矿山井底车场线路尺寸设计

1、1）矿车的型号本矿选用MG1.7-6A固定式矿车其有关参数为： 名义装载量： 1.5t ； 自重： 7 1 8kg；最大牵引力： 58.8kN； 轨距： 600mm；外形尺寸（长X宽X高）：2400X 1050 X 1200 （单位：mm2）蓄电池牵引电机车设计选用XK8-6/ 110-KBT电机车,其有关参数为：粘着质量： 8t ；轨 距： 600mm；牵 引 力： 11.18Kn； 牵引速度： 6.2km/h ；3）材料车设计井选用MC1.5-6A型平板车，有关参数：载 重 量： 1500kg； 最大载重量： 2900kg； 最大牵引力： 58.8kN；外形尺寸（长X宽X高）：2400X

2、1050X 1200 （单位：mm4）人车其有关参数为：型号： RP12/6； 自重： 1450kN；最大牵引力： 29.4kN；最大行使速度： 3m/s； 最大弯曲半径： 8m；外形尺寸（长X宽X高）：4280X 1025X 1525 （单位：mm5）线路道岔特征表表 4-4线路道岔特征表道岔型号道岔主要参数aabLZDK630-5-1511 18 36396743338300ZDC630-3-918 26 62300285251154、井底车场线路计算(1) 主、副井线路的长度矿井采用皮带机运输煤炭，主井不设卸载站，因此主井不需要空、重车线。副井空重车线长度计算L = mn Lk NLj

3、Lf式中L副井空重车线长度，一般取整数，mm列车数，列根据煤矿安全规程和生产实践，副井m=1.01.5。 取 1.5。n每列车矿车数，本矿井采用8t蓄电池式电机车，采用1.5t固定 式矿车，n=16辆。Lk每辆矿车长度，mN电机车台数。Lj每台机车长度，mLf 附加长度，一般取1015m经计算副井空重车线为：L = 1.5 X 2.4 X 16 + 1 X 4.5 + 15=77.1所以，取80m。(2) 调车线长度L 二 mnLk NLj Lf式中各参数同上所以 L = 1.0 X 16X 2.4 + 1 X 4.5 + 15=57.9取 L=60m(3) 材料车线长度L=ncLc+nsLs

4、式中L 材料车线有效长度，mn c材料车数，辆。Lc -材料车长度，mns机车台数。Ls每台机车长度，所以L= 16X 2.4 + 10X 2.1=59.4取60m(4) 人车线长度L 二 mnLk NLj Lf式中 L人车存车线长度，一般取整数，mm列车数，取1.0。n每列车人车数，n=16。Lk 每辆人车长度，m N机车台数。Lj 每台机车长度， mLf 附加长度，一般取10m因此 L = 1.0 X 16X 4.28 + 1 X 4.5 + 10=82.98取 L=83m(5) 马头门线路平面计算马头门线路：指自副井重车线的末端(重车线阻车器轮档)至材料车线进口变 正常轨距的起点的一段线

5、路。副井马头门线路是井底车场线路的组成部分之一。马头门线路布置如图9-21所示。马头门线路平面布置，主要取决于所采用 的操车设备类型和矿车自滑速度。如果重车是靠自动滚行获得的动量进入罐笼和撞出罐笼内的空车，则必须用重车的进罐笼速度和线路允许的坡度来计算或检验马头门的布置。在双罐笼提升时，马头门线路重车道的双轨段上，需装设双道单式阻车器。存车线的重车一辆辆从单道复式阻车器驶到单式阻车器后，可稍停片刻再进入罐笼，因此，单式阻车器的作用是缩短重车进罐运行距离，以便减少进罐时间。如 果重车进罐需借助摇台，则单式阻车器的基础应尽量紧靠摇台基础。本次设计马头门线路设置复式阻车器其计算公式如下：图4-4马头

6、门线路L0 = a+2b+c+d+e+f+e + g+h+i其形式如图4一14所示：式中 a从复式阻车器的前轮挡到对称道岔基本轨起点之间的距离，通常取2.0m。b基本轨起点到对称道岔联结系统末端之间的距离，根据对称道岔型号及轨中心距确定。b=11.87moc对称道岔联结系统末端与单式阻车器轮挡面之间的距离，本井取 7.17m。d单式阻车器轮挡面到摇壁轴中心线之间的距离，本井d=2.0 m。e e 摇台的摇壁长度，e=2.3m, e =2.8m。f罐笼长度。f=4.0m。g出车方向摇台摇壁轴中心线到对称道岔联结系统末端之间的距离，本井取g=4.0moh 插入线长度，h=2.0m。i 基本轨起点到

7、单开道岔平行线路连接系统终点的长度i=11.87m。Lo = 2.0 + 2X 11.87 + 7.17 + 2.0 + 2.3 + 4.0 + 2.8 + 4.0 + 2.0 + 11.87=61.88m取62m(6)道岔线路连接计算 .单开道岔非平行线路联结：曲线半径R=15000 单位：mma = 3967 b = 4333 a = 11.31 T=R*ta n B /2 m=a+(b+T)sin B /sin S d=b*sin aM=d+R*coaH=M-RcosSn=H/sin S f=a+b*cos a -R*sin a当S =60时T=4542m=10930d=850M=155

8、59H=4952n=7003f=5274当S =45o时T=4543m=10932d=850M=15559H=4952n=7003f=5274or .对称道岔线路连接计算两条线路中心线的间距 S=1600 曲线半径R=9000 单位：mma = 2300 b=2852 a = 18.435 B=(S/2) ctg a /2=6162Kp=(n Ra /2)/180 o=1448T=Rtg( a /4)=726M=(S/2)/sin( a /2)=6243N=m-T=5517B1=b/cos( a /2)=2815C=n -b=2665L=a+B+T=9188D=2 (c+Kp)=8226图4-

9、6对称道岔线路连接 .单开道岔平行线路连接两条线路中心线的间距 S=1600曲线半径R=15000单位：mma = 3967 b = 4333 a= 11.31 m=S/sin a =8158Kp=3.14*Ra /360=1480B=s*cot a =8000T=Rtg( a /2)=1485n=m-T=6673C=n- b= 2340L= a+ B+T=13452D=c+Kp+(L- a-b)=2340+1480+13452-3967-4333=89725、井底车场通过能力井底车场通过能力：是指单位时间内通过井底车场的货载数量，其中包括运 输矸石和材料、设备等辅助工作量，通常以年运输的煤炭

10、吨数表示。区段划分原则：（1）凡一台电机车（或列车）未驶出之前，另一台甩机车（或列车）不能驶入 的线路应划为一个区段，（2）若某一线路能同时容纳数台互不妨碍的电机车或列车，则该线路就应 被划分为数个区段，（3）电机车在最大区段内调车时间，不得超过按矿井产量所需要的平均进车时间，（4）区段划分时，必须考虑设置信号的可能性和合理性。区段划分过少，将延长个别区段的调车时间，降低井底车场的通过能力， 区段划分过多，过细、使调度图表复杂化，不实用。根据上述原则，将井底车场分为六个区段。电机车运行速度:表4-4列车运行速度及调车作业时间作业名 称运行速度m/s列车运行距离小于 50m时机车拉列车时1.5机

11、车顶列车时1.0列车运行距离为 50150m时机车拉列车时2.0机车顶列车时1.5列车运仃距离大于 150m时机车拉列车时2.5机车单独运行时运距小于100m时2.0运距大于100m时2.5调车作业附加时间摘钩、换向、起动合计取20s挂钩、起动合计取20s根据区段的划分和列车运行速度及调车作业时间表，经过计算，将调度图表绘制如下：表4-5东翼来车调度表表4-6西翼来车调度表表4-7井底车场调度图表井底车场通过能力Gg的计算Gg=(nG x 330x 16x 60)/1.15 x Tag(1+aw)式中：n每一列车的矿车数，16节。G每一节矿车的实际载重量，1.5吨1.15 ：运输不均衡系数；T

12、ag车辆进入井底车场的平均间隔时间，min。a矿井矸石系数，1025%，取15%Gg=( 16X 1.5 x 330x 16x 60) /1.15 x 8.2 x( 1+0.15)=70.11万吨矿井按 15%的产矸率算实际的矸石量为：300x 15%=45万吨则 Ag= Gg/45=70.11/45=1.558Ag的要求取值范围是1.31.5，所以井底车场的通过能力能够满足要求。6、井底车场主要硐室( 1 ) 煤仓采用皮带机运煤，井底车场煤仓应经过技术比较后， 确定与运输的相对位置。 矿井设计一个井底煤仓， 同时担负东、 西两翼的皮带机巷的出煤， 煤仓内设 有空、满信号装置，煤仓下设两台 K

13、-4 给煤机送煤，送上定量运送机，转送至箕 斗的定量装载漏斗， 通过压磁元件自动控制定量装载有二套 20t 双箕斗将煤提升 至地面。煤仓容积：Qmc=(0.15025)Amc式中：Qmc 井底车场煤仓有效容积 (t) ；Amc矿井设计日产量；(O.150.25) 大型矿井取最小值，中型矿井取最大值；故 Qmc=0.15X 3000000/330=122 t井底煤仓选用圆形立仓，煤仓上口应设： 300x 300mm孔眼铁栅栏，并应设 操作硐室； 煤仓布罱在井底车场岩层中， 采用锚喷支护； 箕斗装载硐室布置在运 输水平之上， 布置形式为单侧通过式， 其支护方式采用混凝土支护。 煤仓直径取 8m,高

14、 40m（2） 水仓设内、外水仓， 水仓入口通道内的水沟设铁栅栏和闸板； 清理水仓斜巷设人 行台阶，斜巷坡度取150,曲线半径为10m水仓向吸水井方向设I %02%0的上 坡；水仓采用混凝土砌碹；水仓清理方式采用机械清理；内、外水仓之间的距离 取20m,当一水仓清理时，另一个水仓能正常使用。主要水仓有效容积不得小于 8h 矿井正常涌水量。为了使涌水中的泥砂得到 充分沉淀，水在水仓中流速不大于 0. 05 m/s，在水仓中流动时间不少于 6h。水仓断面采用标准运输巷道断面， 为了便于清扫， 内、外水仓两个水仓设立 独立的巷道。（ 3） 机修硐室 按煤矿安全规程要求，充电硐室、炸药库必须有独立的回

15、风道，且炸药 库的位置应离主要巷道的距离较远。 本矿井大巷运输采用皮带机运输， 辅助运输 采用 1.5t 矿车运送矸石至副井，材利运输采用 1.5t 材料车运送。采用 8t 蓄电 池电机车运输时，应设蓄电池式电机车修理间、变流室、及充电室，一般三者采 用联合布置， 但在本次设计种， 充电硐室不与机修间联合布置， 设立独立的充电 硐室。充电室选择在车场附近内有新鲜风进入，围岩稳定处。硐室内采用固定道床，地面采用混凝土铺底，硐室地面向外部巷道有 3%下 坡。（4） 中央变电所中央变电所内设有高压柜、低压开关柜等电气设备；门外 5m内苍道用砌碹 支护；与中央水泵房硐室之间设置放火栅栏两用门，并向主排

16、水硐室一侧开启； 防火门应加设高出硐室地面0.1m的混凝土门槛。中央变电所硐室断面采用半圆拱形，采用混凝土砌碹；地面用混凝土筑砌。 中央变电的断面特征为：宽 B=4.0m,高H=3.5m,支护厚度T=300mm（5）箕斗装载硐室煤仓设有一个箕斗装载硐室， 硐室内设有两套定量装载发备， 将煤装入漏斗， 提升至地面。（6）副井井筒与井底车场连接部分 连接部分硐室内铺设轨道与井筒提升罐笼桐对应， 分别由摇台相接， 马头门处设有上层引人平台， 可满足双层同时上下人员， 断面形式采用三心圆拱， 钢筋 混凝土结构。（7）主排水硐室根据地质报告矿井最大突水量 252.02m3/h ，改善第一水平井筒的淋水、

17、 防火、 灌浆、消防洒水及采空区漏水等因素，则分别设中央水泵房，管子道及水仓。在 中央水泵房中，选用的水泵型号为D450-90型吸入式3组，一组工作，一组检修， 一组备用。电动机选用 1JB41-4 型 40 千瓦的型号。硐室断面采用半圆拱型， 采用锚喷双层混凝土结构支护。 硐室的地面用混凝 土铺底，其厚度为 100mm。中央水泵房断面特征为：宽B=4. 2m高H=4. 2m支护厚度T=350mm8（8）管子道 管子道为中央水泵房与副井井筒的连接部分。轨道上、下曲线半径取lOm；管子道通往井筒连接处设一平台，高出水泵房地面7.0 m以上；斜巷倾斜角度取30；管子道中设有台阶、扶手，人行道宽度取

18、 800mm采用混凝土支护。（9）井下调度室 硐室采用扩散通风， 在其进出口应设内向开启的单扇带窗木门， 顶侧部留设300mmi风孔；硐室内应用混凝土铺底，厚度取 150mm硐室地面比大巷底板 高处200mm并向大巷方向有3%。的下坡。（10 ） 炸药库 硐室内炸药与雷管应分开储存；库房外部巷道用三条成直线的连通巷道相 连；巷道相交处延长 2m在尽头巷道内设缓冲砂箱隔墙；材料库每小时风量应 大于其容积的4倍；库房地面高处连接巷道地面 O. 3m库房巷道地面和通道一 侧的水沟有外向 8%的下坡，采用砌碹支护，并有防潮措施； 炸药库出口外 60m 两侧的巷道用砌碹支护，库房地面铺设混凝士，并铺设木地板。（11 ） 消防材料硐室通道出入口及通道巷道高度取2. 5m库房内设材料堆放平台，平台高出轨 面o. 6m宽1. Om平台采用石砌筑，台面用 M10水泥浆抹面；硐室内水沟坡 度取 5%，断面为半圆拱形，采用不可燃材料支护，并采取防潮、防滴水措施。（12） 井下等候室 硐室内通风条