矿井井底车场设计案例

井底车场设计1井底车场设计依据及要求1.1设计依据（1）矿井设计生产能力及工作制度（2）矿井开拓方式（3）井筒及数目（4）矿井主要运输巷道运输方式（5）矿井瓦斯等级及通风方式（6）矿井地面及井下生产系统的布置方式（7）各种硐室的有关资料（8）井底车场所处位置的地质条件、水文地质条件及矿井涌水情况。第一页，共二十四页。井底车场设计1.2设计要求（1）井底车场富裕通过能力，应大于矿井设计生产能力的30％。当有带式输送机和矿车两种运煤设备向一个井底车场运煤时，矿车运输部分井底车场富裕通过能力，应大于矿车运输部分设计生产能力的30％。（2）井底车场设计时，应考虑增产的可能性。（3）尽可能地提高井底车场的机械化水平，简化调车作业，提高井底车场通过能力。（4）在开拓方案设计阶段，应考虑井底车场的合理形式，特别要注意井筒之间的合理布置避免井筒间距过小而使井筒和巷道难于维护、地面绞车房布置困难。（5）应考虑主、副井之间施工时便于贯通。（6）在初步设计时，井底车场需考虑线路纵断面闭合，以免施工图设计时坡度补偿困难。第二页，共二十四页。井底车场设计（7）在确定井筒位置和水平标高时，要注意井底车场巷道和硐室所处的围岩情况及岩层的含水情况，井底车场巷道和硐室应选择在稳定坚硬的岩层中，应避开较大断层、强含水层、松软岩层和有煤与瓦斯突出煤层。如为不稳定岩层时，则井底车场主要巷道应按正交于岩层走向，并且与岩层主节理组的扩展方向呈30~70°的交角的条件设计。在此情况下，巷道与井筒相接的马头门应布置在较为稳定的岩层内。（8）井底车场长度较大的直线巷道之间应保持一定的距离，避免相互之间的不利影响，深井中相连接的巷道必须具有不小于45°的交角。（9）对于大型矿井或高瓦斯矿井在确定井底车场型式时，应尽量减少交岔点的数量和减小跨度。（10）井底车场线路布置应结构简单，运行及操作系统安全可靠，管理使用方便理并注意节省工程量，便于施工和维护。（11）井筒与大巷距离近、入井风量大的矿井，如果有条件应尽量与大巷结合在一起布置井底车场，以便缩短运距、减少调车时间、减少井巷工程。（12）为了保护井底车场的巷道和硐室，在其所在处范围内应留有煤柱。第三页，共二十四页。井底车场设计1.3井底车场的类型及形式选择1.3.1井底车场类型表5－7立井井底车场的基本类型类型图示结构特点优缺点适用条件环形式立式存车线和回车线与主要运输大巷垂直；主、副井距主要运输大巷较远，有足够的长度布置存车线。空、重车线基本位于直线上；有专用的回车线；调车作业方便；可两翼进车；弯道顶车；工程量大。0.90~1.50Mt／a的矿井；刀型车场适用于0.60Mt／a的矿井，增加回车线能力可提高到0.90~1.20Mt／a。斜式存车线与主要运输大巷斜交；主要运输大巷可局部作回车线。可两翼进车；工程量小；存车线有效长度调整方便；弯道顶车；一翼调车方便，另一翼在大巷调车。适用于0.60~0.90Mt／a的矿井；地面出车方向受限制。卧式存车线与主要运输大巷平行；主、副井距主要运输大巷较近。空、重车线位于直线上；工程量小；调车方便；可两翼进车；弯道顶车；巷道内坡度较大。适用于0.60~0.90Mt／a的矿井。折返式梭式利用主要运输大巷作主井空、重车线、调车线和回车线。工程量小，交岔点少、弯道少；可两翼进车。利用大型底纵卸式、底侧式矿车可用于大型矿井。尽头式利用石门作主井空、重车线。工程量小；调车方便。利用大型底纵卸式、底侧式矿车可用于大型矿井。图注1－主井；2－副井第四页，共二十四页。井底车场设计

（2）斜井井底车场的类型表5－8斜井井底车场的基本类型类型图示结构特点优缺点适用条件环形式卧式存车线和回车线与主要运输大巷平行；主、副井距主要运输大巷较近。空、重车线位于直线上；工程量小；调车作业方便；有专用的回车线；可两翼进车；弯道顶车。适用于单一水平的箕斗斜井或带式输送机斜井。立式存车线与主要运输大巷垂直；主、副井距主要运输大巷较远，有足够的长度布置存车线。空、重车线基本位于直线上；有专用的回车线；调车作业方便；可两翼进车；弯道顶车；工程量大。适用于单一水平的箕斗斜或带式输送机斜井。折返式折返式主井空、重车线设于平行于大巷的顶板巷道内。可两翼进车；一翼在调车线上调车；弯道多，折返式的优点体现不出来。适用于单一水平的箕斗斜井。甩车场主井空、重车线设于大巷内。工程量小；可两翼进车；调车作业均在直线上进行。适用于多水平的箕斗斜井或带式输送机斜井。尽头式主井空、重车线设于井筒的一侧。可两翼进车；调车在调车线上进行。适用于多水平的串车斜井。图注1－主井；2－副井第五页，共二十四页。井底车场设计（3）大巷采用带式输送机运煤时井底车场的类型大巷采用带式输送机运煤时，辅助运输井底车场有折返式、环形式及折返与环形相结合的形式。1.3.2井底车场形式选择（1）保证矿井生产能力，有足够的富裕系数，有增产的可能性。（2）调车简单，管理方便，弯道及交岔点少。（3）操作安全，符合有关规程、规范。（4）井巷工程量小，建设投资省，便于维护，生产成本低。（5）施工方便，各井筒间、井底车场巷道与主要巷道间能迅速贯通，缩短建井工期。第六页，共二十四页。1井底车场设计（6）当大巷或石门与井筒的距离较大时，能够布置下存车线和调车线，可选择立式井底车场。大巷或石门与井筒的距离较近时，可选择卧式或斜式井底车场。（7）井底车场形式也取决于矿车的类型，当采用定向卸载的底纵卸式、底侧卸式矿车时，其卸载站（即主井车线）可布置为折返式，亦可布置为环形式，但其装车站的线路布置必须与其对应，即卸载站为折返式，采区装车站亦为折返式。卸载站为环形式时，采区装车站亦为环形式。当卸载站采用环形式布置、装载站采用折返式布置或卸载站采用折返式布置、装载站采用环形式布置时必须增设还原回车线路，这种形式比较复杂，需通过方案比较确定。（8）串车提升的斜井井底车场，井筒不延深的一般采用平车场，井简延深的一般采用甩车场。双钩提升时，应考虑两个水平的过渡措施。第七页，共二十四页。井底车场设计2井底车场设计示例2.1设计设计依据2.2主要原则问题的确定（1）车场形式，初步设计确定为立式环行，南北两翼大巷来车均经主石门进入井底车场。（2）主、副井中心线间距离，南北75m，东西10m。主井卸载方位角5°，副井出车方位角275°。主井距北翼运输大巷568.1m。（3）车线有效长度，主井空、重车线有效长度原则上按1列车长考虑，设计取80m。副井进车线受主井重车线的影响，出车线受人车场的影响，都比较长，均可达150m。因受地面布置的限制，副井位于主井西侧，致使副井进车顶车线路过长。材料车线，按20辆lt材料车考虑。（4）设计采用22kg／m钢轨。主井系统采用5号道岔，副井系统采用4号道岔。曲线半径为20m。（5）车场巷道断面及支护方式主要依据井底车场巷道所通过的风量、运输设备、管线布置的要求，以及围岩状态确定。双轨巷道断面12.7m2，单轨巷道断面6.9m2，巷道采用锚喷支护，主要硐室及交岔点采用混凝土或荒料石砌碹。（6）经技术经济比较确定底卸式矿车卸载站与翻车机硐室联合布置。第八页，共二十四页。井底车场设计一、线路联接计算（选轨道及道岔类型）（1）单开岔道非平行线路联接（2）单开岔道平行线路联接（3）渡线道岔线路联接二轨道线路平面布置（车场尺寸）（1）已知条件（2）线路闭合计算根据副井出车线布置要求A点距副井120。副井出车线轨道中线至主井空车线轨道中线距离为（75000－300）＋23000－（1600－400）=96500。AB=96500／sin60°=111429B点与主井中线距离为120000＋10000＋96500／tan60°=185714C点与主井中线距离为80000＋10000＋12748＋692=104440煤仓上口与卸载站跨度较大，井底车场井车绕道与进车线间距取25m。CD=25000／sin45°=35355F点距主井中线距离，根据交岔点、硐室长度及调度机车存车安全线要求取50m。CF=104440＋50000=154440F=154440－2×25000=104440第九页，共二十四页。井底车场设计三通过能力计算（能力计算）（1）区段划分（2）调车作业程序及时间见表。（3）调度图表调度图表见图5－25。每一调度循环进入井底车场的列车数的配比可用两种方法计算：图5－25调度图表第十页，共二十四页。井底车场设计（4）通过能力计算按公式：

通过能力富余系数149.9／90=1.67，显然满足设计规范要求。四坡度计算（坡度闭合计算）坡度划分见图5－26。图5－26坡度划分第十一页，共二十四页。井底车场设计空车从摇台出车以24‰的下坡滑过对称道岔、至基本轨起点末速度为1.42m／s。取5~6段坡度为0.009，空车在6点的速度为：为使空车滑行到7点，6－7段坡度取i=0.007，空车滑行距离其余坡度计算表5－25。本车场线路长度1001.7m、掘进体积14400.2m3、硐室长度1545.0m、掘进体积19334.9m3。第十二页，共二十四页。五注意事项1、车场巷道通风能力验算（<4m/s，包括正常运输与矿井生产最大风量）2、巷道宽度验算，摘挂钩地点相关尺寸标准，行人侧标准。井底车场设计第十三页，共二十四页。7采区巷道布置方案示例7.1采区概况7.2采区巷道布置方案设计7.3采区设计方案比较第十四页，共二十四页。7采区巷道布置方案示例7.1采区概况7.1.1采区位置

设计采区位于某矿一水平右翼，东以矿井边界为界，西与七采区相邻，南以±0m等高线为界，走向平均长度1230m，采区平均倾斜长560m（北+107m以上为煤层风化带），采区面积为688800m2，如图7－1所示。图7－1采区境界m1煤层底板等高线图

采区内有m1、m2两层可采煤层，煤层赋存稳定，煤层平均倾角11°，东部边界附近的煤层倾角略有变化。第十五页，共二十四页。7采区巷道布置方案示例7.1.2采区内地质构造7.1.3煤层要素及顶底板特征

7.1.4采区储量7.1.5采煤方法及采区生产能力7.2采区巷道布置方案设计7.2.1采区形式7.2.2采区上山及设计方案7.2.3区段巷道第十六页，共二十四页。7采区巷道布置方案示例7.2.4联络巷道图7－2方案一采区巷道布置图第十七页，共二十四页。7采区巷道布置方案示例图7－3方案二采区巷道布置图第十八页，共二十四页。7采区巷道布置方案示例图7－4方案三采区巷道布置图第十九页，共二十四页。7采区巷道布置方案示例7.3采区设计方案比较表7－1采区方案技术比较表项目方案一双岩上山方案二双煤上山方案三一煤一岩上山1.掘进工程量工程量大。因两上山均在岩层中，故要多掘进252m石门和60m溜煤眼工程量小工程量较大比第二方案多掘170m石门2.工程难度困难。一是岩巷施工，二是巷道联接复杂较容易困难3.通风距离长。每区段要增加130m的通风距离短较长。每区段增加60m通风距离4.管理环节管理环节多。一是溜煤眼多；二是漏风地点多少多（同方案一）5.巷道维护维护工程量少，维护费用低煤层上山，梯形金属支架受采动影响大，维护工程量大，维护费用高第一条煤层上山，维护工程量较大，费用较高6.支架回收无法回收可以回收，70%可以复用煤层上山支架可以回收利复用7.工程期岩石上山掘进速度慢，约需14个月才能投产煤层上山掘进快，约10个月可投产同方案一第二十页，共二十四页。7采区巷道布置方案示例表7－2采区方案经济比较表项目单价方案一方案二上山长度m560560条数个22单价元•m-1394.4433.5费用小计元441728.0485520.0石门长度m两煤层间42m，上山到m2煤层63m两煤层间距42m单价元•m-1394.4394.4单条上山费用元41412.016564.8总费用元165648.06659.2溜煤眼体积m363单价元•m-145.53每区段费用元2868.4费用小计元11473.60维护巷道长度m560×2＋63×2560×2单价元•m-13.6241.2维护时间a7.77.7费用小计元34731.0355308.8第二十一页，共二十四页。7采区巷道