и в 26 м над пластом Е-4.
Уголь пластаотносится к марке Ж(группа 2Ж).
Качественные показатели пласта Е-5:
1. Общепластоваязольность, %22.1
2. Эксплуатационнаязольность, %26.2
3. Зольность чистыхугольных пачек, % 7.8
4. Содержание влаги, %2.5
5. Выход летучих веществ,%31.0
6. Пластометрическиепоказатели, мм Х = 1, Y = 34
Повсеместно ожидаетсявключение «колчеданов» карбонатного состава f=6-8, объемный вес – 2.45 т/м3. Колчеданы – до 5%, приурочены в основном к припочвенной части пласта.
Сопротивление углярезанию 130 кг/см2. Природная газоносность пласта Е-5 составляет15-16 м3/т. Пласт с абсолютной отметки — 320 м угрожаемый по внезапным выбросам угля и газа, а с глубины 150 м. – угрожаемый по горным ударам, опасный по взрываемости угольной пыли. Уголь не склонен ксамовозгоранию. Залегание пласта в пределах выемочного поля пологое, уголпадения – 4-6º. Глубина отрабатываемой лавы 1-1-5-5 от поверхности 700 м.
Кровля пласта:
· ложная – 0.15-0.25 м сложена алевролитом мелкозернистым трещиноватым с включением углистого материала, весьманеустойчивая, склонна к обрушению вслед за выемкой угля. Допустимая площадьобрушения 5 м2, время обнажения до 5 минут. Коэффициент крепостипороды по шкале профессора Протодьяконова составляет 3 -4;
· непосредственная– 5.0-5.5 м. – алевролит крупнозернистый, слоистый, средней устойчивости, в нижнейчасти слоя (1,0-1,5 м.) имеет слабую устойчивость. Коэффициент крепости f = 3 — 4. Допустимая площадьобнажения 15-30 м2, время обнажения 30-45 минут. Кровляхарактеризуется по устойчивости – средняя, местами – неустойчивая.
· основная – 7.5-8.0 м. – песчаник темно-серый, слоистый, среднеустойчивый. Коэффициент крепости f=6-8. Кровля труднообрушающаяся,зависающая, тяжелая по нагрузочным свойствам, по управляемости – отсреднеуправляемой до трудноуправляемой.
Почва пласта сложена алевролитом мелкозернистымтемно-серым, при намокании пласт склонен к пучению. Коэффициент крепости f=3-4.Сопротивление почвы на вдавливание составляет 4.5 МПа (45 кг/см2).
Гидрогеологическиеусловия – благоприятные. Учитывая большую глубину разработки пласта и низкуюобводненность вмещающих пород, прогнозный приток воды не превысит 3-5 м3/час,который можно ожидать в зоне тектонических разрывных нарушений. Связь угля спородами кровли и почвы слабая.
Гипсометрия пласта волнистая.
Опасные зоны:
1. Некачественно затампонированные геологоразведочныескважины №№ 1007, 3844, 3885, 3845. Пласт и вмещающие породы вблизи скважинобводнены, обладают пониженной устойчивостью за счет размокания. В опасной зоневозможно куполение кровли, повышенный отжим угля. При вскрытии ствола скважинвозможно повышенное газовыделение, приток воды до 2.5 м3/час поддавлением до 50 атм. с последующим постоянным притоком до 1-2 м3/час.
2. Зоны тектонических нарушений обусловлены наличиемвблизи смесителей ослабленных, интенсивно трещиноватых вмещающих пород и угля.
3.3.2 Выбор системыразработки
Система разработкиопределяется порядком ведения очистных и подготовительных работ, увязанных вовремени и пространстве выемочного поля,
Увязка во времениозначает выполнение условий, при которых обеспечивается своевременнаяподготовка каждого нового очистного забоя к моменту полной доработкипредыдущего, включая проведение всех подготовительных выработок, монтажные ипрофилактические работы.
Увязка в пространстверегламентирует такое взаимное расположение очистных и подготовительных забоев впространстве выемочного поля, при котором оставшаяся до полного оконтуриванияучастка часть подготовительных выработок еще может быть проведена за оставшеесядо окончания его работ время.
При выборе системыразработки необходимо обеспечить выполнение предъявленных к ним основныхтребований, к которым относятся такие требования, как безопасность работ,экономичность, обеспечение наибольшей возможности добычи угля при наименьшихпотерях полезного ископаемого.
Однако, немаловажноезначение при выборе системы разработки играет учет горно-геологических,технологических и организационных особенностей. К ним принято относить такиефакторы, как форма месторождения, глубина разработки, гипсометрия, угол паденияпласта, механические свойства угля и вмещающих пород, газоносность и т. д.
На выбор системыразработки пласта Е-5 влияют такие факторы, как угол падения пласта,газоносность и нагрузка на лаву.
Исходя изгорно-геологических условий залегания пласта Е-5, наиболее приемлемой являетсясистема разработки — длинные столбы по простиранию с выемкой угля в комплексно– механизированном забое. Способ управления кровлей – полное обрушение.
Данная система разработкипозволяет:
1) полностью разделитьподготовительные и очистные работы во времени и пространстве, что позволитэффективно использовать высокопроизводительную технику;
2) вести детальнуюразведку пласта в период подготовительных работ;
3) концентрироватьнагрузку на очистной забой;
4) осуществлять комплексмероприятий направленных на своевременную профилактическую подготовку пласта квыемке.
3.3.3 Вскрытие иподготовка выемочного участка
Вскрытие и подготовкавыемочного участка произведено конвейерным и путевым уклонами, на фланге –фланговым уклоном. Выемочный столб оконтурен конвейерным и вентиляционнымштреком, монтажной камерой.
3.3.4 Обоснование ивыбор средств механизации очистных работ
Для обеспеченияустойчивости и ритмичности работы шахты в целом, проектом предусматриваетсятехнологическая схема с применением механизированных комплексов, которыепозволяют механизировать и совмещать во времени все основные операциитехнологического процесса в очистном забое.
В настоящее времяцелесообразнее применять механизированные комплексы третьего поколения, которыеотносятся к технике повышенного технического уровня. В их состав входятсамозарубающиеся очистные комбайны с бесцепной системой подачи и конвейерыунифицированного ряда повышенной энерговооруженности. Эти комплексы применяютсяпрактически во всех условиях эксплуатации.
3.3.4.1 Выбор типа итипоразмера механизированной крепи
Тип механизированнойкрепи выбирается прежде всего исходя из соответствия ее техническойхарактеристики и области применения горно-геологическим условиям эксплуатациина проектируемых к отработке пластах, выемочных полях и участках с учетомвынимаемой мощности и угла падения пласта, его газоносности, обводненности,состава и свойств пород кровли и почвы и др.
Условия применениямеханизированной крепи на шахте «Осинниковская» являются благоприятными, таккак горно-геологические условия не накладывают никаких ограничений наприменение механизированных комплексов.
Для условий залеганияпроектируемого участка шахтного поля наиболее оптимальным будет применение механизированнойкрепи поддерживающе-оградительного типа МКЮ 4.11/32, выбор которой исходит изфактической мощности пласта с учетом ее изменения в пределах выемочного поля.
Таблица №7 Техническаяхарактеристика крепи МКЮ 4.11/32Параметры. Значения. Высота секции, м Вынимаемая мощность пласта, м Удельное сопротивление, кН/м2 920 Шаг установки, м 1.5 Масса секции, кг 10060 Скорость передвижки, м/мин. 4
3.3.4.2 Проверка крепипо проходному сечению
В силу того, что пластЕ-5 имеет относительную газообильность, составляющую 5.36 м3/т,необходимо сделать проверку возможности принятого типа крепи обеспечитьнеобходимое по условиям проветривания проходного сечения рабочего пространствалавы.
После выбора требуемоготипоразмера механизированной крепи необходимо в первую очередь провести еепроверку по фактору проветривания. Для этого необходимо сопоставить фактическуюплощадь сечения рабочего пространства данной крепи с полученной расчетнымпутем. При этом должно соблюдаться следующее условие:
/> (34)
где: Sp — расчетная площадь сечения рабочегопространства крепи, м2;
Sф — фактическая площадь сечения рабочего пространствакрепи, м2;
Кд-коэффициент естественной дегазации пласта;
qсн4 — относительная газообильностьпласта, м3/т;
Vд мах — максимальная допустимая скоростьдвижения воздуха в очистном забое, м/с;
d- предельно допустимая концентрацияметана в исходящей струе, %;
Кв.п. — коэффициент,учитывающий движение воздуха по выработанному пространству;
Qm=/>, м/мин.; (35)
где: М- мощность пласта,м;
r- ширина захвата комбайна, м;
/> — плотность угля, м3/т;
/> — возможная скорость подачикомбайна; м/мин.;
/>3*0.8*1.34*5=16.08м/мин.
/>/>=3.8 м2
3.8м2
Таким образом, выбраннаякрепь МКЮ 4.11/32 обеспечивает необходимое по условиям проветривания проходноесечение рабочего пространства лавы.
3.3.4.3 Выбор креписопряжения
Для проектируемоговыемочного участка принимаем индивидуальную крепь, состоящую из СВП-22 и стоек17 ГВКУ.
3.3.4.4 Выбор типавыемочного комбайна и забойного конвейера
Задача выбора типавыемочного комбайна сводится к анализу соответствия конструкции и параметровкомбайна условиям применения их на данном пласте.
Для выемки угля вочистном забое принимаем комбайн К-500Ю, как наиболее энерговооруженный и способныйобеспечить максимальную производительность в условиях пласта Е-5.
Таблица № 8 — Техническаяхарактеристика комбайна K-500Ю.Параметры Значения Номинальная скорость подачи, м/мин. 0-5 Мощность привода, кВт 200*2+45*3 Производительность, т/мин. 12 Номинальное напряжение, В 1140 Масса, т 32

Тип забойного конвейераобычно регламентируется в составе комплекта оборудования принятогомеханизированного комплекса.
Для транспорта угля полаве принимаем конвейер КСЮ-271.38.Л как наиболее подходящий по условиямпроекта.
Таблица № 9 — Техническаяхарактеристика конвейера КСЮ-271.38.ЛПоказатели Значение Мощность пласта, м 1.4-5 Производительность, т/час 900 Мощность привода, кВт 2*250+250 Скорость цепи, м/с 1 Номинальное напряжение, В 1140 Ширина рештака, мм 700
Определяем необходимуюпроизводительность конвейера, которая должна быть не менее теоретическойпроизводительности комбайна.
Qk=60*Qм*Кк*Кн*Кг*Ку,т/час (36)
где Qм — минутная машинная производительность комбайна,т/мин.;
Кг — коэффициентснижения производительности вследствие отказов,
Ку-коэффициент, учитывающий угол падения пласта и направление доставки по лаве,
Кк=/>, (37)
где /> — скорость цепи, м/с;
/> — скорость комбайна, м/с
Кк=/>=1.09
Qк=60*6*1.09*1.51*1*0.85=503.6 т/час.
Конвейер КСЮ 271.38.Лимеет производительность 900 т/час. Следовательно, как показал проведенныйрасчет, выбранный конвейер обеспечивает производительность, необходимую длятранспорта всего отбитого комбайном угля.
Определяем возможнуюмаксимальную длину конвейера Lк:
Lк=/>, м (38)
где Р=/> — тяговое усилиепривода, Н
Р=/>, Н (39)
 N-суммарная мощность двигателей конвейера, кВт;
/> — КПД привода;
go — масса одного метра тягового органа,кг;
g- масса одного погонного метратранспортируемого материала;
/> — коэффициент сопротивлениядвижению тягового органа;
В- угол наклонаконвейера;
/> — коэффициент сопротивлениядвижению угля;
Р=/>=68850 Н
Lк=/>/>=367 м
3.3.5 Определениедлины очистного забоя, проверка по фактору проветривания
Длина очистного забояявляется одним из основных параметров системы разработки, влияющих натехнико-экономические показатели не только выемочного участка, но и всей шахты.
Длина очистных забоев,оборудованных механизированными комплексами, определяется в основном ихконструктивными параметрами и строительной длиной механизированного комплексапоставляемого заводом изготовителем. Однако, во многих случаях оптимальнаядлина, зависящая от конкретных условий, не всегда совпадает с длиной комплексовв поставке.
Ориентировочно длинуочистного забоя определяем по формуле:
Lл=/>, м (40)
где /> — продолжительностьсмены, мин.;
/> — время наподготовительно-заключительные операции, мин.;
/> – время на выполнение концевыхопераций, мин.;
/> — количество циклов в смену,цикл.;
/> — коэффициент готовности комбайна;
/> — возможная скорость подачикомбайна, м/мин.;
/> — маневровая скорость комбайна,м/мин.;
/> — время на замену одного зубка,мин.;
/> — площадь торца вынимаемой полосы,м2;
/> — расход зубков на 1м2отбитого угля, шт/м2;
/> — удельные затраты времени навспомогательные операции, мин.;
/>м2;
Lл=/>=204.7 м,
Принимаем длину лавы200м.
Проверка длины очистногозабоя по газовому фактору:

Lл=/>/>, м (41)
где /> — площадь сечения забояпри минимальной ширине призабойного пространства, м2;
/> — коэффициент, учитывающийдвижение части воздуха по выработанному пространству;
/> – коэффициент, естественнойдегазации пласта в период отсутствия работ по выемке угля;
Lл=/>=353 м
Таким образом, принимаемдлину лавы 200м.
3.3.6 Нагрузка наочистной забой
Суточная нагрузка наочистной забой с учетом горнотехнических факторов составит:
Асут.=/>, т (42)
где /> — время затрачиваемое нацикл, мин.;
/>, мин. (43)
где /> — скорость холостогохода комбайна, м/мин.;
/>суммарное время на вспомогательныеоперации цикла, отнесенные на 1м длины лавы, мин.;
Ко-коэффициент, учитывающий норматив времени на отдых;
Кк-коэффициент, учитывающий затраты времени на концевые операции;
/> — рабочая скорость подачикомбайна, м/мин.;
/>, м/мин., (44)
где />-устойчивая мощностьдвигателей комбайна, кВт;
Nуст=0,75*400=300 кВт
/> — удельные энергозатраты на выемку1т угля, кВт*ч/т;
/>0,15+0,0025*А=0,15+0,0025*132=0,48кВт*ч/т,
А- сопротивляемость углярезанию, кН/м;
/>=5 м/мин.
/>=112мин.
/> — время работы в очистном забое засутки, мин.;
Т=(tсм-tп.з.)*Nсм, мин. (45)
где tсм — продолжительность смены, мин.;
tп.з. — продолжительностьподготовительно-заключительных операций в смену, мин.;
Nсм — количество смен по добыче угля всутки, см.;
Т=(360-54)*3=882мин.
/> — количество угля с одного цикла,т;
Ац=Lл*m*r*/>*c, т (46)
где с- коэффициентизвлечения угля из забоя;
Ац=200*3*0,8*1,34*0,98=635.04т
Асут.=/>=5001т/сут.
Проверяем полученнуюсуточную нагрузку по газовому фактору:
Аг=/>, т/сут., (47)
где /> — коэффициент,учитывающий утечки воздуха через выработанное пространство;
/> — коэффициент, учитывающий естественнуюдегазацию пласта в период отсутствия работ по выемке угля в лаве;
/>/> — коэффициент, неравномерностигазовыделения;
Аг=/>=5133 т/сут.
Таким образом, полученнаясуточная нагрузка проходит по газовому фактору.
Необходимое количествоциклов для обеспечения принятой суточной нагрузки составляет:
/>, цикл., (48)
/>=7.87циклов.
Принимаем 7.5 циклов всутки.
Скорректируем суточнуюнагрузку в зависимости от принятого количества циклов:
Асут=Ац*Nц=635.04*7.5=4763т/сут. (49)
Окончательно принимаемсуточную нагрузку на очистной забой, равну 4763т/сут.
 

3.3.7 Трудоемкостьработ, численность рабочих и производительность труда
Для определениячисленности рабочих на выемочном участке, расчета и построения графика работ вочистном забое, а также определения производительности труда рабочих и другихпоказателей по выемочному участку необходимо установить комплексную нормувыработки, а для расчета себестоимости 1т угля по участку – комплекснуюрасценку.
3.3.7.1 Комплекснаянорма выработки и расценка
Индивидуальная норма выработкина одного рабочего устанавливается делением Нв.уст. на нормуобслуживания Нобсл.:
Нв.уст.чел.=/>=/>=75 т (50)
Трудоемкость работ повыемке угля:
/>, чел./см., (51)
где Асм.-сменная добыча из очистного забоя, т/см.,
/>=21.17чел./см.
Трудоемкость работ повыемке угля приводится к одному циклу, для чего определяется коэффициентцикличности:
/>2.5цикла (52)
Трудоемкость выемкиприведенная к одному циклу:

/>=/>8.5чел.см./цикл (53)
Трудоемкость по другимвидам работ, входящих в очистной цикл определяется :
/>, чел./см., (54)
где V-объем работ по процессу,
Н- норма выработки наопределенный вид работ, установленная по нормировочнику.
При расчете комплекснойнормы выработки и расценки учитываются работы по ежесуточному техническомуобслуживанию и ремонту оборудования, которые выполняются времонтно-подготовительную смену звеном ГРОЗ и МГВМ.
Таблица№ 10 — Расчеткомплексной нормы выработки и расценкиНаименование работ Ед. изм. Норма выработки Объем работ на цикл Трудоемкость работ
Тарифн. ставка,
руб.
Стоим. работ,
руб. Выемка угля т 600 635.04 8.5 200.664 284.27 Передвижка конв. линии м 205.1 200 0.98 200.664 32.78
Передвижка головок:
а) натяжной
б) приводной
м
м
12.5
7.5
0.8
0.8
0.064
0.11
200.664
200.664
2.14
3.68 Пробивка передового крепления ст. 29 4 0.14 200.664 4.68 Укорачивание ленточного конвейера м 20 0.8 0.04 200.664 1.34 Передвижка перегружателя м 25.2 0.8 0.03 200.664 1.01 Неучтенные работы 5% 0.572 200.664 19.13  Итого: м 0.8 10.17 2040,8
Комплексная нормавыработки составит:
/>, т (55)
где /> — суммарная трудоемкостьцикла, чел./см.;
/>=156.1т/чел.см.
Сдельная комплекснаярасценка 1т угля составит:
/>, руб. (56)
где /> — суммарные затраты нацикл, руб.
/>=3.21 руб.
Численность очистнойбригады определяем с учетом планируемого перевыполнения норм выработки. Явочноечисло рабочих в добычную смену принимаем ниже полученного по нормам выработкиобщего числа человекосмен.
/>, чел., (57)
где /> — коэффициент выполнениянорм выработки;
/>30.2человек.
Принимаем в добычныесмены 30 человек. В ремонтно-подготовительную смену принимаем Nяв.гроз рем.=10 человек и Nяв.мгвм рем.=2 чел. Итого явочный штат ГРОЗ иМГВМ составит 42 человека в сутки.
Списочный состав рабочихочистного забоя:
Nсп.=Nяв.*Ксп.с, чел., (58)
где Ксп.с-коэффициент списочного состава;
Ксп.с=/>, (59)
где /> — количество рабочихдней в году;
/> — количество праздничных дней вгоду;
/> — количество выходных дней в году;
/> — количество дней отпуска в году;
/> — коэффициент, учитывающий неявкуна работу по уважительным причинам.
Ксп.с=/>=1.6
Nсп.=42*1.6=67чел.
Суточный состав звенаэлектрослесарей:
Nяв.эл.сл.=Nдеж.+Nрем., чел., (60)
где Nдеж. — количество дежурных электрослесарейв каждую добычную смену, чел.;
Nрем. — количество электрослесарей времонтно-подготовительную смену, чел.;
Nяв. эл.сл.=3+5=8чел.
Суточный состав ГРПпринимаем 4 чел.
Явочный состав рабочих повыемочному участку составит:
Nяв.уч.=Nяв.гроз+Nяв.эл.сл.+Nяв.грп, чел., (61)
Nяв.уч.=42 +8+4=54 чел.
Списочный составдобычного участка составит:
Nсп.уч.=Nяв.уч.*Ксп.с=54*1.6=86 чел. (62)
Производительность трудаГРОЗ и МГВМ на смену:
Пгроз=/>=/>=113.4 т/см. (63)
Производительность трудаГРОЗ и МГВМ за месяц:
Пмес.=/>=/>=2132.7 т/мес. (64)
Производительность трударабочего добычного участка на выход:
Пр.вых=/>88.2 т/вых. (65)
Производительность трударабочего добычного участка за месяц:

Пр.мес.=/>1661.5 т/мес. (66)
3.3.8 Мероприятия поохране труда и безопасности работ
При эксплуатациикомплекса необходимо руководствоваться «Правилами безопасности в угольныхшахтах».
К эксплуатациидопускаются горнорабочие, прошедшие специальное обучение знанию устройстваоборудования комплекса.
Горно-технологическиеусловия применения комплекса должны соответствовать его техническим параметрам.
Не допускаетсяиспользование отдельной секции, потерявшей сопротивление горному давлению.
Запрещено находится подсекцией при снятии ее с распора.
Категорически запрещаетсянахождение людей у забоя во время передвижки лавного привода.
Пуск комбайнаосуществлять с обязательной подачей предупредительного сигнала и при отсутствиилюдей вблизи режущих органов.
Запрещается работакомбайна без орошения.
Запрещаетсятранспортировка, каких либо материалов по лавному приводу при работающемкомбайне.
Запрещается хождениелюдей по рештачному ставу лавного привода и переход через него при его работе.
Запрещается работакомплекса, при содержании метена более 1%.
Запрещается эксплуатациякомбайна и конвейера при неисправной предупредительной сигнализации.
Проход по лаверазрешается только между передними и задними рядами стоек.
Запрещается нахождениелюдей между секциями крепи при их передвижки.
Запрещается работакомплекса с поврежденными силовыми кабелями.
3.4 Вентиляция
Филиал «Шахта«Осинниковская» отнесена к опасной по горным ударам (пласты Е6 и Е4), внезапнымвыбросам угля и газа (пласты К2 и К1), суфлярным выделениям (пласты К4, К3 иК1в.п.) и по взрываемости угольной пыли.
К самовозгоранию пластыне склонны.
Система проветриванияшахты – единая, схема проветривания – комбинированная, способ проветривания –всасывающий.
Свежий воздух подается вшахту на гор.-160м по двум клетьевым стволам и частично обоим скиповым.Исходящая струя воздуха выдается по вентиляционному гор. -60м за счетдепрессии, создаваемой всасывающими вентиляторами, установленными навентиляционном стволе №6 (ВЦД-47,5У), фланговом стволе (ВЦ-5) и вентиляционномстволе №4 «Черная Тайжина» (ВШЦ-16). До настоящего времени свежий воздухподавался по вентиляционному стволу №4, что приводило к обмерзанию ствола взимнее время. В настоящее время на шахте сложилась очень сложная схемауправления проветриванием, в результате чего возникают трудности в обеспеченииочистных и подготовительных забоев потребным количеством воздуха. Наличиеразнотипных вентиляторов, работающих на единую сеть, большая (124,6 км) протяженность поддерживаемых выработок, в некоторых случаях, сечение которых необеспечивает допустимую по ПБ скорость воздушной струи. Это приводит кневыполнению требований по обособленному проветриванию лав и подготовительныхзабоев, а также к необоснованному увеличению затрат на поддержание старыхвентиляционных выработок и вентиляторных установок.
Распределение воздуха повентиляционной схеме осуществляется в основном за счет установки шлюзов, чтообуславливает повышенные утечки воздуха по сравнению с расчетными и снижаетустойчивость проветривания шахты в целом.
Шахтная вентиляционнаясеть имеет большое аэродинамическое сопротивление из-за неудовлетворительногосостояния отдельных выработок (малое сечение, перевалы, загромождениеоборудованием и т.д.).
3.4.1Расчет количества воздуха необходимого для проветривания проектируемого участка
Общееколичество воздуха, необходимого для проветривания участка, определяется поформуле
Qш=1,1(.Qуч+Qп.в+Qпод.в+Qпог.+ Qут.), м3/мин.(67)
где1,1 -коэффициент, учитывающий неравномерность распределения воздуха по сети горныхвыработок;
Qуч-расход воздуха для проветривания выемочных участков, м3/мин;
Qп.в-расход воздуха, подаваемый к всасам ВМП для обособленного проветриваниятупиковых выработок, м3/мин;
Qпод.в-расход воздуха для обособленного проветривания поддерживаемых выработок, м3/мин;
Qут-утечки воздуха через вентиляционные сооружения, расположенные запределами выемочных участков, м3/мин.
3.4.1.1Расчет количества воздуха для проветривания выемочного участка
Количествовоздуха, необходимое для проветривания очистных выработок, должнорассчитываться по выделению метана, углекислого газа, газов, образующихся привзрывных работах, по числу людей и должно проверяться по допустимой скоростидвижения воздуха, а при последовательном проветривании подготовительных и очистныхвыработок также по производительности вентиляторов местного проветривания(ВМП). Окончательно принимается наибольший результат.
Расчетпо выделению метана:
. /> (68)
где Qоч— количество воздуха, необходимое для проветривания очистной выработки;
Iоч — ожидаемое среднее газовыделение вочистной выработке, Iоч=5,36 м3/мин;
kн — коэффициентнеравномерности газовыделения (табличный коэффициент, зависит от среднегометановыделения в очистной выработке), kн=1.44;
с — допустимая концентрация газа висходящей из очистной выработки
вентиляционнойструе, 1%;
с0— концентрация газав поступающей на выемочный участок вентиляционной струе, 0%;
kо.з.—коэффициент, учитывающийдвижение воздуха по части выработанного пространства, непосредственноприлегающей к призабойному; если ожидаемое метановыделение рассчитывается поприродной метаноносности, то принимается равным 1.
/> (68)
Расчетпо числу людей
Qоч=6* nч, (69)
где: nч — наибольшее число людей, одновременно работающих в очистной выработке.
Qоч=6*25=150 м3/мин,
Расчетпо газам, образующимся при взрывных работах, не производим, так как выемка угляпроизводится комбайном.
Qоч ≤Qочmax; (70)
Qочmax =60 S*vmax. (71)
 
где: Sсв — сечение выработки в свету
vmax=4м/с –максимально допустимая скорость движения воздуха по выработкам
Qоч.max=60*14,88*4=3571 м3/мин;
1468 м3/мин ≤ 3571 м3/мин
3.4.1.2Расход воздуха для проветривания одиночных тупиковых выработок
Расходвоздуха, необходимый для проветривания тупиковых выработок истволов, рассчитывается по выделению метана или углекислого газа, по газам,образующимся при взрывных работах, числу людей, средней минимальной скоростивоздуха в выработке и минимальной скорости воздуха в призабойном пространствевыработки с учетов температуры.
Окончательнопринимается наибольший результат.
Расчет количествавоздуха, необходимого для разжижения метана, выделевшегося в выработку:/>
/>, м3/мин, (72)
где, /> – абсолютная газоносность угля или породы, м3/мин;
/>. – коэффициентнеравномерности газовыделения;
С – допустимая по ПБконцентрация метана;
С0–содержание метана в атмосфере шахты
Qр.г. =/>м3/мин.,
Необходимое количествовоздуха по максимальному числу людей:
Qл =qч*Nчел, м3/мин; (73)
где, qч –норма воздуха приходящаяся на одного человека, м3/мин;
Qл =6*20=120 м3/мин.
Необходимое количествовоздуха по пыли:
Qп =60*Vmin*Sсв, м3/мин (74)
где, Vmin – минимальная скорость движениявоздуха, м/с;
Sсв – площадь, поперечного сечениявыработки в свету, м2.
Qп =60*0.25*14.88=223.2 м3/мин.
Расчет по газам,образующимся при взрывных работах не производим так как выемка угляпроизводится комбайном.
Принимаем расход воздухаравный 590м3/мин.
590 м3/мин ≤ 3571 м3/мин
 
3.4.1.2.1 Расчетдепрессии и выбор вентилятора
Определяемпроизводительность ВМП:
Qв =Qр*ρут м3/мин,(75)
где, ρут–коэффициент утечки воздуха в трубопроводе;
Qв =590*1.15=678.5 м3/мин.
Qпр. =678.5*1.43=970 м3/мин.
Определяем напор, которыйдолжен создавать ВМП:

/>, Па, (76)
где, Rтр – аэродинамическое сопротивлениетрубопровода, Нс2/м4;
Rтр =/>, Нс2/м4; (77)
где, />– коэффициентаэродинамического сопротивления трубопровода;
/>-длина става вентиляционных труб,м;
/> – диаметр вентиляционноготрубопровода, м;
Rтр =6.5*45*10-5*/>=2.3 Нс2/м4;
/>5980 Па.
Выбор вентилятораместного проветривания:
По полученным данным Qв =970 м3/мин и hв =5980, Па, выбираем 4 вентилятора местного проветриваниитипа ВМ-8М, подключенные параллельно (2 в работе, 2 в резерве).
Таблица № 11 — Техническаяхарактеристика вентилятора ВМ-8М. Параметры.  Значения. Производительность, м3/мин. 780 Давление, Па 4200 Мощность электродвигателя, кВт 50 Длина проветривания, м 1000 Площадь сечения проветриваемой выработки, м2 До 20 Масса, кг 795

3.4.1.3Расчет количества воздуха для поддерживаемых выработок
Расчетдля поддерживаемых выработок выполняется по их фактической газообильности спроверкой по скорости движения воздуха:
/>/> (78)
где: /> – абсолютная газоносность угля или породы, />=0,2 м3/мин;
 
3.4.1.3.1Расчет количества воздуха для вентиляционного штрека
/>м3/мин
Qв.ш =60*Vmin*Sсв, м3/мин (79)
Qв.ш =60*0,25*14,88=223 м3/мин
Принимаем расход воздухаравный 223 м3/мин.
3.4.1.3.2Расчет количества воздуха для промежуточных печей
/> м3/мин
Qп, п,.=60*0,25*12=180 м3/мин
ΣQп.п.=180*4=720 м3/мин
Qп.в=223+720=943 м3/мин
Количествовоздуха для проветривания погашаемых выемочных участков принимается равным 0,5*Qуч. и составит Qпог.=734 м3/мин

3.4.1.4Утечки воздуха через вентиляционные сооружения
/>, м3/мин(80)
где Qут — норма утечек через сооружение при фактическом перепаде давления, м3/мин;
Qут.н — норма утечек через сооружение при перепаде давления 50 кгс/см2, м3/мин;
h—фактический перепад давления, мм вод.ст.; определяется на основании замеровили по данным расчета депрессии шахты.
Дляподдерживаемых выработок норму утечек через перемычки с дверями следуетсравнить с количеством воздуха, рассчитанным согласно формуле, и принятьбольшую из этих величин.
Нормыутечек воздуха через шлюзы Qут.шл… м3/мин
Qут.шл.=kпер*Qут, м3/мин (81)
где:kпер — коэффициент, зависящий от числа перемычек в шлюзе принимаетсяравным 0,76 при двух перемычках, 0,66 при трех и 0,57 при четырех;
Qут — норма утечек воздуха через одну перемычку при общем перепаде давлениянашлюзе, м3/мин.
Qут.шл.н=0,76*20=15,2м3/мин
/> м3/мин
ΣQут.шл.н=16*14,4=230м3/мин
Нормаутечек через кроссинг определяется как сумма норм утечек через шлюзы(перемычки), умноженная на коэффициент 1,25.
Qут.кр.н=1,25*16*14,44=287м3/мин
/> м3/мин
ΣQут.н=230+272=502 м3/мин
Qш=1,1(1468+2*970+943+734+502)=6022м3/мин
3.4.1.5Расчет депрессии шахты
Расчетдепрессии участка ведется по формуле
/>, даПа (82)
где: a- Коэффициент аэродинамическогосопротивления, сгс2/м4
L- Длина выработки, м
P- Периметр выработки, м
S- Сечениевыработки, м2
Q- Количествовоздуха, проходящего по выработке м3/с
Таблица№ 12 – Расчет депрессии шахтыУчасток на схеме Наименование выработки Тип и материал крепи Сечение выработки, м2 Периметр выработки, м Длина выработки, м Коэффициент аэродинами-ческого сопротивле-ния, сгс2/м4 Количество воздуха, про-ходящего по выработке м3/с
Депрессия выработки,
мм вод.ст. 1-2
Клетьевой
ствол бетон 50,2 25,12 540 0,0003 92,4 0,15 2-3 Околостволь-ный двор бетон 19 21 300 0,001 92,4 7,46 3-4 Путевой квершлаг бетон 19 21 2000 0,001 32 7,98 4-5 Магистральный конвейерный уклон металл 19 21 1000 0,001 48 6,7 5-6
Путевой
уклон металл 19 21 960 0,001 32 2,86 6-7 Групповой путевой уклон Е-5 металл 19 21 1000 0,001 48 6,7 7-8 Групповой конвейерный уклон Е-5 металл 19 21 300 0,001 26 0,5 8-9 Групповой конвейерный уклон Е-5 металл 19 21 700 0,001 10 0,2 9-10 Вентиляционный штрек анкера 15 16 2000 0,0008 14,05 1,48 10-11 Конвейерный штрек анкера 15 16 2500 0,0008 14,05 1,85 10-12 Вентиляционный штрек анкера 15 16 4000 0,0008 3 0,14 12-13 Конвейерный штрек анкера 15 16 4000 0,0008 7 0,74 13-14 Вентиляционный штрек анкера 15 16 4000 0,0008 20 9,18 14-15 Конвейерный штрек анкера 12 14 4000 0,0008 4 0,36 15-16 Пром. печь анкера 12 14 1300 0,001 3 0,01 16-17
Флаговый
уклон Е-5 металл 19 21 1000 0,001 80 15 17-18
Полевой
штрек П-4 металл 19 21 800 0,001 80 12 18-19
Людской
уклон К-1 металл 19 21 1200 0,001 80 18 19-20 Южный вентиляционный ствол бетон 40 20 300 0,0003 80 0,18 Итого 107
Депрессияшахты h=107 мм вод.ст. (даПа)
3.4.1.5Выбор вентилятора главного проветривания
Длявыбора вентилятора главного проветривания определяется его депрессия по формуле
h в =hш +h вн, даПа (83)
где hш — депрессия шахты;
h вн — внутренние потери давления ввентиляторе;
h вн=RвQв2,даПа (84)
RB— аэродинамическоесопротивление вентилятора ;
QB— дебит вентилятора м3/с,
Qв=kвн.утQш,, м3/мин(85)
 
kвн.ут-коэффициент внутренних утечек вентилятора kвн.ут=1,1
Rв=а( π/D4 ), (86)
а — 0,4-1 — коэффициент, учитывающийтип вентилятора;
D — диаметр рабочего колеса вентилятора, D=2,1м.
Rв=0,6(3,14/2,14)=0,1
Qв=0,01*6022=60,22 м3/с
h вн=0,1*60,22=6,022 даПа
h в =107+6,022=113 даПа
Параметрам Qш =100 м3/с и hв=113даПа соответствует вентиляторная установка ВОД 21 при регулировании снятиемшести лопаток с рабочего колеса 2 ступени.

3.5 Водоотлив
Вода из насосных камерглавного водоотлива гор. -160м выдается на действующие очистные сооружения.Вода с гор. +40м и гор. -60м перепускается на гор. -160м.
В настоящее время нашахте действуют два водоотлива на гор. -160м:
· заглубленнаяводоотливная установка №1 в околоствольном дворе клетьевого ствола;
· водоотливнаяустановка №2 в околоствольном дворе нового клетьевого ствола.
Общая емкость обоихводосборников составляет 9520 м3. Выдача водопритоков на поверхностьосуществляется по трубопроводам клетьевого и нового клетьевого стволов.
Существующая водоливнаяустановка гор.-160м клетьевого ствола рассчитана на водоприток: нормальный — 200 м3/ч, максимальный – 570 м3/ч. Камера оборудована 8насосами ЦНС 300-600. Выдача воды происходит по 4 ставам труб диаметром 250мм,проложенным по клетьевому стволу.
Существующая водоливнаяустановка гор.-160м нового клетьевого ствола рассчитана на водоприток:нормальный – 280 м3/ч, максимальный – 850 м3/ч. Камераоборудована 7 насосами ЦНС 300-600. Выдача воды происходит по двум ставам трубдиаметром 420мм, проложенным по новому клетьевому стволу.
3.6 Подъем
Двухклетьевой подъемклетьевого ствола, предназначен для спуска-подъема людей, оборудования,материалов и выполнения других вспомогательных операций с поверхности догор.-160м. Подъем оборудован подъемной машиной типа 2ц – 6х2,4, двухэтажнойклетью типа 1НВ400 – 9,0.
Двухклетьевой подъемнового клетьевого ствола, предназначен для спуска-подъема людей, оборудования,материалов и выполнения других вспомогательных операций с поверхности догор.-160м. Подъем оборудован подъемной машиной типа 2ц – 4х2,3, двухэтажнойклетью типа 1НВ400 – 9,0. Двухскиповой подъем №1, предназначен для выдачигорной массы и породы с гор.-160м. Подъем оборудован подъемной машиной 2ц –5х2,3, скипой типа С-15 в количестве четырех штук.
Двухскиповой подъем №2,предназначен для выдачи горной массы и породы с гор.-160м. Подъем оборудованподъемной машиной 2ц – 5х2,3, скипой типа С-15 в количестве двух штук.
3.7 Электроснабжение,автоматизация
 
3.7.1 Автоматизация
Проектом предусматриваетсяполная конвейеризация транспортирования полезного ископаемого. В качествеаппаратуры автоматического управления конвейерами используется комплекс АУК-1М.Для контроля скорости и целостности[рабочего органа ленточного конвейера,проектом предусматривается применение тахогенераторных датчиков скорости УПДС.Контроль за состоянием рабочего органа скребкового конвейера осуществляетсямагнитоиндуктивным115 датчиком ДМ-2М. Для предотвращения схода ленты в сторону,используется датчик КСЛ-2.
Для автоматизацииподземного транспорта, проектом предусмотрено применение аппаратуры: блокировкистрелок и сигналов (АБСС-1), частотного управления стрелками (ЧУС-3), комплексустройств НЭРПА.
В качестве аппаратурыуправления водоотливными установками, используется аппаратура ВАВ-1.Автоматическое управление насосными агрегатами осуществляется по уровню воды вводосборнике. В зависимости от заданной программы, насосные агрегаты включаютсяпри верхнем, повышенном и аварийном уровнях. При отключении неисправного насоса,агрегаты включают резервный. Насосы могут работать с управляемыми задвижками ибез них. Для участкового водоотлива применяется автоматизированная аппаратурауправления АВ-7.
Особое внимание уделяетсявентиляции, как наиболее важной системе в жизнеобеспечении шахты. Дляавтоматизации управления ВМП, используется аппаратура типа АПТВ, котораяотвечает всем требованиям, предъявляемым к аппаратуре автоматизации. Припроветривании подготовительных выработок, проектом предусмотрено применениеоборудования «АПТВ» с устройством «Ветер»:
1) непрерывныйавтоматический контроль количества воздуха, поступающего к забою тупиковойвыработки по вентиляционному трубопроводу;
2) регулируемую выдержку временина включение группового аппарата, питающего электроприемники нарезных выработокв пределах от 5 до 20 минут с момента выдачи датчиком скорости воздуха сигналао нормальном проветривании выработки;
3) автоматическое снятиенапряжение с забойного оборудования с регулируемой выдержкой времени от 0,5 до2 минут с момента нарушения нормального проветривания;
4) снятие напряжения сзабойного оборудования без выдержки времени при отключении пускателя ВМП;
5) автоматизированноеместное и диспетчерское управление (через систему телемеханики) рабочим ирезервным ВМП;
6) импульсное включениепускателей рабочего и резервного ВМП, обеспечивающее плавное заполнениевентиляционного трубопровода воздуха;
7) автоматическоевключение резервного ВМП при отключении рабочего вентилятора;
8) автоматическоеповторное импульсное включение пускателей, рабочего и резервного ВМП привосстановлении напряжения хотя бы на одном из них в течении менее 110 секунд смомента исчезновения напряжения на аппаратуре;
9) выдачу сигналов всистему телемеханики:
— о работе рабочего илирезервного ВМП;
— о снижении количествавоздуха, подаваемого в забой;
10) местную световуюсигнализацию о нормальном и аварийном режимах проветривания и разрешениивключения группового аппарата;
11) самоконтроль основныхэлементов схемы, в том числе защитный отказ от замыкания и отрыва сети датчикаскорости воздуха в воздухопроводе;
12) нормальную работурезервного (рабочего) ВМП при отключениях на ремонт и для ремонтных осмотровпускателей.
Комплекс автоматическойгазовой защиты и телемеханического контроля содержания метана в рудничнойатмосфере, является составной частью автоматизированной системы проветривания.Многофункциональная комплексная аппаратура «Метан» предназначена длянепрерывного местного и централизованного контроля содержания метана и выдачейсигнала на автоматическое отключение электроэнергии контролируемого объекта,при достижении предельно допустимой концентрации метана в угольной шахте.
В зимнее время необходимоподогревать воздух, поступающий в шахту. Для автоматизации процесса нагрева, вкалориферных установках применяется
аппаратура АКУ-63,входящая в ее комплект станция СУР-63, монтируется в помещении калорифера. Онаконтролирует и поддерживает заданный уровень температуры воздуха в стволе, атакже выдает на пульт ПД-63 в диспетчерскую, звуковую и световую сигнализацию отемпературе и работе установки.
На шахте внедрена системаоперативно диспетчерского управления. В помещении диспетчерской выделеноператор АГВ, осуществляющий контроль за концентрацией метана в шахтнойатмосфере. Установлены 3 пункта управления телемеханической системой«Ветер».
Для оперативногоруководства технологическими процессами, имеется десятисекционный щит типаКОД-1М и пульт диспетчера с коммутатором связи ДКСГ.
С помощью установленнойаппаратуры осуществляется контроль за работой всех основных технологическихкомплексов и агрегатов, а также управления вентиляторами местногопроветривания, насосами.3.7.2Расчет электроснабженияТаблица № 13 — Характеристика энергопотребителей .Наименование потребителей Тип
Электродвигателя
 Кол-во
Двигателей
Шт. Pн,
КВТ
Uн ,
В
I н ,
А
I пуск ,
А Cos. a
КПД ,
h Комбайн K-500Ю
ДКВ-250
ДКВ-45 2
3
200
45
1140
1140
127
31,3
945
172,2
0,86
0,8
0,935
0,9
Лавный привод
КСЮ ДКВ-355L4 2 250 1140 153 1071 0,88 0,94 Перегружатель ПСМ ДКВ-355L4 1 250 660 265 1855 0,88 0,94 Дробилка ДУ1Р69М 2ВР250L4 1 75 660 81 526,5 0,88 0,915 Ленточный конвейер 1ЛТ-100 АВР-280L4 1 160 660 265 2120 0,88 0,94
Маслостанция
СНЛ-180
АВР280S4Р
АВРВ 132 SB2
2
2
110
7,5
660
660
124
8,25
930
62
0,83
0,86 0,93 Лебёдка ЧЛ-1 ВРП-160S4 2 15 660 17,5 96,2 0,84 0,9 Лебедка ЛПК-10 ВРП-180 М4 2 30 660 34 204 0,87 0,89 Насос 1В-20/10 ВРП-160 S4 2 15 660 17,5 96,2 0,84 0,9 АНУ ВРП225М4 1 55 660 104 782 0,87 0,92 АПШ.1 Трансформатор 2 4 660/127 — — — —
3.7.2.1 Расчет осветительной сети
Расчетная мощность осветительного трансформатора илипускового агрегата используемого в качестве источника питания осветительнойсети, определяется:
 
/>; (87)
где: />суммарная мощность всех ламп, Вт;
/> КПД сети, />;
/>КПД светильника, />;
/>коэффициент мощности светильника, />
Для освещения лавы принимаем светильники типа СЗВ 1.2 М, которые устанавливаются примерно через 16м друг от друга. Техническая характеристика выбранногосветильника представлена в таблице № 2
Таблица № 14 — Техническая характеристика светильника СЗВ 1.2 МНаименование светильника Тип
Мощность,
Рл, Вт Исполнение КПД светильника Напряжение, В
Коэффициент
мощности СЗВ 1.2 М ЛН 60 РВ 50 127 0,5

Поскольку длина лавы />, то количество ламп принимаемравным 12шт.
 
/>, (88)
так как принимаем к установке АПШМ-0.1.
Следовательно, />,
Сечение жил магистрального осветительного кабеля:
/> (89)
где:/> — момент нагрузки, кВт*м;
/> — коэффициент, значение которого длятрехфазной линии при равномерной нагрузке принимается равным 8,5;
/> — принимаем равным 4%;
Момент нагрузки для линий с равномерной распределеннойнагрузкой:
/> (90)
где:/> — протяженность осветительнойсети, м
Тогда:/>
Поэтому:/>
Согласно расчетам, принимаем кабель марки КОГРЭШ 4х6+1х4.
Расчет тока короткогозамыкания осветительной сети:

/> (91)
Участок 1: />
Участок 2: />
Ток короткого замыканиярассчитываем по приведенной длине:
Точка №1: />
Точка№2: />
Точка№3: />
Ток уставки АПШМ: /> (92)
/> — принимаем уставку равную 40 А.
Проверяем выбраннуювставку относительно короткого замыкания:
/> (93)
/>
3.7.2.2 Выбор передвижной участковой подстанции
 
3.7.2.2.1 Выборсилового трансформатора УПП №201(А) для питания комбайна К-500 Ю
Таблица№ 15 – Характеристика энергопотребителейНаименование потребителей Тип
Электродвигателя
 Кол-во
Двигателей
Шт. Pн,
КВТ
Uн ,
В
I н ,
А
I пуск ,
А Cos. a
КПД ,
h Комбайн K-500
ДКВ-250
ДКВ-45 2
3
200
45
1140
1140
127
31,3
945
172,2
0,86
0,8
0,935
0,9

Руст = 535квт.
Мощность трансформаторнойподстанции определяется исходя из расчетной электрической нагрузки Sр присоединенных к подстанциипотребителей по формуле:
/>; КВА (94)
где: hc — коэффициент спроса
/> — Cуммарная установленная мощность потребителей,
/> — установленный коэффициент мощности,для очистных и подготовительных забоев принимают 0,6.
Коэффициент спросаопределяется по формуле:
/> (95)
где: Pmax — мощность наиболее мощногопотребителя,
/>
Cледовательно: мощностьтрансформаторной подстанции определяется по формуле:
/> КВА;
Принимаемк установке подстанцию типа КТПВ 630/6-1,2
3.7.2.2.2 Выбор ипроверка кабельной сети участка
Выбор кабельной сети подопустимой нагрузке производится поусловию:/> (96)где: />-длительно допустимый по нагревуток кабелей с соответствующим сечением жил; /> — рабочий ток кабеля.Рабочий ток в магистральном кабеле определяется по формуле:
/> (97)
где: />коэффициент спроса длягруппы потребителей получающих питание от магистрального кабеля;
/>суммарная установленная мощностьгруппы потребителей, получающих питание по выбираемому магистральному кабелю, кВт;
/> номинальное напряжение сети, В;
/>средневзвешенный коэффициентмощности, />
Магистральный кабель дляпитания К-500 определяется по формуле:
/>
Принимаем кабель типаКГЭШ 3х95+3х4+1х10, с />
Условие выполняется,кабель соответствует условиям эксплуатации.
Участок />

/> />,
так как принимаем кабельтипа КГЭШ 3х95+3х4+1х10 />
Условие выполняется,кабель соответствует условиям эксплуатации.
Участок />
/>
так как принимаем кабельтипа КГЭШ 3х95+3х4+1х10 />
Условие выполняется,кабель соответствует условиям эксплуатации.
Участок />
/> />,
так как принимаем кабельтипа КГЭШ 3х35+3х4+1х10 />
Условие выполняется,кабель соответствует условиям эксплуатации.
Участок />
/> />,
так как принимаем кабельтипа КГЭШ 3х95+3х4+1х10
/>
Условие выполняется,кабель соответствует условиям эксплуатации.
Таблица№ 16 –Характеристика принятых кабелейОбозначение кабеля по схеме Принятый тип кабеля Длительно допустимый ток, А Расчетный ток, А
/> КГЭШ 3х95+3х4+1х10 356 280
/> КГЭШ 3х95+3х4+1х10 356 280
/> КГЭШ 3х95+3х4+1х10 356 233
/> КГЭШ 3х35+3х4+1х10 168 63
/> КГЭШ 3х95+3х4+1х10 356 233
3.7.2.2.3 Проверкасети на колебание напряжения при пусковом режиме
а) Допустимое минимальноенапряжение на зажимах эл. двигателя при пуске:
/> (98)
где: />;
/> (99)
/>
б) Определение уровня напряжения у двигателякомбайна при пуске:
/> (100)
где:/>потеря напряжения в сети отостальных работающих двигателей при номинальном напряжении в тех участках сети,через которые получает питание основной электродвигатель;
/>число одновременно включающихся иполучающих питание по одному кабелю электродвигателей;
/> — номинальный пусковой токдвигателя, А
/> — соответственно суммарноеактивное и индуктивное сопротивление трансформатора, магистрального и гибкогокабеля по которым проходит пусковой ток запускаемого электродвигателя, Ом
/> — коэффициент мощности электродвигателя в пусковомрежиме;
/>
3.7.2.2.4 Проверка кабельной сетиучастка по допустимым потерям напряжения при нормальном режиме работы
Проверка проводитсяисходя из условия:
/>; (101)
где /> — суммарные потеринапряжения;
а) Потери напряжения в трансформаторе:
/> (102)
/> (103)
/> (104)
/> (105)
/>

или в абсолютных величинах:
/>
б) Потери напряжения в магистральномкабеле:
/>/>(106)
в) Потери напряжения вкомбайновом кабеле:
/>
г) Общая потеря напряжения во всехэлементах цепи:
/> (107)
д) напряжение на зажимах комбайновогодвигателя:
/> (108)
е) Колебания напряженияна зажимах двигателя при нормальном режиме:
/>
что равно допустимым 5%.
Проверка кабельной сетипо допустимой емкости

Таблица №17 — Проверкакабельной сети по допустимой емкости№ п/п Обозначение кабеля Марка кабеля Длина кабеля
Емкость кабеля
на 1 км,
мкф/фаза
Емкость кабеля
Мкф/фаза 1
/> КГЭШ 3х95+3х4+1х10 0,015 0,77 0,012 2
/> КГЭШ 3х95+3х4+1х10 0,010 0,77 0,01 3
/> КГЭШ 3х95+3х4+1х10 0,015 0,77 0,012 4
/> КГЭШ 3х35+3х4+1х10 0,334 0,53 0,177 5
/> КГЭШ 3х95+3х4+1х10 0,364 0,77 0,28 0,494
С учетом емкости электродвигателей иэлектрических аппаратов общая емкость сети равна:
/> (109)
/>
Кабельная сеть лавыпроходит по допустимой емкости.
3.7.2.2.5 Расчет токовкороткого замыкания в участковой сети
Расчет производим методом приведенныхдлин приложенному в ПБ:
/> (110)
Максимальный ток 3хфазного к.з. определяем по формуле:
/>, А (111)

Таблица № 18 — Расчеттоков короткого замыкания в участковой сетиТочка к.з
Фактическая длина кабеля,
м
Сечение кабеля,
мм2
Коэффициент
приведения,
/>
Приведенная
длина/>, м
/>
/>
КТПВ
630/6-1,2 5163 8260 ВВ-400Р 15 3х95 0,54 8,1 5074 8118 ПВИР-250 БТ
15
10
3х95
3х95
0,54
0,54 13,5 5060 8096 ПВИ-315H+R
15
10
15
3х95
3х95
3х95
0,54
0,54
0,54 21,6 4919 7870
К-500
( 445КВт )
15
10
364
3х95
3х95
3х95
0,54
0,54
0,54 340 3992 6387
К-500
(2*45КВт)
15
10
334
3х95
3х95
3х35
0,54
0,54
1,41 256 2681 4289
 
3.7.2.2.6 Выборзащитной аппаратуры
Каждый аппарат согласно ПБ долженбыть проверен на:
1 Номинальноенапряжение
2 Номинальный ток
3 Отключающаяспособность при трехфазном к.з.
Номинальное напряжение,на которое изготовлен аппарат должно соответствовать напряжению сети, в которойон будет эксплуатироваться и должно быть не менее его: />.
Номинальный ток аппаратадолжен выбираться исходя из максимально возможной нагрузки, при которой онбудет эксплуатироваться:
/> (112)
Отключающая способностьаппарата должна быть в 1,2 раза больше максимально возможного тока трехфазногок.з. на его защимах:
/> (113)
Ток трехфазного к.з. определяется изсоотношения:
/> (114)
Требуемый в этом случае предельныйотключаемый ток:
/> (115)
Встроенный в подстанциюКТПВ-630/6-1,2 выключатель А3792 УУ 5 рассчитан на ток 630 А изготовлены нанапряжение 1140В. Предельная коммутационная способность на отключение 42000А.
/>
/>
Встроенные в подстанциюКТПВ-630/6-1,2 автомат А3792 проходят по этим трем условиям.
3.7.2.2.7 Выбор и проверка уставокмаксимальной токовой защиты
Величина уставки токасрабатывания реле автоматических выключателей,
магнитных пускателейопределяется по формулам для защиты магистралей.
/> (116)
где: /> – уставка тока срабатывания реле, А.
/> -пусковой ток наиболее мощного электродвигателя.
/> – сумма номинальных токов остальныхэлектродвигателей.
Для защиты ответвлений, питающихгруппы одновременно включаемых электродвигателей:
/> (117)
Для защиты одиночногоэлектродвигателя:
/> (118)
Выбранная уставкапроверяется по расчетному минимальному току к.з. по формуле:
/> (119)
где: /> – коэффициент чувствительности защиты, равный 1,5.
Дальнейший расчет сводимв таблицу:
Таблица № 19 – Расчетуставок максимальной защитыТип аппарата защиты
Рн,
Квт
Iн,
А
Iпуск,
А
/>
А
/>
А
/> КТПВ-630/6-1,2 535 347 1306 5163 2550 2,02 ВВ-400Р 535 347 1306 5074 1800 2,8 ПВИР-250БТ 90 62,6 344 5060 500 10 К-500 (подача) 90 62,6 344 2681 500 5,3 ПВИ-315 H+R 445 285 1244 4919 1400 3,5 К-500 (режущая) 445 285 1244 3992 1400 2,85

3.7.2.2 Выборпередвижной участковой подстанции
Выбор силовоготрансформатора УПП №201 (Б) для питания конвейера КСЮ-271:
Таблица № 20 – Характеристика энергопотребителейНаименование потребителей Тип
Электродвигателя
 Кол-во
Двигателей
Шт. Pн,
КВТ
Uн ,
В
I н ,
А
I пуск ,
А Cos. a
КПД ,
h
Лавный привод
КСЮ  ДКВ-355L4 2 250 1140 153 1224 0,88 0,94 Итого: 500
Руст = 500квт.
Мощность трансформаторнойподстанции определяется исходя из расчетной электрической нагрузки Sр присоединенных к подстанциипотребителей по формуле:
/>; КВА (120)
где: hc — коэффициент спроса
/> — Cуммарная установленная мощность потребителей,
/> — установленный коэффициент мощности,для очистных и подготовительных забоев принимают 0,6.
Коэффициент спросаопределяется по формуле:
/> (121)
где: Pmax — мощность наиболее мощногопотребителя,

/>
Cледовательно: мощностьтрансформаторной подстанции определяется по формуле:
/> КВА;
Принимаемк установке подстанцию типа КТПВ 630/6-1,2.
3.7.2.3.1 Выбор ипроверка кабельной сети участка
Магистральный кабель дляпитания лавного привода КСЮ с двумя приводными блоками по 250 КВт определяетсяпо формуле:Рабочий ток в магистральном кабеле определяется по формуле:
/> (122)
где:/>коэффициент спроса длягруппы потребителей получающих питание от магистрального кабеля;
/>суммарная установленная мощностьгруппы потребителей, получающих питание по выбираемому магистральному кабелю, кВт;
/> номинальное напряжение сети, В;
/>средневзвешенный коэффициентмощности, />
/>

Принимаем кабель типаКГЭШ 3х95+3х4+1х10, с />
/>
Условие выполняется,кабель соответствует условиям эксплуатации.
Участок />/> />,
так как принимаем кабельтипа КГЭШ 3х95+3х4+1х10
/>
Условие выполняется,кабель соответствует условиям эксплуатации.
Участок />
/> />, так как принимаем кабель типа
КГЭШ 3х95+3х4+1х10
/>
Условие выполняется,кабель соответствует условиям эксплуатации.
Участок />
/> />, так как принимаем кабель типа
КГЭШ 3х70+3х4+1х10
/>
Условие выполняется,кабель соответствует условиям эксплуатации.
Таблица № 21 – Выбори проверка кабельной сети Обозначение кабеля по схеме Принятый тип кабеля Длительно допустимый ток, А Расчетный ток, А
/> КГЭШ 3х95+3х4+1х10 300 295
/> КГЭШ 3х95+3х4+1х10 300 295
/> КГЭШ 3х95+3х4+1х10 300 153
/> КГЭШ 3х70+3х4+1х10 260 153
Самым мощным и удаленнымэлектродвигателем является электродвигатель лавного привода КСЮ-271:
/> (123)
Таким образом
/> (124)
где: />
/>
/>
/>
/>
Следовательно:
/>
/>
Условие выполнено.
3.7.2.3.2 Проверка кабельной сети подопустимой емкости
 
Таблица № 22 — Проверка кабельнойсети по допустимой емкости№ п/п Обозна-чение кабеля Марка кабеля Длина кабеля
Емкость кабеля
на 1 км,
мкф/фаза
Емкость кабеля
Мкф/фаза 1
/> КГЭШ 3х95+3х4+1х10 0,005 0,77 0,00385 2
/> КГЭШ 3х95+3х4+1х10 0,015 0,77 0,01155 3
/> КГЭШ 3х95+3х4+1х10 0,324 0,77 0,249 4
/> КГЭШ 3х70+3х4+1х10 0,132 0,72 0,095 å 0,36
С учетом емкости электродвигателей иэлектрических аппаратов общая емкость сети равна:
/> (125)
/>
Кабельная сеть подстанцииУПП 201(Б) проходит по допустимой емкости.
 
3.7.2.3.3 Расчет токов короткогозамыкания в участковой сети
Расчет производим методом приведенныхдлин приложенному в ПБ:
/> (126)
Максимальный ток 3хфазного к.з. определяем по формуле:
/>, А (127)
Таблица № 23 – Расчеттоков короткого замыканияТочка к.з
Фактическая длина кабеля,
м
Сечение кабеля,
мм2
Коэффициент
приведения,
/>
Приведенная
длина/>, м
/>
/> КТПВ-630 5163 7744 ВВ-400Р 10 3х95 0,54 5,4 5100 8160 ПВИ-315
10
10
3х95
3х95 0,54 10,8 5054 8086
КСЮ-271
Нижний двигатель
20
132
3х95
3х70
0,54
0,72 106 4200 6300
КСЮ-271
Верхний двигатель
20
324
3Х95
3х95
0,54
0,54 186 3600 5400
3.7.2.3.4 Выборзащитной аппаратуры
Каждый аппарат согласно ПБ долженбыть проверен на:
1 Номинальноенапряжение
2 Номинальный ток
3 Отключающаяспособность при трехфазном к.з.
Номинальное напряжение,на которое изготовлен аппарат должно соответствовать напряжению сети, в которойон будет эксплуатироваться и должно быть не менее его:
/>. (128)
Номинальный ток аппаратадолжен выбираться исходя из максимально возможной нагрузки, при которой онбудет эксплуатироваться:
/> (129)
Отключающая способностьаппарата должна быть в 1,2 раза больше максимально возможного тока трехфазногок.з. на его защимах:

/> (130)
Ток трехфазного к.з. определяется изсоотношения:
/> (131)
Требуемый в этом случае предельныйотключаемый ток:
/> (132)
Встроенный в подстанциюКТПВ-630 выключатель А3792 УУ 5 рассчитан на
ток 630А изготовлены нанапряжение 1140В. Предельная коммутационная способность на отключение 42000А.
/>
/>
Встроенные в подстанциюКТПВ-630 автомат А3792проходят по этим трем условиям.
 
3.7.3.3.5 Выбор ипроверка уставок максимальной токовой защиты
Величина уставки токасрабатывания реле автоматических выключателей,
магнитных пускателейопределяется по формулам для защиты магистралей.
/> (133)
где: /> – уставка тока срабатывания реле, А.
/> -пусковой ток наиболее мощного электродвигателя.
/> – сумма номинальных токов остальныхэлектродвигателей.
Для защиты ответвлений, питающихгруппы одновременно включаемых электродвигателей:
/> (134)
Для защиты одиночногоэлектродвигателя:
/> (135)
Выбранная уставкапроверяется по расчетному минимальному току к.з. по формуле:
/> (136)
где: /> – коэффициент чувствительности защиты, равный 1,5.
Таблица № 24 – Расчетуставок максимальной защитыТип аппарата защиты
Рн,
Квт
Iн,
А
Iпуск,
А
/>
А
/>
А
/>
КТПВ-630/6-1,2
А3742 500 295 1377 5163 2000 2,58 ВВ-400Р 500 295 1377 5100 1800 2,8 ПВИ-315 R+H 250 153 1224 5054 1400 3,6 Верхний двигатель 250 153 1224 3600 1400 2,5 ПВИ-315 R+H 250 153 1224 5077 1400 2,8 Нижний двигатель 250 153 1224 4200 1400 3,0

3.7.2.4 Выбор силовоготрансформатора УПП № 201(В) для питания перегружателя, дробилки, лебедок
Таблица№25 – Характеристика энергопотребителей Наименование потребителей Тип
Электродвигателя
 Кол-во
Двигателей
Шт. Pн,
КВТ
Uн ,
В
I н ,
А
I пуск ,
А Cos. a
КПД ,
h
  1 2 3 4 5 6 7 8 9
  Перегружатель ПСМ ДКВ-355L4 1 250 660 265 2120 0,88 0,94
 
Дробилка
ДУ-1Р69М 2ВР280L4 1 75 660 81 526,5 0,88 0,915
 
Маслостанция
СНЛ-180
АВР280S4Р
АВРВ 132 SB2
2
2
110
7,5
660
660
124
8,25
930
62
0,83
0,86 0,93
  АНУ ВРП225М4 1 55 660 62 782 0,87 0,92
  1 2 3 4 5 6 7 8 9 Лебедка ЛВ-25 ВРП-180 М4 1 30 660 34 204 0,87 0,89 АПШ.1 Трансформатор 2 4 660 — — — — 560 /> /> /> /> /> /> /> /> /> /> />
Руст = 560 квт
Мощность трансформаторнойподстанции определяется исходя из расчетной электрической нагрузки Sр присоединенных к подстанциипотребителей по формуле № 120.
Коэффициент спросаопределяется по формуле № 121.
/>
Cледовательно мощностьтрансформаторной подстанции определяется по формуле:

/> КВА;
Принимаемк установке подстанцию типа КТПВ 630-6/0,69.
3.7.2.4.1 Выбор ипроверка кабельной сети участкаРабочий ток в магистральном кабеле определяется по формуле№ 97
/>
Принимаем кабель типаКГЭШ 3х95+3х4+1х10, в параллель с /> 
/>
Участок /> 
/>
Принимаем кабель типаКГЭШ 3х95+3х4+1х10, в параллель с /> 
/>
Условие выполняется,кабель соответствует условиям эксплуатации.
Участок /> 
/>
Принимаем кабель типаКГЭШ 3х95+3х4+1х10, в параллель с
/> 
/>
Условие выполняется,кабель соответствует условиям эксплуатации.
Участок /> 
/>
Принимаем кабель типаКГЭШ 3х50+3х4+1х10, в параллель с /> 
/>
Условие выполняется,кабель соответствует условиям эксплуатации.
Участок />
/> />, так как принимаем кабель типа
КГЭШ 3х70+3х4+1х10
/>
Условие выполняется,кабель соответствует условиям эксплуатации.
Участок />
/> />, так как принимаем кабель типа
КГЭШ 3х50+3х4+1х10 />
Условие выполняется,кабель соответствует условиям эксплуатации.
Участок />
/>,/>, так как принимаем кабель типаКГЭШ 3х50+3х4+1х10
/>
Условие выполняется,кабель соответствует условиям эксплуатации.
Участок />
/> />, так как принимаем кабель типа
КГЭШ 3х95+3х4+1х10 />
Условие выполняется,кабель соответствует условиям эксплуатации.
Участок />
/> />, так как принимаем кабель типа
КГЭШ 3х70+3х4+1х10 />
Условие выполняется,кабель соответствует условиям эксплуатации.
Участок />
/> />, так как принимаем кабель типа
КГЭШ 3х70+3х4+1х10 />
Условие выполняется,кабель соответствует условиям эксплуатации.
Участок />
/> />, так как принимаем кабель типа
КГЭШ 3х70+3х4+1х10 />
Условие выполняется,кабель соответствует условиям эксплуатации.
Участок />
/> />, так как принимаем кабель типа
КГЭШ 3х70+3х4+1х10 />
Условие выполняется,кабель соответствует условиям эксплуатации.
Участок />
/> />, так как принимаем кабель типа
КГЭШ 3х95+3х4+1х10 />
Условие выполняется,кабель соответствует условиям эксплуатации.
Участок />
/> />, так как принимаем кабель типа
КГЭШ 3х50+3х4+1х10 />
Условие выполняется,кабель соответствует условиям эксплуатации.
Участок />
/> />, так как принимаем кабель типа
КГЭШ 3х35+3х4+1х10 />
Условие выполняется,кабель соответствует условиям эксплуатации.
Участок />
/> />, так как принимаем кабель типа
КГЭШ 3х35+3х4+1х10 />
Условие выполняется,кабель соответствует условиям эксплуатации.
Участок />
/> />, так как принимаем кабель типа
КГЭШ 3х35+3х4+1х10 />
Условие выполняется,кабель соответствует условиям эксплуатации.
Таблица №26 Выбор ипроверка кабельной сетиОбозначение кабеля по схеме Принятый тип кабеля Длительно допустимый ток, А Расчетный ток, А 1 2 3 4
/> КГЭШ 3х95+3х4+1х10 560 539
/> КГЭШ 3х95+3х4+1х10 520 433
/> КГЭШ 3х95+3х4+1х10 300 288
/> КГЭШ 3х50+3х4+1х10 300 53
/> КГЭШ 3х70+3х4+1х10 260 132
/> КГЭШ 3х50+3х4+1х10 200 62
/> КГЭШ 3х50+3х4+1х10 200 62
/> КГЭШ 3х95+3х4+1х10 300 200
/> КГЭШ 3х70+3х4+1х10 260 132
/> КГЭШ 3х70+3х4+1х10 260 132
/> КГЭШ 3х70+3х4+1х10 260 132
/> КГЭШ 3х70+3х4+1х10 260 132
/> КГЭШ 3х95+3х4+1х10 300 265 1 2 3 4
/> КГЭШ 3х50+3х4+1х10 200 81
/> КГЭШ 3х35+3х4+1х10 168 34
/> КГЭШ 3х35+3х4+1х10 168 34
/> КГЭШ 3х35+3х4+1х10 168 34
 
3.7.2.4.2 Проверка кабельной сети по допустимойемкости
Таблица № 27 — Проверкакабельной сети по допустимой емкостиОбозна-чение кабеля Марка кабеля
Длина кабеля
км
Емкость кабеля
на 1 км,
мкф/фаза
Емкость кабеля
Мкф/фаза 1 2 3 4 5 L0-1 КГЭШ 3х95+3х4+1х10 0,015 0,77 0,011 L1-2 КГЭШ 3х95+3х4+1х10 0,030 0,77 0,02 L2-3 КГЭШ 3х95+3х4+1х10 0,090 0,77 0,069 L2-4 КГЭШ 3х50+3х4+1х10 0,0015 0,63 0,0009 L3-5 КГЭШ 3х50+3х4+1х10 0,015 0,63 0,009 L3-6 КГЭШ 3х50+3х4+1х10 0,010 0,63 0,0063 L3-7 КГЭШ 3х50+3х4+1х10 0,005 0,63 0,00315 L0-8 КГЭШ 3х95+3х4+1х10 0,020 0,77 0,0154 L8-9 КГЭШ 3х50+3х4+1х10 0,010 0,63 0,0063 L8-10 КГЭШ 3х50+3х4+1х10 0,020 0,63 0,0126 L8-11 КГЭШ 3х70+3х4+1х10 0,030 0,72 0,02 L8-12 КГЭШ 3х70+3х4+1х10 0,040 0,72 0,02 L3-13 КГЭШ 3х95+3х4+1х10 0,324 0,77 0,24 L13-14 КГЭШ 3х50+3х4+1х10 0,005 0,62 0,031 L13-15 КГЭШ 3х35+3х4+1х10 0,020 0,53 0,01 L13-16 КГЭШ 3х35+3х4+1х10 0,040 0,53 0,02 L13-17 КГЭШ 3х35+3х4+1х10 0,0015 0,53 0,0008 L13-18 КОГЭШ 3х6+1х2,5 0,005 0,35 0,002 å0,497
С учетом емкости электродвигателей иэлектрических аппаратов общая емкость сети равна:
/> (137)
С=1,1*0,497=0,54
Кабельная сеть проходитпо допустимой емкости.
 
3.7.2.4.3 Расчет токовкороткого замыкания в участковой сети
Расчет производим методом приведенныхдлин приложенному в ПБ:
/> (138)
Максимальный ток 3хфазного к.з. определяем по формуле:
/>, А (139)

Таблица № 28 – Расчеттоков короткого замыканияТочка к.з
Фактическая длина кабеля,
м
Сечение кабеля,
мм2
Коэффициент
приведения,
/>
Приведенная
длина/>, м
/>
/> 1 2 3 4 5 6 7 8931 14289 1 15 3х95 0,54 8,1 8480 13568 2
15
30
3х95
3х95 0,54 25 8005 12808 3
15
30
90 3х95 0,54 73 5854 9366
15
30
1,5 3х95 0,54 25,5 8003 12804 5
15
30
90
15
3х95
3х50
0,77
1,0 88 5244 8390 6
15
30
90
10
3х95
3х50
0,77
1,0 83 5480 8768 7
15
30
90
10
3х95
3х50
0,77
1,0 78 5500 8800 8 20 3х95 0,54 10,8 8450 13520 9
20
10
3х95
3х50
0,54
1,0 20,8 8033 12852 10
20
20
3х95
3х50
0,54
1,0 30,8 7556 12089 11
20
30
3х95
3х70
0,54
0,72 32 7500 12000 12
20
40
3х95
3х70
0,54
0,72 40 7079 11326 13
15
30
90
324 3х95 0,54 248 2540 4064 14
15
30
90
324
5
3х95
3х95
3х95
3х95
3х50
0,54
1,0 253 2525 4040 15
15
30
90
324
20
3х95
3х35
0,54
1,41 276 2326 3721 16
15
30
90
324
40
3х95
3х35
0,54
1,41 304 2160 3456 17
15
30
90
324
1,5
3х95
3х35
0,54
1,41 250 2530 4048 18
15
30
90
324
5
3х95
3х6
0,54
8,22 290 2250 3600
3.7.2.4.4 Выборзащитной аппаратуры
Каждый аппарат согласно ПБ долженбыть проверен на:
1 Номинальноенапряжение
2 Номинальный ток
3 Отключающаяспособность при трехфазном к.з.
Номинальное напряжение,на которое изготовлен аппарат должно соответствовать напряжению сети, в которойон будет эксплуатироваться и должно быть не менее его: />.
Номинальный ток аппаратадолжен выбираться исходя из максимально возможной нагрузки, при которой онбудет эксплуатироваться:
/> (140)
Отключающая способностьаппарата должна быть в 1,2 раза больше максимально возможного тока трехфазногок.з. на его защимах:
/> (141)
Ток трехфазного к.з. определяется изсоотношения:
/> (142)
Требуемый в этом случае предельныйотключаемый ток:
/>
Встроенный в подстанциюКТПВ-630 выключатель А3792 УУ 5 рассчитан на
ток 630 А изготовлены нанапряжение 660В. Предельная коммутационная способность на отключение 42000А.
/>
/>
3.7.2.4.5 Выбор ипроверка уставок максимальной токовой защиты
Величина уставки токасрабатывания реле автоматических выключателей,
магнитных пускателейопределяется по формулам для защиты магистралей.

/> (143)
где: /> – уставка тока срабатывания реле, А.
/> -пусковой ток наиболее мощного электродвигателя.
/> – сумма номинальных токов остальныхэлектродвигателей.
Для защиты ответвлений, питающихгруппы одновременно включаемых электродвигателей:/>
Для защиты одиночногоэлектродвигателя:/>/>
Выбранная уставкапроверяется по расчетному минимальному току к.з. по формуле:
/> (144)
где: /> – коэффициент чувствительности защиты, равный 1,5.
Таблица № 29 – Выбор ипроверка уставок максимальной защитыТип аппарата защиты
Рн,
Квт
Iн,
А
Iпуск,
А
/>
А
/>
А
/> 1 2 3 4 5 6 7
КТПВ-630
А3742 560 376 1477 8931 2800 3,1 1 2 3 4 5 6 7 ВВ-400 (Общий) 560 376 1477 8480 2400 3,5 ВВ-400 (СНЛ-180) 110 132 992 8450 1400 6,04 ПВИ-250 (СНЛ-180 (1)) 110 132 992 8033 1250 6,42 ПВИ-250 (СНЛ-180 (2)) 110 132 992 7556 1250 6,05 ПВИ-250 (СНЛ-180 (3)) 110 132 992 7500 1250 6 ПВИ-250 (СНЛ-180 (4)) 110 132 992 7079 1250 5,6 ПВИ-250 (АНУ) 55 62 380 8003 500 16 ПВИ-315 (ПСМ) 250 265 2120 5244 2200 2,3 ПВИ-250 (ДУ) 90 81 526,5 5480 750 7,3 ПМВИР-41 (ЛПК-10) 30 34 204 5500 200 27,5 ВВ-400 (Общий в/ш) 5854 1500 3,9 ПМВИР-41 (ЛВ-25) 30 34 204 2160 200 10,8 ПМВИР-41 (ЛПК-10) 30 34 204 2326 200 11,63 ПВИ-125 (УНР-0,2) 16 18 108 2530 250 10,1 ПМВИР-41 (БЖ-45) 7,5 8,2 57 2250 80 28
3.7.2.5 Выбор силовоготрансформатора УПП № 201 для питания ленточного конвейера
Таблица№ 30 – Характеристика энергопотребителейНаименование потребителей Тип
Электродвигателя
 Кол-во
Двигателей
Шт. Pн,
КВТ
Uн ,
В
I н ,
А
I пуск ,
А Cos. a
КПД ,
h Ленточный конвейер 1ЛТ100 АВР-280L4 1 160 660 265 2120 0,88 0,94 Натяжная ЧЛ-1 АВРВ 132 SB2 2 7,5 660 8,25 62 0,86 0,93 167.5
Руст = 167.5квт
Мощность трансформаторнойподстанции определяется исходя из расчетной электрической нагрузки Sр присоединенных к подстанциипотребителей по формуле № 120.
Коэффициент спросаопределяется по формуле №121.
/>
Cледовательно мощностьтрансформаторной подстанции определяется по формуле:
/> КВА;

Принимаемк установке подстанцию типа КТПВ 630-6/0,69.
3.7.2.5.1 Выбор ипроверка кабельной сети участка
Магистральный кабель дляпитания ленточных конвейеров, и т.д. определяется по формуле:Рабочий ток в магистральном кабеле определяется по формуле№ 122.
Для ленточных конвейеров:
/>
Принимаем кабель типаКГЭШ 3х70+3х4+1х10, с /> 
/>
Условие выполняется,кабель соответствует условиям эксплуатации.
Таблица №30 – Выбор ипроверка кабельной сети Обозначение кабеля по схеме Принятый тип кабеля Длительно допустимый ток, А Расчетный ток, А 1 2 3 4
/> КГЭШ 3х70+3х4+1х10 260 240 1 2 3 4
/> КГЭШ 3х50+3х4+1х10 200 184
/> КГЭШ 3х50+3х4+1х10 200 176
/> КОГЭШ 4х6+1х2,5 24 8,2
 
Таблица № 31 — Проверкакабельной сети по допустимой емкости№ п/п Обозна-чение кабеля Марка кабеля
Длина кабеля
км
Емкость кабеля
на 1 км,
мкф/фаза
Емкость кабеля
Мкф/фаза 1
/> КГЭШ 3х70+3х4+1х10 0,015 0,72 0,01 2
/> КГЭШ 3х50+3х4+1х10 0,128 0,63 0,08 3
/> КГЭШ 3х50+3х4+1х10 0,005 0,63 0,00315 4
/> КОГЭШ 4х6+1х2,5 0,005 0,35 0,0018 å0,18
С учетом емкости электродвигателей иэлектрических аппаратов общая емкость сети равна:
/> (145)
С=1,1*0,18=0,198
Кабельная сеть проходитпо допустимой емкости.
3.7.2.5.2 Расчет токовкороткого замыкания в участковой сети
Расчет производим методом приведенныхдлин приложенному в ПБ:
/> (146)
Максимальный ток 3хфазного к.з. определяем по формуле:
/>, А (147)
Таблица № 32 – Расчеттоков короткого замыканияТочка к.з
Фактическая длина кабеля,
м
Сечение кабеля,
мм2
Коэффициент
приведения,
/>
Приведенная
длина/>, м
/>
/> 8931 14289 1 15 3х70 0,72 10,8 8480 13568 2
15
128
3х70
3х50
0,72
1,0 138,8 3949 6318 3
15
128
5
3х70
3х50
0,72
1,0 143,8 3900 6240 4
15
128
5
3х70
3х50
3х6
0,72
1,0
8,22 184 3294 5270
3.7.2.5.3 Выборзащитной аппаратуры
Каждый аппарат согласно ПБ долженбыть проверен на:
1 Номинальноенапряжение
2 Номинальный ток
3 Отключающаяспособность при трехфазном к.з.
Номинальное напряжение,на которое изготовлен аппарат должно соответствовать напряжению сети, в которойон будет эксплуатироваться и должно быть не менее его: />.
Номинальный ток аппаратадолжен выбираться исходя из максимально возможной нагрузки, при которой онбудет эксплуатироваться:
/>
Отключающая способностьаппарата должна быть в 1,2 раза больше максимально возможного тока трехфазногок.з. на его защимах:
/> (148)
Ток трехфазного к.з. определяется изсоотношения:
/> (149)

Требуемый в этом случае предельныйотключаемый ток:
/> (150)
Встроенный в подстанциюКТПВ-630 выключатель А3792 УУ 5 рассчитан на
ток 630 А изготовлены нанапряжение 660В. Предельная коммутационная способность на отключение 42000А.
/>
/>
3.7.2.5.5 Выбор ипроверка уставок максимальной токовой защиты
Величина уставки токасрабатывания реле автоматических выключателей,
магнитных пускателейопределяется по формулам для защиты магистралей.
/> (151)
где: /> – уставка токасрабатывания реле, А.
/> -пусковой ток наиболее мощного электродвигателя.
/> – сумма номинальных токовостальных электродвигателей.
Для защиты ответвлений, питающихгруппы одновременно включаемых электродвигателей:/>
Для защиты одиночногоэлектродвигателя:/>/>
Выбранная уставкапроверяется по расчетному минимальному току к.з. по Формуле №144
Таблица № 33 – Выбор ипроверка уставок максимальной токовой защитыТип аппарата защиты
Рн,
Квт
Iн,
А
Iпуск,
А
/>
А
/>
А
/>
КТПВ-630
А3792 342,5 2820 1800 1,56 ВВ-400 (Общий конвейеров) 242,5 240 1321 8480 1600 5,3 ПВИ-250 (1ЛТ100) 160 176 1232 3900 1250 3,12 ПМВИР-41 (ЧЛ-1) 7,5 8,2 62 3294 80 41
 
3.7.3 Меры безопасности
Защита людей от пораженияэлектрическим током осуществляется применением технологического заземления.Общее время отключения поврежденной сети напряжением 660В не должно превышать0.2сек, а напряжением 1140В-0.12сек.
При монтаже и ремонте электрооборудованияв шахте, осуществляется контроль за содержанием метана в месте проведенияработ. Запрещается:
— оперативноеобслуживание электроустановок напряжением выше 1140В, без защитных средств(перчаток, бот и т.д.);
— обслуживание иуправление электроустановками, напряжением до 1140В, не защищенными релеутечки, без диэлектрических перчаток;
— ремонтировать электрооборудованиеи кабель, находящиеся под напряжением;
— эксплуатировать электрооборудование,при неисправных средствах взрывозащиты, блокировках, заземлении, аппаратахзащиты, нарушении схем защиты в поврежденных кабелях;
— иметь под напряжением неиспользуемыеэлектрические сети, за исключением резервных;
— открывать крышкиэлектрооборудования без снятия напряжения и замера газа.

4. ОХРАНА ТРУДА И ПРОМЫШЛЕННАЯБЕЗОПАСНОСТЬ
 
4.1Противопожарная защита
Вподземных выработках шахты «Осинниковская» для борьбы с пожарами и пылью спроектированобъединенный пожарно-оросительный трубопровод.
Подземныйпожарно-оросительный трубопровод должен обеспечивает:
— подачуводы на тушение пожара и устройство водяных завес на пути его распространения влюбой точке горных выработок шахты;
— подачу воды на орошение и пылеподавление.
Припроектировании подземного пожарно-оросительного трубопровода шахтыруководствовались требованиями “Инструкции по противопожарной защите угольныхшахт” к параграфу 553 Правил безопасности в угольных шахтах (РД 05-94-95),раздела “Трубопроводы, прокладываемые в горных выработках” ВНТП 36-84 и“Инструкциями по борьбе с пылью и пылевзрывозащите и Правилами безопасности вугольных шахтах”.
Разводкапожарно-оросительного трубопровода в горных выработках шахты осуществляется сучетом схемы вскрытия и подготовки шахтного поля, а также перспективы развитиягорных работ.
Подачаводы в шахту от основного источника, предусматривается с промплощадки,расположенной в центре шахтного поля.
Системаподачи воды в шахту базируется на достаточно надежных источниках водоснабжения,расположенных, на поверхности шахты.
Подачаводы в шахту должна предусматривается по двум независимым трубопроводам,проложенным, по разным воздухоподающим стволам и закольцованным между собой нарабочих горизонтах.
Подачаводы на каждый рабочий горизонт шахты осуществляется по двум, проложенным вразных выработках трубопроводам, которые закольцованы между собой.
Впроекте предусмотрено использование в качестве резерва для подачи воды напожаротушение всех имеющихся в горных выработках трубопроводов (водоотливныхмагистралей, пульпопроводов, воздухопроводов и др.) кроме дегазационных.
Сетьпожарно-оросительного трубопровода шахты состоит из магистральных и участковыхлиний.
Диаметрмагистральных и участковых линий пожарно-оросительной сети шахты определен наосновании расчета их пропускной способности, диаметр магистральных линий 150 мм, участковых линий 100 мм.
Подачаводы в ПОТ, проложенный по выработкам, оборудованным ленточными конвейерами,обеспечивается с двух сторон (кроме конвейерных штреков лав).
Длягашения избыточного напора при подаче воды в пожарно-оросительную сеть шахты споверхности следует предусмотрено:
— использование разгрузочных водоемов;
— использование гидравлических редукторов.
Прииспользовании в качестве резерва запаса воды для подземного пожаротушения водосборниковводоотлива, вода из этих водосборников перед подачей в пожарно-оросительнуюсеть проходит очистку до установленных норм и не содержит механическихпримесей, препятствующих работе автоматических установок водяного пожаротушенияи регулирующей арматуры.
Расположениеи крепление трубопроводов в горных выработках следует производиться по чертежамтиповых сечений.
Размещениетрубопроводов обеспечивает доступность и удобство их осмотра, монтажа идемонтажа, а также использования при тушении пожара.
Дляпрокладки пожарно-оросительного трубопровода на шахте «Осинниковская» применяютстальные электросварные, стальные водогазопроводные и стальные бесшовныегорячекатанные трубы.
Толщинастенки и диаметр труб должны выбираются на основании проведенных гидравлическихрасчетов, в соответствии с полученными величинами максимального напора ипропускной способности в линиях трубопровода.
Длякрепления трубопроводов, прокладываемых или подвешиваемых, в выработках с угломнаклона от 5 до 30°, следует применяют противоугонные устройства (типавертлюг), а при углах наклона более 30° — опорные стулья и колена.
Всоответствии с “Инструкцией по устройству, осмотру и измерению сопротивленияшахтных заземлений” к ПБ, в проекте предусмотрено защитное заземление ставапожарно-оросительного трубопровода шахты во всех местах, где имеются электродызаземления.
 
4.2 Пылевзрывозащитныемероприятия
Пылевзрывозащита шахты«Осинниковская» представляет комплекс мероприятий по предупреждению илокализации взрывов пыли включающий:
— определение взрывчатыхсвойств угольной и сланцевой пыли;
— определениеинтенсивности пылеотложения в горных выработках;
— выбор и выполнениевзрывозащитных мероприятий по снижению интенсивности пылеотложения,предупреждению и локализации взрывов пыли;
— контрольпылевзрывоопасности горных выработок.
В результате расчётов,выполненных в соответствии с «Руководством по борьбе с пылью и пылевзрывозащитена угольных и сланцевых шахтах» составляется график периодичности осланцеваниягорных выработок и производится расчёт расхода инертной пыли по участкам намесяц, квартал.
Для локализации взрывовугольной пыли производится установка сланцевых заслонов.
Для предупреждения взрываугольной пыли предусматривается:
— уборка и смыв угольнойпыли;
— осланцевание выработокинертной пылью;
— сланцевые заслоны.
Сланцевыми заслонамиизолированы:
— очистные выработки;
— забои подготовительныхвыработок, проводимых по углю или по углю и породе;
— крылья шахтного поля вкаждом пласте;
— конвейерные выработки.
Заслоны размещаются ввыработках, на входящей и на исходящей струях изолируемых выработок.
Защита забоевподготовительных выработок до внедрения автоматических систем осуществляетсярассредоточенными заслонами. Сланцевые заслоны устанавливаются на расстоянии неменее 60 м и не более 300м от забоев очистных и подготовительных выработок,сопряжений откаточных и вентиляционных штреков с бремсбергами, уклонами,квершлагами.
Для пылеподавления вовремя работы проходческих и очистных комбайнов предусматриваются оросительные устройства заводского изготовления.
Для обеспыливаниявоздушного потока и снижения отложений пыли на вентиляционном штреке лавы в10-15м от очистного забоя устанавливается противопылевая водяная завеса.Оросители водяной завесы устанавливаются таким образом, чтобы сечение выработкибыло полностью перекрыто факелами распыляемой жидкости.
Подавление пыли,образующейся на перегрузках угля с конвейера на конвейер, осуществляется путёмокожушивания пересыпов мешковиной (кроме лавного конвейера) и орошением её спомощью конусных или зонтичных оросителей, которые устанавливаются над местомперегруза горной массы таким образом, чтобы факел распыляемой воды перекрывалочаг пылеподавления. Давление воды у оросителей должно быть не менее 0,5МПа, аудельный расход воды не менее 5,0лит/т.
4.3 Средстваиндивидуальной защиты
Работники шахты«Осинниковская» обеспечиваются средствами индивидуальной защиты в соответствиис действующими нормами.
Защита органов дыханияосуществляется с помощью противопылевых респираторов «Лепесток», которымиобеспечиваются все работники спускающиеся в шахту.
На шахте используютсяизолирующие самоспасатели ШСС-1У, ШСС-Т.
4.4 Запасные выхода
На каждой действующейшахте должно быть не менее двух отдельных выходов на поверхность,приспособленных для передвижения людей. Каждый горизонт шахты должен такжеиметь не менее двух отдельных выходов на вышележащий горизонт или поверхность,приспособленных для передвижения людей. Для шахты «Осинниковская» выходом наповерхность в случае аварии является клетьевой ствол, при реверсии воздушнойструи запасным выходом на поверхность является вентиляционный ствол «ЧернаяТайжина», оборудованный клетьевым подъемом.
4.5 Экология
При ведении горных работна шахте «Осинниковская» принимаются меры по сохранению водных бассейнов ирельефа местности. Вода, откачиваемая из шахты, а также хозяйственно-бытовыестоки перед сбросом их в гидрографическую сеть очищаются и обеззараживаютсясогласно требованиям законодательства об охране окружающей природной среды.

5. ЭКОНОМИЧЕСКАЯ ЧАСТЬ
 
5.1 Выбор иобоснование организационно-правовой формы
Филиал «Шахта«Осинниковская» образована на месте бывшей «Шахты «Капитальная». По своемупроизводственному принципу входит в состав ОАО ОУК «Южкузбассуголь».
5.2 Выбор иобоснование производственной структуры предприятия
Каждое угледобывающеепредприятие состоит из участков, хозяйств и организаций, обслуживающихпроизводственно-технические процессы. Совокупность этих подразделенийпредставляют собой общую структуру угольного предприятия. Совокупностьпроизводственных подразделений и их взаимосвязь составляют производственноепредприятие.
Число структурныхподразделений зависит от производственной мощности шахты, района еерасположения и горно-геологических условий залегания пластов.
Структура управленияшахтой предусматривает наличие ряда функциональных организаций, состоящей изработников соответствующих специальностей.
5.3 Выбор режимаработы шахты, участка, рабочих
Режим работы шахтыпринимаем, как непрерывная рабочая неделя. Количество рабочих дней в году 365.Число рабочих смен в сутки 4, продолжительность смены 6 часов.
Режим работы рабочихпрерывная рабочая неделя с двумя выходными днями по скользящему графику.
Кратко работу предприятияи рабочих можно охарактеризовать, как 7+0, 5+2.
5.4 Расчетсебестоимости добычи 1т угля по участку
Расчет себестоимостидобычи производится по следующим элементам:
1) материальныезатраты;
2) затраты на оплатутруда;
3) отчисления насоциальные нужды;
4) амортизацияосновных фондов.
5.4.1 Расчетсебестоимости по элементу «Материальные затраты»
Расчет себестоимости поэлементу «Материальные затраты» по участку осуществляется по:
1) материалам;
2) электроэнергии;
3) работам и услугампроизводственного характера, выполняемые сторонними предприятиями илипроизводствами и хозяйствами предприятия, не относящиеся к основному видудеятельности.
5.4.1.1 Расчет затратна материалы
Расчет затрат наматериалы производится на основе норм расхода отдельных видов материалов,которые принимаются по паспортам крепления, утвержденным нормативам.
Таблица № 34 — Расчетзатрат на материалы по очистному забоюМатериалы Расход за единицу времени (месяц) Цена за единицу, руб. Сумма затрат на месяц, руб. 1 2 3 4 Зубки, шт. 5410 200 1082000 1 2 3 4 СВП-17 L=3м 225 1000 225000 Солидол, т 1 16000 16000 Кабель КГЭШ 180 700 126000 Лесоматериалы, м3 300 1700 510000 Масло, т 10 15000 150000 Присадка для эмульсии, т 5 200000 1000000 Зап. части, руб. – – 700000 Неучтенные – – 381000 Всего – – 4190000
Таблица № 35 — Расчетзатрат на материалы по подготовительному забоюМатериалы Расход за единицу времени (месяц) Цена за единицу, руб. Сумма затрат на месяц, руб. Анкера АСП, шт. 1350 64 86400 Анкера ШК-1М, шт. 2700 57 153900 ПП-4.5, шт. 270 248 66960 Хим. ампула, шт. 1350 23 31050 Решетка, шт. 1215 160 194400 Зубки, шт. 1000 114,00 114000 Солидол, т 0,15 15800 2370 Резец РП-7, шт. 200 67,20 13440 Вент. труба, м 270 200 54000 Неучтенные – – 35530 Всего – – 752050
Затраты на материалы на1т добычи:
/>, руб./т, (152)
/>=58,6 руб./т
Затраты на материалы на1п.м. выработки:

/>, руб./м, (153)
/>=2785 руб./м.
5.4.1.2 Расчет затратна электроэнергию
Зэл =Рmax*b+Wa*a, руб, (154)
где, Рmax – заявленная активная мощность, кВт;
b – плата за 1кВт заявленной мощности,руб.;
Wa – расход активной энергии, кВт*ч;
a – плата за 1кВт*ч, руб.
Таблица № 36 — Затраты наэлектроэнергию по очистному участкуПотребители Мощность привода, кВт Время работы за сутки Расход, кВт*ч Тариф за кВт*ч Затраты, руб./сут. 1 2 3 4 5 6 Комбайн К 500Ю 535 18 9630 0.5 4815 Конвейер КСЮ 271 750 18 13500 0.5 6750 Перегружатель ПСМ-30 250 18 4500 0.5 2250 Ленточный конвейер ПТ-120 500 20 10000 0.5 5000 СНТ-32 165 20 3300 0.5 1650 1 2 3 4 5 6 Дробилка ДУ1Р 75 18 1050 0.5 525 Итого: 2275 41980 20990
Зэл.оч.=2275*120+1259400*0.5=902700 руб.;
Затраты на электроэнергиюна 1т добычи составят

/>, руб./т, (155)
/>=14 руб./т.
Таблица № 37 — Затраты наэлектроэнергию по подготовительному забоюПотребители Мощность, кВт Время работы за сутки Расход, кВт*ч Тариф за кВт*ч Затраты, руб./сут. Комбайн П110-01 190 10 1900 0.5 950 Перегружатель ППЛ-800 15 11 165 0.5 82.5 Ленточный конвейер ПТ 120 500 12 6000 0.5 3000 ЗИФ ШВ-5 55 9 495 0.5 643.5 ВМ-8М 100 24 2400 0.5 3120 Итого 860 – 10960 5480
Зэл.пр.=860*120+328800*0.5=267600 руб.
Затраты на электроэнергиюна 1п.м. выработки
/>, руб./м, (156)
/>=991 руб./м.
Таблица № 38 -Себестоимостьпо элементу «Материальные затраты», очистного забоя.Статьи затрат Величина, руб./т Материалы 58,6 Электроэнергия по двуставочному тарифу 14 Итого: 72.6

Таблица №39 — Себестоимостьпо элементу «Материальные затраты», по подготовительному забою.Статьи затрат Величина, руб./м Материалы 2785 Электроэнергия по двуставочному тарифу 991 Итого: 3700
5.4.2 Расчет затрат поэлементу «Затраты на оплату труда»
Определение величиныфонда заработной платы
ФЗПППП =НС.Ш.*ДШ,руб., (157)
где, НС.Ш. –норматив заработной платы на одну тонну добычи по шахте, руб./т;
ДШ – объемдобычи, т.
ФЗПППП=90*142890=12860100 руб.
Определение нормативазаработной платы одного работника ППП шахты.
/>, руб./т, (158)
где ЧШ –среднесписочная численность работников ППП шахты, чел
/>=0,08 руб./т
Установление нормативовзаработной платы на одну тонну добычи, расчет заработной платы потехнологическим процессам.
Для установлениянормативов заработной платы на одну тонну добычи и расчета фонда потехнологическим процессам шахты к нормативу заработной платы в себестоимости 1тугля, приходящегося на одного трудящегося ППП, применяются коэффициентыприоритета в заработной плате.
Определение нормативазаработной платы по каждому процессу работ:
НСi =НППП*Кi*Чi, руб., (159)
где Кi – коэффициент приоритета в заработнойплате по i-му производственному процессу шахты;
Чi – численность ППП на i-м производственном процессе шахты,чел.
НС1=0.08*1.5983*194=24.8;
НС2=0.08*1.1716*198=18.6;
Определение фондазаработной платы по i-томупроизводственному процессу
ФЗППППi = НСi*ДШ, руб.,(160)
ФЗПППП1=24.8*142890=3543672 руб.;
ФЗПППП2=18.6*142890=2657754руб.;
5.4.2.1 Расчетзаработной платы работников очистного участка
Определение постоянной ипеременой частей фонда заработной платы очистного участка. При начислении заработнойплаты по очистным участкам и бригадам устанавливается порядок, при котором фонди среднемесячная заработная плата определяются объемами добычи угля.
Среднемесячная заработнаяплата, установленная для различных уровней добычи, подразделяется на тарифныйзаработок с доплатами и районным коэффициентом и сдельную часть с районнымкоэффициентом, изменяющуюся с изменением объемов добычи.

ФЗПОЧ.УЧ. = ТФЗП+НЗПСД*Д,руб., (161)
где, ТФЗП –тарифный фонд заработной платы ППП, руб.;
НЗПСД –норматив заработной платы на сдельную часть, руб./т;
Таблица № 40 — Расчеттарифного фонда заработной платы очистного участкаРаботники Количество работников, чел. Заработная плата одного работника, руб./мес. Тарифный фонд заработной платы, руб./мес. Начальник участка 1 30880 30880 Зам. начальника участка 1 25090 25090 Пом. начальника участка 1 23160 23160 Механик 1 28950 28950 Пом. механика 1 22195 22195 Горный мастер 6 21230 127380 Итого руководителей и специалистов 11 – 257655 ГРОЗ, МГВМ 67 19300 1293100 Электрослесарь 5 разряда 5 19300 96500 Электрослесарь 4 разряда 5 16926 84630 Электрослесарь 3 разряда 3 10036 30108 ГРП 3 разряда 6 10036 60216 Всего по рабочим участка 86 – 1564554 Итого по участку 97 – 1822209
Определение переменнойчасти фонда заработной платы очистного участка:
НЗПСД*Д =ФЗПОЧ.УЧ. — ТФЗП, руб., (162)

Определение нормативазаработной платы ГРОЗ очистного участка на сдельную часть заработной платы приплановой добыче:
/>, руб./т,(163)
/> =12 руб./т
Определение нормативазаработной платы одного ГРОЗ на сдельную часть заработной платы при плановойдобыче:
/>, руб./т, (164)
/> =0,18 руб./т
5.4.2.2 Расчетзаработной платы работников проходческого участка
Расчет постоянной частизаработной платы работников проходческого участка. При расчете величинызаработной платы по подготовительным участкам устанавливается порядок, прикотором фонд заработной платы и среднемесячная заработная платаклассифицируются по признаку влияния или зависимости от скорости подвиганиявыработок.
Определение переменнойчасти фонда заработной платы проходческого участка:/>
ФЗППОДГ.УЧ. =ТФЗП+НЗПСД*С,руб, (165)
где, С – протяженностьпроведения выработок, м.
НЗПСД*С =ФЗППОДГ.УЧ.-ТФЗП, руб., (166)
НЗПСД=/>=/>=1643 руб., (167)
Таблица №41 — Расчеттарифного фонда заработной платы подготовительного участка для двух забоевРаботники Количество работников, чел Заработная плата одного работника, руб./мес. Тарифный фонд заработной платы, руб./мес. 1 2 3 4 Начальник участка 1 30880 30880 Зам. начальника участка 1 25090 25090 Пом. начальника участка 1 23160 23160 1 2 3 4 Механик 1 28950 28950 Пом. механика 1 22195 22195 Горный мастер 6 21230 127380 Итого руководителей и специалистов 11 – 257655 Проходчики 5 разряда 56 19300 1080800 Электрослесари 5 разряда 6 19300 115800 Электрослесари 4 разряда 8 16926 135408 Электрослесари 3 разряда 6 10036 60216 ГРП 3 разряда 12 10036 120432 Всего по рабочим участка 88 – 1512656 Итого по участку 99 – 1770311
Расчет затрат по элементу«Затраты на оплату труда»
Определение затрат поэлементу «Затраты на оплату труда» на 1 т:

/>, руб./т, (168)
/>=90 руб./т
Определение затрат поэлементу «Затраты на оплату труда» на 1 п.м. выработки:
/>, руб./м, (169)
/>=4922 руб./м.
5.4.3 Расчет затрат поэлементу «Отчисления на социальные нужды»
Величина затрат элемента«Отчисления на социальные нужды» складывается из единого социального налога иобязательного медицинского страхования от несчастных случаев на производстве исоставляет 44,1% от элемента себестоимости «Затраты на оплату труда».
Определение затрат поэлементу «Отчисления на социальные нужды» на 1т угля:
/>, руб./т, (170)
/>=40 руб./т
Определение затрат поэлементу «Отчисления на социальные нужды» на 1п.м выработки:
/>, руб./м, (171)
/>. =2170 руб./м
5.4.4 Расчет затрат поэлементу «Амортизация основных фондов»
Расчет затрат по элементу«Амортизация основных фондов» осуществляется по нормам амортизации.
Определение затрат поэлементу «Амортизация основных фондов» на 1т угля:
/>, руб./т, (172)
Таблица №42 — Расчетзатрат по элементу «Амортизация основных фондов» по очистному участкуПеречень машин и оборудования Количество, шт. Стоимость единицы оборудования, руб. Стоимость всего, руб. Норма амортизации, % в год Амортизация, руб. 1 2 3 4 5 6 Мех. крепь МКЮ 4/32.11 134 993000 133062000 22.2 2461647 1 2 3 4 5 6 Комбайн К 500Ю 1 10000000 10000000 22,2 185000 Конвейер КСЮ 271.38 1 9950000 9950000 22,2 184075 Перегружатель ПСМ-30 1 1192199 1192199 33 32785.5 Ленточный конвейер 2ПТ-120 1 4774588 4774588 20 79577 Маслостанция СНЛ-180 4 1300000 5200000 22,2 96200 Магнитная станция 1 553000 553000 22,2 10230.5 Подстанция 5 800000 4000000 22,2 74000 Пускатели 30 57000 1710000 22,2 31635 Выключатель ВВ-400 10 80000 800000 22.2 14800 Установка УВЦГ-15 1 3000000 3000000 22.2 55500 Лебедка ЛПК-10 2 400000 800000 22.2 14800 Дробилка 1 400000 400000 33 11000 Итого: – – 175441787 – 3251250
/>=46 руб./т.
Определение затрат поэлементу «Амортизация основных фондов» на 1п.м выработки:
/>, руб./м, (173)
Таблица № 43 — Расчетзатрат по элементу «Амортизация основных фондов» по подготовительному участкуПеречень машин и оборудования Количество, шт. Стоимость единицы оборудования, руб. Стоимость всего, руб. Норма амортизации, % в год Амортизация, руб. 1 2 3 4 5 6 Комбайн П 110-01 1 11784650 11784650 22,2 21801.6
Бур. Станок
«WОMBAT» 2 250000 500000 50 20833,33 Перегружатель ППЛ-800 1 72750 72750 33 2000.6 Ленточный конвейер 2ПТ-120 1 3774588 3774588 20 62909.8 Компрессор ЗИФ ШВ-5 1 170000 170000 33 4675 Подстанция 3 765176 2295528 22,2 42467.3 Пускатели 15 43744 656160 22,2 12139 Вентилятор ВМ-8М 4 144390 577560 27 12995 Итого: – – 22412372 – 179821.6
/>=666 руб./м.
5.4.5 Участковаясебестоимость
Таблица № 44 — Своднаятаблица себестоимости 1т угляЭлементы затрат Величина, руб./т Материальные затраты 72.6 Затраты на оплату труда 90 Отчисления на социальные нужды 40 Амортизация основных фондов 46 Итого: 246.6
Таблица № 45 — Своднаятаблица себестоимости 1п.м выработкиЭлементы затрат Величина, руб./м Материальные затраты 3700 Затраты на оплату труда 4922 Отчисления на социальные нужды 2170 Амортизация основных фондов 666 Итого: 11458
5.4.6 Сравнениеплановой и проектной величины участковой себестоимости
Таблица № 46 — Сравнениеплановой и проектной величины участковой себестоимости 1т угляЭлементы затрат Величина, руб./т ± к факту Факт Проектная Материальные затраты 96,12 72,6 -23,52 Затраты на оплату труда 120,6 90 -30,6 Отчисления на социальные нужды 53,2 40 -13,2 Амортизация основных фондов 43,08 46 +2,92 Итого: 315 246,6 -68,4
Таблица № 47 — Сравнениеплановой и проектной величины участковой себестоимости 1м выработкиЭлементы затрат Величина, руб./т ± к факту Факт Проектная Материальные затраты 3802 3700 -102 Затраты на оплату труда 5266 4922 -344 Отчисления на социальные нужды 2322 2170 -152 Амортизация основных фондов 1775 666 -1109 Итого: 13165 11458 -1707

6. СПЕЦИАЛЬНАЯ ЧАСТЬ
 
6.1 Повышениеэффективности вспомогательного транспорта
 
6.1.1 Анализ основныхтехнологических звеньев шахты
После сдачи шахты вэксплуатацию и освоения проектной мощности наступает, сравнительно длительный«стабильный» период ее работы. Однако стабильным его можно считать весьмаусловно, так как в это время появляются «узкие» места в пропускной способностикакого-либо основного технологического звена шахты.
Рассмотрим графикпропускной способности основных технологических звеньев шахты.
1-  горные работы (добыча угля,проведение подготовительных выработок, вскрытие и подготовка шахтного поля)- нашахте работает два очистных забоя, где используется высокопроизводительнаятехника и оборудование, это очистные комбайны KSW-500, К-500, лавный привод «Анжера», перегружательПСП-30, механизированный комплекс МКЮ 4-11/32. С использованием такогооборудования и техники, можно увеличить суточную добычу до 8,5 тыс. т в сутки.В проходческих забоях применяются комбайны П 110-01, КП 21, КСП 32, бурильныеустановки типа «Rambor» и «Wombat».
2-  основной подземный транспорт.Транспортирование угля из очистных и подготовительных забоев осуществляется сиспользованием ленточных конвейеров ПТ-120. Такая конвейерная линияобеспечивает выдачу горной массы в объеме 10 тыс.т в сутки.
3-  технологический комплекс поверхности,способен обеспечить работу предприятия в режиме 12 тыс.т в сутки.
4-  вспомогательный подземный транспорт.Из графика видно, что вспомогательный транспорт способен работать в режиме 6тыс. т в сутки, что не позволит увеличить фактический уровень суточной добычишахты до планируемого.
5-  водоотлив.
6-  общешахтная вентиляция.
Водоотлив и вентиляцияспособны работать в режиме 12 тыс. т в сутки.
Из графика видно, чтовспомогательный транспорт не способен обеспечить шахту для нормальной работы, аналичие даже одного «узкого» звена не только исключает дальнейшее развитиешахты, но и ухудшает в последующем все технико-экономические показатели ееработы. Улучшить технико-экономические показатели можно за счет техническогопереоборудования основных и вспомогательных технологических звеньев.
6.1.2 Анализсуществующей технологической схемы вспомогательного транспорта
На шахте «Осинниковская»вспомогательный груз и люди доставляются в шахту при помощи клетьевого подъема.
Доставка материалов,оборудования и людей осуществляется при помощи рельсового транспорта,электровозов типа АМ-8Д и 2АМ-8Д. Для доставки материалов и оборудованияиспользуются вагонетки типа ПС-3,5; ВГ-3,3; ВЛ-900, а для перевозки людейвагонетка типа ВЛ-18. Груз и люди доставляются до участковых уклонов, далее поуклонам с помощью рельсового транспорта и канатной тяги вспомогательный груз икрепежный материал доставляется до устьев подготовительных забоев и устьеввыработок очистных забоев. Для доставки в подготовительные забои грузперегружается в «волокушу» и с помощью лебедок ЛВ-25, напочвенной дорогидоставляется в забой. Транспортировка груза и материалов в очистной забойпроизводится по рельсовым путям лебедками. При этом за смену удается доставитьи выгрузить не более двух вагонов материалов, на доставке занято 4-5 человек всмену.

6.1.3 Анализ новыхсуществующих схем и средств транспортирования вспомогательных грузов
Средства транспортавспомогательного назначения, предназначенные для доставки материалов,оборудования и людей по различным звеньям технологической схемы транспорташахты, должны удовлетворять комплексно взаимосвязанным требованиям единойсистемы вспомогательного транспорта шахты, которая должна надежно ибесперебойно обеспечивать работу очистных и подготовительных забоев при высокихтехнико-экономических показателях ее эксплуатации.
Для доставкивспомогательных грузов используют локомотивный транспорт, канатные имонорельсовые установки, самоходные вагоны и автомобили, колесные тракторы итягачи, грузолюдские конвейеры и другое транспортное оборудование.
По конструктивномупризнаку вспомогательный транспорт делят на рельсовый, безрельсовый,канатно-подвесные и монорельсовые дороги.
Выбор видавспомогательного транспорта для конкретной технологической схемы транспортадолжен обосновываться технико-экономическим расчетом конкретныхгорно-геологических и горнотехнических условий, а также того, что при измененииусловий (длины транспортирования, объемов перевозок и др.)конкурентоспособность отдельных видов вспомогательного транспорта можетизменяться. Однако вид транспорта для доставки материалов по конкретномутранспортному звену и шахте в целом должен обеспечивать доставку рабочих крабочему участку за указанное выше время.
При выборе видавспомогательного транспорта отдельного звена необходимо учитывать: требуемыйобъем и номенклатуру перевозимых грузов, массу и размеры наиболее тяжелых грузовыхединиц и производительность доставки; вид вспомогательного транспорта в смежныхзвеньях; чтобы избежать или свести к минимуму перегрузки с одного видатранспорта на другой (при наличии перегрузочных операций, последние должны бытьполностью механизированы); необходимость спуска груза в шахту средствамирельсового транспорта независимо от вида вспомогательного транспорта, принятогопо шахте (рельсовый, монорельсовый и т.д.), за исключением случаев выхода наповерхность самоходных вагонов или монорельсовых дорог с дизельным локомотивом;независимость работы погрузочного пункта на приемно-отправительной станции припоточной технологии работы локомотивного транспорта от погрузочных,разгрузочных, перегрузочных и маневровых работ на сопрягаемых звеньях вспомогательноготранспорта, а также минимальную продолжительность и удобство выполнения этихопераций.
Рельсовые средстватранспорта получили наибольшее распространение при перевозке вспомогательныхгрузов по горизонтальным и наклонным выработкам. Их применяют не только вшахтах, где рельсовый транспорт является основным, но и на конвейеризированныхшахтах, где рельсовые пути настилают рядом с конвейерами или в специальныхвыработках, а также в вентиляционных выработках.
Для перевозки различныхгрузов используют обычные грузовые или специальные вагонетки, а также грузовыеплатформы.
В тех случаях, когданевозможно применять обычные локомотивы (в выработках с углом наклона до 5о),используют напочвенные канатные дороги типа ДКНЛ, или может использоватьсяшахтная подъемная машина. По участковым выработкам для спуска и подъемаиспользуют лебедки ЛВ-25.
Монорельсовые дороги сканатной и локомотивной тягой целесообразно применять по участковымбезрельсовым и конвейеризированным выработкам с дующей почвой, имеющих искривленияв горизонтальной и вертикальной плоскостях. По сравнению с наземным рельсовымтранспортом монорельсовые дороги, обеспечивающие транспортирование грузов илюдей, обладают такими преимуществами, как исключение строгой профилировкигорных выработок и значительное упрощение узлов их пересечения, а такжеобеспечение механизации разгрузочных работ в пунктах доставки грузовгрузоподъемными средствами, имеющимися на тележках монорельсовой дороги.
На угольных шахтахприменяют монорельсовые дороги с канатной тягой типа ДМК. В конструкциях дорог этоготипа в качестве монорельса используют двутавровые балки, отрезки которых длиноюдо 3 м. Соединены между собой шарнирно с допускаемым взаимным отклонением 4-5ов горизонтальной и вертикальной плоскостях и с помощью несущих балок,подвешенных на отрезках цепи к кровле выработки.
С помощью замкнутоготягового каната, снабженного приводом со шкивом трения, по монорельсуперемещается приводная тележка, соединенная тягами с тележками пассажирскихгрузовых вагонеток. Для спуска и подъема грузов на тележках грузовых вагонетокустановлены ручные тали.
Управление дорогойпроизводится вручную машинистом приводной станции или дистанционно из людскойвагонетки.
Широкое распространениена отечественных угольных шахтах получили монорельсовые дороги типа 4 ДМК и 6ДМКУ грузоподъемностью 1200 и 2600 м, скорость движения 0,25 – 1,85 м/с,диаметр тягового каната 15 мм, мощность привода 45 кВт.
Разработаны монорельсовыедороги с канатной тягой типа ДМКМ и ДМКУ для углов наклона соответственно ± 35ои ± 25о с грузоподъемностью 6,4 т, скоростью движения 0,3-2,1 м/с,мощностью привода 90 кВт и дальностью транспортирования до 3000м.
Монорельсовые дороги сканатной тягой не могут работать без промежуточной перегрузки при разветвленнойсети горных выработок. В этих условиях наиболее целесообразно использованиемонорельсовых дорог с локомотивной тягой.
Монорельсовые установки вподземных условиях применяют для транспортирования породы и полезныхископаемых, вспомогательных материалов и перевозки людей. Их используют ввыработках высотой 1.5-1.7м с углами наклона от 0 до 45о, споворотами до 90о и радиусами закругления свыше 0.8м. Монорельсоваядорога — это комплекс рельсового пути, путевого оборудования, подвижногосостава, средств тяги (канатной или локомотивной), грузоподъемных ивспомогательных устройств. Основной недостаток монорельсовых дорог с канатнойтягой – невозможность работы без промежуточной разгрузки при разветвленной сетигорных выработок. Этот недостаток устраняется при использовании шахтныхмонорельсовых дорог с локомотивной тягой. Это комплекс, состоящий издизелевоза, грузовых тележек с контейнерами и пассажирских вагонеток.
Для перемещения вспомогательныхгрузов и людей по подземным выработкам применяют одноканатные дороги с однимтягово-несущим канатом, к которому прикреплены кресло-сиденье для пассажировили грузовые подвески.
Наиболее простойконструкцией является одноканатная пассажирская кресельная дорога с кольцевымдвижением. Подвески, на которых смонтированы кресла, через определенный шагжестко закреплены на тягово-несущем канате, поддерживаемом роликами по длиневыработки. Подвески вместе с канатом огибают горизонтально или наклонноустановленные приводной и натяжной шкивы. Посадку и высадку пассажировпроизводят без остановки дороги на специальных посадочных площадках.
Отечественныеодноканатные пассажирские дороги обеспечивают длину транспортирования до 1200 м. Производительность их до 280 человек в час, скорость движения 1,2 м/с, максимальный уголнаклона 25о.
Самоходные вагоны,входящие в состав механизированных забойных комплексов и работающие совместно спогрузочными машинами, применяются для доставки полезного ископаемого оточистных забоев по выемочным выработкам до магистральных транспортныхвыработок, рудоспусков, или ствола шахты, а также для перемещения горной массыиз забоев подготовительных выработок.

6.1.4 Выбор иобоснование технологической схемы вспомогательного транспорта
Так, как шахта«Осинниковская» имеет большую глубину залегания отрабатываемого горизонта иисключается возможность проведения вскрывающей выработки с поверхности, поэтомупринимаем внутришахтовую монорельсовую доставку груза. На поверхности шахтыоборудование и материалы, уложенные в пакеты или в контейнеры, привозятся кклетьевому стволу на платформах типа ПВГ-3.3, имеющих приспособление длякрепления контейнеров. Далее по клетьевому стволу груз опускается в шахту. Из-подклетьевого ствола пакеты и контейнеры с помощью дизелевоза и монорельсовойдороги доставляются в очистные и подготовительные забои.
6.1.5 Общие сведения
Подвесная монорельсоваядорога ДП-155 предназначена для доставки материалов, оборудования и людей к очистными подготовительным забоям пластов Е-5 и К-1 с помощью специальных тележек.
В качестве тяговогосредства используется шахтный подвесной дизельный локомотив ИММ-80 ТД Квадро, стяговым усилием 85 кН. Трасса выполнена из двутавровой балки М 155, котораякрепится к крепи посредством специальных подвесных устройств.
Монорельсовая дорогаимеет подземный комплекс сооружений, который включает в себя: гараж локомотивас необходимым оборудованием, заправочную станцию емкостью 2000 л, временная стоянка локомотивов, монорельсовую трассу, проложенную по горным выработкам,задействованную по схеме транспорта.
 
6.1.6 Тип, техническиепараметры подвесных локомотивов
В состав подвесноймонорельсовой дороги ДП — 155 входит подвесной дизель-локомотив ИММ-80 ТДКвадро (1 штука).

Таблица №47 — Техническаяхарактеристика локомотиваПараметры Значения Тип двигателя ЗЕТОР 7303 ЕСО Вид двигателя дизельный, с прямым впрыском топлива Максимальная мощность, кВт 78,8 -5% Число цилиндров, шт. 4 Объем цилиндров, дм3 4Д56 Удельный расход топлива, г*кВт*ч 250
Основные размеры и масса локомотива, мм
— длина локомотива
— моторной секции
— кабины
— высота локомотива
— ширина локомотива
7650
2000
1580
1340
800 Максимальная скорость движения, км/час 2,0
Радиус пути, м
— в горизонтальной плоскости
— в вертикальной плоскости
4
8
6.1.7 Краткое описаниеконструкции и техническая характеристика основных элементов подвесной подземнойдороги ДП-155
Подвесной путь образованнесущим профилем I №155. Путьсостоит из следующих частей: секции пути, подвесы пути, крепление пути, болтыподвесные, стопоры, устройства разветвления пути.
Секции пути оснащенышарнирным соединением с цапфой и хомутом для соединения отдельных секций иликрепления стопора, сигнализации и других придаточных устройств. Подвеска секцийпути выполняется с помощью захватов и отрезков цепи 18×64/В или 22×86/С снатяжными устройствами. Закрепление пути в продольном и поперечном направленииосуществляется анкерами и отрезками цепи 18х64 к кровле. В конце путимонтируется концевой упор для предотвращения случайного падения транспортныхсредств. Конструкция подвесного пути позволяет постепенно сокращать его.
Подвесной монорельсовыйлокомотив ИММ 80ТД представляет собой тяговое средство, предназначенное длятранспортировки материалов, оборудования и перевозки людей к месту работы намонорельсовых подвесных дорогах двутаврового профиля (I №155) в горизонтальной плоскости и при угле наклона до 25градусов. Локомотив применяется для работы в подземной среде опасной по газу(до сверхкатегорийных) и внезапным выбросам, а также на поверхности.
Локомотив состоит из двухкабин и моторного блока с тяговым агрегатом, соединенным между собойпосредством тяг.
Тяговый агрегат оснащендвигателем «ЗЕТОР» 7303.011ЕКО, работающим на дизельном топливе. Двигательимеет водяной кондиционер для охлаждения выхлопных газов и их нейтрализации, иоснащен шариковыми пламепреградителями против выброса пламени в рудничнуюатмосферу. Тяговый агрегат передает крутящий момент через систему гидроприводана тяговые колеса, обеспечивающие движение локомотива по монорельсовой балке.Локомотив имеет колодочный тормоз, который обеспечивает аварийное и стояночноеторможение.
Подробное описаниеконструкции, устройства и управления локомотивом представлено в «Руководстве поэксплуатации…….».
Носитель грузовойобеспечивает безопасную работу при подъеме, перемещении и опускании груза,подвешенного на цепях на несущей тележке подвесной дороги.
Тележки несущие — основная транспортная единица для формирования подвижного состава. Тележкидвигаются по нижней полке двутавровой балки подвесной дороги. Несущая тележка 4000 кг является основным транспортным элементом для составления состава на подвесной дороге. Несущиетележки друг с другом соединены с помощью соединительных стержней, длинакоторых 0,3м-2,2м. Для доставки длинномеров (трубы, рельсы, мет. крепь и т. д.)к несущей тележки крепится цепной разрядный носитель, длина цепи которогорегулируется специальной цапфой. Грузоподъемность одного носителя 4000кг.Мелкий груз перевозится в специальных контейнерах, которые на цепяхподвешиваются к несущим грузовым тележкам. Габаритный груз будет доставляться спомощью грузовых тележек грузоподъемностью 4000кг. Механизированная крепьподнимается с помощью подъемного устройства и закрепляется на грузовой тележке.
Носитель тяжелых грузовпредназначен для транспортировки груза в тех случаях, когда его масса велика, иего невозможно транспортировать на паре грузовых тележек.
Устройство разветвленияпути (стрелочный перевод) предназначено для изменения направлениядвижения пути в левую или правую сторону.
Стопоры (упоры) — средство безопасности, которое служит в качестве предохранительногоустройства для временного прекращения движения на участке пути, и препятствуютнеконтролируемому движению машин на пути.
Штанги соединительныеслужат для соединения грузовых тележек и других транспортных средств,эксплуатируемых на подвесной дороге. Соединение — цапфовое.
Подвес пути служит дляподвески секций пути и стрелочных переводов к арочной крепи горной выработкиили при анкерном креплении – к кровле выработки. Крепление подвеса на креписамотормозящееся. Возможно простое или двойное подвешивание секции.
Кабины предназначены дляперевозки людей по 8 человек в каждой.
Таблица №48- Техническаяхарактеристика подвесной подземной дорогиПараметры Значения
Несущая тележка:
максимальное тяговое усилие, кН
грузоподъемность, кг
расстояние подвески груза, мм
85
400
1100 Параметры Значения
Кабины для перевозки людей:
макс. количество в составе с 2 кабинами, чел.
Габариты кабины:
длина, мм
ширина, мм
высота, мм
полезная грузоподъемность (8 чел. по 80 кг), кг
собственная масса кабины, кг
общая масса кабины, кг
16
3600
900
1050
640
470
1110
Поддон:
грузоподъемность, кг
размеры: длина х ширина х высота масса, кг
объем поддона, л
300
1224x880x1220
180
560
6.1.8 Пунктобслуживания локомотивов
Для ремонта иобслуживания дизелевозов в околоствольном дворе имеется гараж длиной 47м,оборудованный согласно «Техническим требованиям по безопасной эксплуатациитранспортных машин с дизельным приводом в угольных шахтах». В этой же выработкерасполагается и склад ГСМ. Гараж отделен от склада бетонной перемычкой сжелезными дверями. Заправочный пункт находится в одной камере со складом ГСМ.Гараж и склад освещаются светильниками взрывобезопасного исполнения РВЛ-20.Противопожарное оборудование находится в гараже у перемычки, отделяющей его откамеры склада ГСМ и состоит из:
1) пяти углекислотных(порошковых) огнетушителей;
2) 0,5м3 пескаили инертной пыли;
3) ведра, лопаты, лома;
4) противопожарногорукава со стволом длиной 20м -1шт.
Суточный расходдизельного топлива для одного локомотива:
/> (174)
где N=78,8 кВт — максимальная рабочаямощность дизельного двигателя;
п=1 шт. — количество локомотивов;
д=250г/кВтч — удельныйрасход топлива;
Т=20часов-среднее времяработы двигателя дизелевоза в сутки.
Количество дизельноготоплива и смазочных материалов в подземном складе ГСМ не должно превышатьтрехсуточного запаса для обслуживаемых складом машин. Склад оборудован однойцистерной емкостью 2000л дизельного топлива.
Почва гаража и склада забетонирована.Рельсы в пункте обслуживания дизелевозов уложены на железобетонные шпалы.
Использованные обтирочныематериалы, хранятся в закрытых металлических ящиках и ежесуточно выдаются изшахты.
Гараж и склад оборудованытелефонной связью. На складе ГСМ телефон установлен вне камеры, но не далее 20мот входа.
Ответственным заэксплуатацию и ремонт локомотива является начальник участка ШТ.
6.1.9 Расчет массыперевозимого груза
Массу перевозимого грузарассчитываем для наиболее тяжелых участков трассы — путевому уклону.
Допустимая масса составаопределяется из условия: трогания с места, обеспечения установившегося движенияи обеспечения тормозного пути.
Допустимая массагруженого состава при трогании с места:
а) на подъем:
Qгрп..=/>(175)
где, Рсц=4,8т.- сцепная масса дизельного локомотива;
/> = 9кг/т – удельноесопротивление движению состава;
Ψ= 0,08 –коэффициент сцепления;
/>= 0,03м/сек2 – пусковоеускорение;
i— расчетный уклон рельсового пути ‰;
 
 
i=/>, (176)
 
где, Н1, Н2– отметки выработки в конечной и начальной точках Н1=323,0м; Н2=150,0м
L = 790 м- длина доставки по путевомууклону дизельным локомотивом;
Qгр.п. =/>
б) на спуск
 
Qгр.с..=/>(177)
Допустимая массагруженого состава при установившейся скорости движении:
а) на подъем
Qгрп..=/>(178)
б) на спуск

Qгрс..=/>(179)
Допустимая массагруженого состава по условию обеспечения тормозного пути в зависимости отдопустимой скорости движении:
/>, км/час, (180)
где, Lт = 40м– допустимый тормозной путь;
BT— удельная тормозная сила
 
/> (181)
/> км/час (3,6 м/сек)
 
Эксплуатационная скоростьдвижения локомотива (V=2,0 м/сек) доп.=3,6 м/сек).
Масса груженого состава принимаетсяпо наименьшему значению и составит Qгр = 25,9т.
 
6.1.10 Расчетколичества воздуха для разбавления выхлопных газов в пунктах техническогообслуживания локомотивов
Расход воздуха попроветриванию гаражей и заправочных пунктов определяется по формуле:
/>, (182)
где, Qв– расход воздуха на проветривание выработок, в которыхработают транспортные машины с дизельным приводом, по факту разжижениявыхлопных газов, м3/мин;
/> (183)
где, />=0,002% — максимальная концентрация окислов азота внеразбавленных выхлопных газах двигателей, % по объему принимается по даннымизготовителя машин;
/>=0,0001% — предельно допустимаяконцентрация оксидов азота, приведенных к NO2 в атмосфере камеры, % по объему; (ПБ §231);
q — удельный выход выхлопных газов, (q=0,065м3/мин.л.с.)длядизелей без наддува (по данным завода изготовителя);
NZ-суммарная номинальная мощность машин, одновременноработающих в камере л.с. (NZ= 1,36*78,8 = л.с. — мощность одногодвигателя);
К – коэффициент одновременности работы истепени загрузки двигателей, зависящих от числа машин. При (h=1, K=1).
/>
/>,
 
6.1.11 Оборудованиепунктов обслуживания локомотивов, мест перегрузки грузов, мест посадки и сходалюдей
 
6.1.11.1 Оборудованиевременной стоянки дизелевозов
Временную стоянкудизелевозов ИММ 80ТД, планируется расположить на посадочной площадке клетьевогоствола, закрепленной бетонной крепью. Стоянка дизелевозов оборудуетсятелефонной связью и противопожарными средствами (5 огнетушителей, ящик синертной пылью (песком) – 0,5м3, пожарный рукав, длиной не менее20м, две лопаты, два ведра, лом, брезент размером 2х2, пропитанный негорючимсоставом).
Длина временной стоянкидля состава составляет не менее 50 м. Временная стоянка с обеих сторон огораживается металлической решеткой сдверьми, закрывающимися на замок. Дизелевозы располагаются на временнойстоянке, таким образом, чтобы между ним и бортами выработок обеспечивалсясвободный проход для людей не менее 1м.
Заправка иремонт дизелевоза производится в гараже.
6.1.11.2 Оборудованиемест посадки (схода) людей
Площадки посадки (схода)людей имеют металлический каркас с дощатым настилом. Места посадки (схода)людей оборудуются телефонной связью, освещаются согласно ПБ.
Перевозка людейлокомотивом должна производиться в специальных кабинах заводского изготовленияпо 8 человек. Перевозка людей на грузовых тележках категорически запрещается.При выполнении пассажирских рейсов допускается использование грузовых тележексостава только для перевозки ручного инструмента. Для доставки людей впроходческие забои и очистные забои оборудуются площадки для посадки и схода:
1) стационарная напосадочной площадке клетьевого ствола.
2) переносные — в 50 метрах от проходческих и очистных забоев. Посадочные площадки оборудуются согласно следующимтребованиям:
1) со стороны посадки(схода) людей в подвижный состав оборудуется проход шириной не менее 1м(допускается уменьшение этого зазора до 0,7 м на площадках посадки (схода) людей, периодически переносимых в процессе эксплуатации дороги);
2) на площадках посадки(схода) людей должны быть вывешены аншлаги с указанием общего количества посадочныхмест в составе, фамилия и должность лица, ответственного за перевозку людей:
3) площадки посадки(схода) должны быть освещены в соответствии с ПБ (не менее 15 люкс);
4) стационарные площадкипосадки (схода) оборудуются телефонной связью, включенной в общешахтную сеть;
5) площадки посадки(схода) должны оборудоваться настилом, так чтобы расстояние между днищемпассажирской кабины и настилом составляло 0,2-0,4 м. Длина настила должна быть не менее длины пассажирской части состава.
6) при работе дороги врежиме перевозки грузов количество находящихся в составе людей не должнопревышать 3-х человек, в том числе машинист локомотива, его помощник и лицо,сопровождающее груз.
7) кабины для перевозкилюдей оборудованы специальной сигнализацией, позволяющей подавать звуковойсигнал с любого сидения кабины, воздействуя на 2 механических звонка,расположенных по торцам каждой кабины.
8) при подходе подвижногосостава к площадкам посадки (схода) скорость локомотива снижается до минимальной,машинист подает предупредительный сигнал. При отправлении подвижного состава отплощадки посадки (схода) машинист также подает предупредительный сигнал
9) также с каждой кабиныс помощью специального троса возможно управление поворотным ограничителем разъединительногоклапана тормозного цилиндра на случай экстренного торможения составапосредством срабатывания тормозной тележки.
При перевозке людейлокомотив располагается впереди состава. В случае если локомотив располагаетсяв хвосте состава, то в первой кабине обязательно нахождение
помощника машиниста(кондуктора), который согласовывает движение и остановку локомотива смашинистом посредством звуковых сигналов, установленных на первой кабине.Сигналы: 1 — «Стоп», 2 — «Вперед», 3 -«Назад».
 
6.1.12 Мерыбезопасности при эксплуатации монорельсовой дороги и локомотивов
К управлению локомотивамис дизельным приводом допускаются лица, прошедшие специальное обучение, сдавшиеэкзамены, получившие удостоверение и имеющие подземный стаж работы не менееодного года и ознакомленные с «Руководством по эксплуатации…..» и настоящимпроектом.
Каждая машина,поступившая в эксплуатацию, должна быть занумерована и распоряжением по участкузакреплена за определенными лицами.
В подземных условияхдопускается применение дизельного топлива с температурой вспышки в закрытомтягле не ниже 61°С и содержанием серы не более 0,2% по весу (ГОСТ 305-82) сантидымной присадкой. Запрещается использовать топливо неизвестной марки.
Сведения о ремонтах ирезультатах осмотров каждой машины должны заноситься в «Книгу осмотра иремонта локомотивов».
Во время движениязапрещено высовываться из кабины локомотива и сходить с него. При управлениилокомотивом машинист должен находиться в кабине.
Стоянка локомотива науклоне допускается только в случае аварии или неисправности, которая можетвызвать аварию.
Не разрешаетсяэксплуатация локомотива без боковых и фронтальных кожухов. Боковые кожухиразрешается снимать только при неработающем локомотиве.
При сцепке грузовыхтележек с локомотивом действуют соответствующие правила. Запрещаетсятолкатьсостав без тяги только лишь кабинами.
Не разрешается нагружатьлокомотив сверх допускаемой нагрузки.
Проводить какой-либоремонт на локомотиве разрешается только при неработающем дизеле.
При движении локомотивапо горизонтальному пути или на уклоне машинист локомотива должен предотвратитьбуксование тяговых колес в случае наезда на препятствие или на мокром илизамасленном рельсе. Нужно вернуться назад и вновь плавным движением указанныйучасток преодолеть. Если и после отмеченной попытки не удастся преодолеть этотучасток рельса, то эту секцию подвесного пути нужно очистить досуха и лишьпосле этого продолжать движение.
При износе тяговых колесдо диаметра 340 мм их нужно заменить. При обнаружении плоскости шире 10 мм на цилиндрической части тяговое колесо ролик нужно также заменить. Все колеса должны иметьодинаковый диаметр и должны быть изготовлены из одного материала.
При износе тормознойнакладки до 2 мм нужно заменить накладки. После замены накладок тормоза нужнопроверить при заторможенном локомотиве на отрыв.
Для соединения локомотивас ограничителем скорости применять только соединительные штанги заводскогоизготовления.
Каждую остановкулокомотива с помощью ограничителя скорости нужно считать аварийным случаем изаписать его в книге осмотра и ремонта локомотива.
Запрещается работа нанеисправных машинах, в том числе:
1) при неисправных: дизельном двигателе, трансмиссии и устройствах тепловой защиты и аварийнойостановки двигателя;
2) при неисправных и незаправленных: устройствах для очистки выхлопных газов и охлаждения двигателя,повышенном содержании вредных компонентов в выхлопных газах;
3) при неисправных изасоренных пламегасителях (по журналу проверяется дата очистки пламегасителей);
4) при отсутствии илинеисправности стационарных средств пожаротушения и переносных огнетушителей;
5) при обнаружении утечеки неплотностей: в топливной, гидравлической, водяной, масляной, воздушной идругих системах;
6) при повышенномдымлении двигателя, разрегулированной системе подачи топлива, нарушенныхпломбах и маркировках системы подачи топлива и угла опережения впрыска;
7) при нарушенияхвзрывобезопасности и взрывозащиты всасывающей и выхлопной систем двигателя;
8) при нарушенияхвзрывозащиты, блокировок и защит электрического и другого оборудования;
9) при неисправныхблокировках, средствах защиты, скоростемерах;
10) при неисправных илине отрегулированных тормозах;
11) при неисправныхавтоматических приборах контроля содержания метана.
12) результаты осмотрамашины необходимо занести в «Путевой лист машинистам на локомотив№…».
В шахтах допускаетсяэксплуатация машин, в выхлопных газах которых на любом допускаемом режиме концентрацияоксида углерода не превышает 0,08% по объему, а концентрация оксидов азота впересчете на NО2 не превышает 0,07% ч пообъему (в пересчете на N2O5 – 0,035%по объему).
Воздух в действующихподземных выработках при работе машин с дизельным приводом не должен содержатьядовитых газов больше предельно допустимых концентраций (ПДК), в том числе,оксидов азота (в пересчете на NO2) более 5мг/м3 (0,00025%по объему) и диоксида азота NО22 мг/м3 (0,0001% по объему), оксида углерода более 20мг/м (0,0017% пообъему).
В шахту, на участок и вотдельные выработки, по которым проходят маршруты движения машин с дизельнымприводом, должен подаваться свежий воздух в количестве, обеспечивающемразбавление вредных компонентов выхлопных газов до ПДК, но не менее 5 м3/минна 1 л.с. номинальной мощности дизельных двигателей.
Проверка достаточностирасхода воздуха для разжижения выхлопных газов должна производиться путемотбора и анализа проб воздуха в атмосфере выработок в период работы расчетногочисла машин. Отбор проб воздуха производится работниками ВГСЧ в присутствиипредставителя участка ВТБ шахты. По результатам анализов допускаетсякорректировка расхода воздуха, как в большую, так и в меньшую сторону.
Отбор проб воздуха долженпроизводиться в пунктах, характеризующих уровень загазованности атмосферывыхлопными газами всех одновременно работающих машин, а также на постахуправления машинами и в местах постоянного нахождения людей. Среднее содержаниевредных газов в воздухе по взятым пробам не должно превышать установленныхсанитарных норм.
Места замеров и отборпроб воздуха, а также периодичность и форма представления данных определяютсяприказом по шахте.
Анализ состава воздуха вместах работы машин должен производиться дополнительно в случаях изменениягазовой обстановки в выработках, в том числе, при изменении схемы вентиляцииили числа одновременно работающих машин.
Количество воздуха вместах работы машин с дизельным приводом и содержание в нем СО, СО2и О2 должно проверяться не реже двух раз в месяц работниками участкаВТБ. В местах замера количества воздуха должны быть доски, на которыхзаписываются: дата замера, площадь поперечного сечения выработки, расчетное ифактическое количество воздуха, скорость воздушной струи, количество работающихмашин с дизельным приводом.
При нарушениях илиизменениях установленного вентиляционного режима машины должны бытьостановлены, а их двигатели выключены. Об изменениях или нарушениях схемывентиляции должно быть немедленно сообщено на участки, где работают машины сдизельным приводом.
В процессе эксплуатациимашин, не реже двух раз в месяц механиком участка ШТ, должен производитьсязамер концентраций оксида углерода и оксидов азота в неразбавленных выхлопныхгазах при работе двигателей: на максимальных оборотах, на холостом ходу и сполной нагрузкой (при движении машины на подъем с расчетным грузом). При этомсодержание оксидов азота в пересчете на NO2 не превышает 0,07% по объему и оксида углерода не превышает0,08% по объему. Эти замеры должны быть произведены перед началом эксплуатациидвигателя в подземных условиях, после каждого ремонта, регулировки двигателя,при заправке дизельного двигателя топливом новой марки или продолжительногоперерыва в работе (более двух недель). Отбор и анализ проб выхлопных газовпроизводится работниками ВГСЧ в присутствии представителя участка ВТБ шахты.
Дизельные двигатели приостановке транспортных машин (гараж, временная стоянка) продолжительностьюболее 5 минут должны выключаться, за исключением случаев опробования работыдвигателей.
Проветривание пунктаобслуживания машин с дизельным приводом должно обеспечивать состав воздуха,отвечающий санитарным нормам, но не менее чем четырехкратный обмен воздуха втечение часа. Во всех пунктах обслуживания (гараж, временная стоянка) должныбыть плакаты с указанием максимально допустимого числа одновременно работающихмашин.
Скорости движения машин сдизельным приводом в направлении потоков воздуха должны отличаться от скоростидвижения потоков не менее чем на 0,5 м/сек. Движение с более близкими повеличине скоростями допускается лишь в периоды разгоны или торможения машины.При перевозке людей или грузов расстояние между находящимися на одном путидизельными машинами должно быть не менее 100 м.
Машинисты и слесари пообслуживанию машин с дизельным приводом ежеквартально должны проходитьинструктаж по вентиляции и технике безопасности, связанной с эксплуатациеймашин.
Зазор между наиболеевыступающей частью габарита подвижного состава монорельсовой дороги илиперевозимого груза и крепью выработки должен быть не менее 0,3м и для проходалюдей не менее 0,7. При скорости движения 1 м/с и ниже допускается зазор0,2метра. Зазор между днищем сосуда (нижней кромкой перевозимого груза) ипочвой выработки должен быть не менее 0,4метра. При перевозке крупногабаритногооборудования с письменного разрешения главного инженера шахты допускаетсяуменьшение зазора между нижней кромкой перевозимого груза и почвой выработкиили расположенным на почве оборудованием до 0,2м при выполнении следующихусловий: сопровождение груза лицом технического надзора; выключении конвейера имеханической блокировке его пускателя при доставке по конвейеризированнымвыработкам.
Запрещается размещение водной выработке средств монорельсового и рельсового транспорта. В пересечениях(сопряжениях) выработок, оборудованных монорельсовой дизельной дорогой ирельсовым транспортом, должна исключаться их одновременная работа.
Резервуары, трубопроводыи аппаратура в гараже должна иметь надежное заземление.
Выработки с монорельсовымтранспортом и подвижной состав монорельсовых дорог должны быть оснащенысредствами сигнализации и знаками безопасности в соответствии с «Единымитребованиями к сигналам и знакам в подземных выработках и на шахтном транспортеугольных и сланцевых шахт», 1980г.
Составмонорельсовой дороги должен быть загружен так, чтобы между грузами,находящимися на смежных тележках, выдерживалось расстояние, обеспечивающеепрохождение состава на закруглениях и перегибах пути, но не менее 0,3 м. При этом на всем протяжении трассы дороги зазор между верхней кромкой перевозимого груза инижней кромкой монорельсового пути должен быть не менее 50 мм.
 
6.1.13Определение количества дизелевозов
Потребноеколичество дизелевозов и подвижного состава рассчитывается в каждом конкретномслучае аналогично соответствующему расчету для рельсовой локомотивной откатки.
Количестводизелевозов и подвижного состава зависит от следующих факторов: размеровтранспортной сети и расстояния доставки, количества перевозимых материалов,оборудования и людей, производительности локомотивных составов.
Общееколичество рабочих дизелевозов определяется в зависимости от потребногоколичества машиносмен в сутки и режима их работы (числа рабочих смен подоставке).
Дизелевозныйпарк, обслуживающий шахту, состоит из рейсовых, вспомогательных (для маневровойслужбы и вспомогательных транспортных операций), резервных машин и машин,находящихся в ремонте.
Определимвозможное число рейсов за смену одним дизелевозом:
 
/> (184)
 
где/> — продолжительностьсмены, ч.;
/> — коэффициент,учитывающий время подготовки дизелевоза к эксплуатации;
/> — время одногорейса, мин.
/>3,6 рейсов.
Потребноечисло рейсов за смену, исходя из объема перевозимого материала и оборудования,определяется:
 
/> рейсов. (185)
 
где/> -максимальный объем материалов перевозимый за смену по шахте;
/> — коэффициентнеравномерности поступления груза;
/> — максимальныйвес груза перевозимый за один рейс, т;
/> — число рейсовс пассажирами, рейсов.
/>11,9 рейсов.
Потребноеколичество рабочих дизелевозов определяется:
 
/>=3,3 шт. (186)
 
Инвентарноечисло дизелевозов:
 
/>=3,3+1=4,3 шт.(187)
 
Принимаемколичество дизелевозов 5 шт.
Фактическаяпроизводительность одного дизелевоза в смену:
 
/>, км/см. (188)
 
где/>-средневзвешенная длина откатки, км
 
/>=63 км/см.
 
Возможнаясменная производительность одним дизелевозом:
 
/>=11*3.6*3=118.8км/см. (189)

Коэффициентиспользования дизелевоза определяется:
 
/>=/>=0.53 (190)
 
Дляперевозки вспомогательного оборудования, материалов и людей по шахтепотребуется 5 дизелевозов.
Вывод: применение новой технологической схемы вспомогательного транспорта ииспользовании дизелевозов позволяет улучшить технико-экономические показателишахты, снизить травматизм на вспомогательном транспорте.
 

ЗАКЛЮЧЕНИЕ
 
В результате выполнения дипломного проекта по теме«Расширение филиала «Шахта «Осинниковская», за счет ввода в отработку запасовфилиала «Шахта «Тайжина» целью которого явилось увеличениетехнико-экономических показателей, увеличение добычи угля, повышение уровнятехники безопасности, при минимальной себестоимости были предложены решениярационального способа вскрытия, подготовки и отработки горизонта -360м.
Произведенные расчеты показали, что наиболееоптимальным вариантом вскрытия и подготовки гор. -360м, является вариант спроведение выработок по пластам. Принятая в проекте технологическая схемапроведения и крепления горных выработок, а также организация работ 3шестичасовых смены по проходке и одна ремонтно- подготовительная, при выбранномтиповом сечении выработок, позволяет достичь темпов 270 пог. метров в месяц. Вподготовительном забое применяется современное оборудование: проходческийкомбайн П 110-01, ленточный перегружатель ППЛ-800, ленточный конвейер ПТ-120.Для установки анкерной крепи принято самое современное бурильное оборудованиефирмы «WOMBAT».
Исходя из горно-геологическихусловий залегания пласта Е-5, в проекте принята система разработки — длинныестолбы по простиранию с выемкой угля в комплексно – механизированном забое.Способ управления кровлей – полное обрушение.
Данная система разработкипозволяет: полностью разделить подготовительные и очистные работы во времени ипространстве, что позволит эффективно использовать высокопроизводительнуютехнику; вести детальную разведку пласта в период подготовительных работ;концентрировать нагрузку на очистной забой; осуществлять комплекс мероприятийнаправленных на своевременную профилактическую подготовку пласта к выемке.
В очистном забое примененосовременное оборудование отечественного производства: механизированная крепьМКЮ 4-11/32, очистной комбайн К-500Ю, лавный конвейер КСЮ 271.38Л,перегружатель ПСМ-30. Принятой организацией работ предусмотрена работа комбайнапо односторонней схеме, шириной захвата 0,8м. Количество циклов в сутки – 7,5.При принятой организации работ и режиме 3 добычных смены и одна ремонтно-подготовительнаяудалось выйти на уровень месячной добычи 142890 т. Производительность труда ПППувеличилась до 88,2 т/выход.
В качестве основноготранспорта в проекте принята полная конвейеризация доставки угля от очистных иподготовительных забоев до скипового ствола. Для транспортировки угля примененывысокопроизводительные ленточные конвейеры ПТ 120.
Для доставки материалов,оборудования, в проекте предлагается полная замена вспомогательного рельсовоготранспорта на современный не имеющий конкурентов монорельсовый транспорт слокомотивной тягой. Цель перехода доставки оборудования и материалов с помощьюмонорельсовой дороги с локомотивной тягой — это отказ от локомотивноготранспорта, участковых подъемов оборудованных рельсовыми путями и лебедкамиЛВ-25, а также отказ от вспомогательных напочвенных дорог оборудованныхлебедками ЛВ-25 и «волокушами». Задачей монорельсового транспорта будетявляться доставка оборудования и материалов от клетьевого ствола доподготовительных и очистных забоев. Выполнение этой задачи поможет избавитьсяот перегрузок оборудования и материалов, будет способствовать повышениюэффективности подземного транспорта, снижению трудоемкости доставки материалови оборудования в забоях.
Так, как шахта«Осинниковская» имеет большую глубину залегания отрабатываемого горизонта иисключается возможность проведения вскрывающей выработки с поверхности, поэтомув проекте принята внутришахтовая монорельсовая доставка груза. На поверхностишахты оборудование и материалы, уложенные в пакеты или в контейнеры, привозятсяк клетьевому стволу на платформах типа ПВГ-3.3, имеющих приспособление длякрепления контейнеров. Далее по клетьевому стволу груз опускается в шахту. Изпод клетьевого ствола пакеты и контейнеры с помощью дизелевоза и монорельсовойдороги доставляются в очистные и подготовительные забои.
При применении новойтехнологической схемы вспомогательного транспорта позволило снизить списочныйсостав участка шахтного транспорта, снизить травматизм при доставочных,погрузочно-разгрузочных работах, снизить себестоимость угля.
Реализация предложенных впроекте технических решений и предложений позволит как показывают расчетывывести шахту «Осинниковскую» на качественно и количественно новый уровеньтехнико-экономических показателей. Это позволит достичь поставленной цели поувеличению добычи и сделать уголь по цене и качеству конкурентно способным нарынке.

СПИСОК ИСПОЛЬЗОВАННЫХИСТОЧНИКОВ
1.  Федеральный закон от 21.07.97 № 116«О промышленной безопасности опасных производственных объектов».
2.  Процессы очистных работ и системыразработки: Методическое указание/ А.Я. Семенихин. – Новокузнецк: СибГИУ, 2001.– 118с.
3.  Бурчаков А.С., Жежелевский Ю.А.,Ярунин С.А. Технология и механизация подземной разработки пластовыхместорождений. — М.: Недра, 1989. – 431с.
4.  Штумпф Г.Г., Егоров П.В., ЛебедевА.В. Крепление и поддержание горных выработок: Справочник рабочего. – М.:Недра, 1993. – 427с. ил.
5.  Егоров П.В., Штумпф Г.Г., Петров А.И.и др. — М.: Недра, 1994. – 368с.: ил.
6.  Вспомогательные процессы горногопроизводства: Методические указания/ А.Я. Семенихин. — Новокузнецк: СибГИУ,2001. – 118с.
7.  Кантович Л.И., Гетопанов В.Н. Горныемашины. — М.: Недра, 1989. – 304с.
8. Сенкус В. В. Обоснованиепараметров технологических схем угольных шахт: Учебное пособие. Под редакциейпроф., д. т. н. Фрянова В. Н. — Новокузнецк: СибГИУ, 1998. –156с.
9. Экономическая эффективностьдипломного проекта: Методические указания/ Смирнова С.А. — Новокузнецк: СибГИУ,1998. – 31 с.
10. Х. Кундель. Выемка угля. Под ред.В.И. Парамонова – М.: Недра, 1986. – 28с.
11. Методика разработки паспортаподготовки и отработки выемочного участка. – Новокузнецк: Проект, 1998. – 80 с.
12. Руководство по проектированиювентиляции угольных шахт. – Москва. Мак НИИ
13. Килячков А.П. Технология горногопроизводства: Учебник для вузов – 4-е изд. перераб. и доп. – М.: Недра, 1992. –415 с.
14. Краткий справочник горногоинженера угольной шахты. Под общ. дед. Бурчакова А.С и Кузюкова Ф.Ф. – 3-еизд., перераб., и доп. – М. Недра, 1982 – 454 с.
15. Клорикьян С.Х., Старичнева В.В.,Сребный М.А. и др. Машины и оборудование для шахт и рудников. Справочник – М:МГГУ – 1994 – 471 с.
16. Оформление расчётно-графическойдокументации при выполнении курсовых и дипломных проектов: Методические указания/Власкин Ю.К., Фрянов В.Н., Лубяная Г.И., СибГИУ, — Новокузнецк ,– 1998 – 26с.
17. Технология проведениягоризонтальных и наклонных подготовительных выработок/ сост. А.Я. Семенихин,Соин В.В – Новокузнецк: СибГИУ, 1998. – 35с.
18. Правила безопасности в угольныхшахтах: Книга 2. Инструкции – Самара: Самарский Дом печати, 2003. – 352с.
19. Правила безопасности в угольныхшахтах. Книга 1. – Самара: Самарский Дом печати, 2003. – 346с.
20. Астахов А.С., Краснянский Г.Л.,Малышев Ю.Н., Яновский А.Б. Горная микроэкономика (экономика горнойпромышленности): Учебник для вузов. – М.: Академия горных наук, 1997. — 279с.
21. Моссаковский Я.В. Экономика горнойпромышленности: Учебник для вузов. – М.: Недра, 1998. – 188с.
22. Раицкий К.А. Экономикапредприятия: Учебник для вузов. – М.: Маркетинг, 1999. — 663с.
23. Основные положения примененияочистных механизированных комплексов и агрегатов в угольных шахтах: – М.: ИГДим. Скочинского А. А., 1988. – 240с.
24.  Руководство по дегазации угольныхшахт – М.: Недра, 1990. – 87с.
25.  Руководство по борьбе с пылью ипылевзрывозащите на угольных и сланцевых шахтах – Кемерово, 1992. – 56с.
26.  Руководящий технический материал,конвейеры шахтные скребковые (тяговый расчёт), утверждённый распоряжением МУПСССР от 22.12.81г №44-4-95/8332.
27.  Основные положения по проектированиюподземного транспорта для новых и действующих угольных шахт – М.: Недра, 1986.- 152с.
28.  Бурчаков А.С.,Гринько Н.К., Черняк И.Л. Процессы подземных горных работ. – М.: Недра, 1982. — 302с.
29.  Семенихин А.Я., ФряновВ.Н. вспомогательные процессы горного производства: Учебное пособие. – Новокузнецк: СибГИУ, 2001. – 118с.
30.  Ильин А.М., Антипов В.Н., НаймаркА.М. Безопасность труда в горной промышленности. – М.: Недра, 1991. – 240с.