车场设计

《煤矿课程设计》课程设计说明书

系 部：资源工程系 班 级: 08采大一班 编 制 人： 张佩

2010年 11 月18 日

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一、 课程设计内容要求

（1）设计和画出井底车场平面布置图；

（2）设计和画出1-1、2-2断面施工图、标注巷道尺寸； （3）写出车场线路联接计算说明书；

（4）画出列车调车作业程序表及调度图表； （5）画出其它有关图表

二、 设计依据

（1）矿井设计能力0.90mt/a，年工作日300d，两班生产，一班准备，每日净提升时间14h。

（2）立井开拓，井筒的相互位置如附图所示，两翼大巷没量基本相等。 （3）立井直径4.5m，装备一对12t箕斗，副井净直径6.5m，装备一对1t双层四车加宽罐笼。

（4）井下主要运输大巷采用3t底御式矿车运煤，10t架线式电机车牵引，每列车由17两矿车组成。辅助运输采用1t固定式矿车，掘进煤列车由37辆矿车组成，煤矸混合列车由28辆矿车组成，其中煤车9辆，矸石车19辆。井底车场设1t翻车机处理掘进煤。

（5）矸石量占矿井产量的20%，有副井提升，掘进煤量占5%，由翻车机翻入井底煤仓，主井提升。

（6）矿井为低瓦斯矿井，相对瓦斯涌出量为6.9m3/t，矿井总进风量90m3/s，副井进风，风井出风。

三、主要原则问题的确定

（1）车场形式，初步设计确定为立式环形，南北两翼大巷来车均经主石门进入井底车场。

（2）主、副井中心线见距离，南北75m，东南10m。主井御载方位角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，出车线受车场的影响，都比较长，均可达150m。因受地面布置的，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1t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。

四、线岔路联接计算

1．单开岔道非平行线路联接

(1) 已知：道岔ZDK622-5-15,a=3768mm,b=4232mm,α=11°18′36″R=20000mm,δ=45(以下非注明，均为mm)。求：m、n、H、T、KP。

查《窄轨道岔线路联接手册》得：m=11838,b=09,H=6299,T=6056,KP=11760。

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（2）已知：道岔ZDK622-4-12,a=3462,b=3588, α=14°02′10″,R=20000, δ=60°。求：m、n、H、T、Kp。

查《窄轨道道岔线路联接手册》得：m=13482,n=11862,H=10273,T=8482,Kp=16044。

2．单开岔道平行线路联接

已知：道岔ZDK622-5-15，a=3768,b=4232，α=11°18′36″，R=20000，S=1600。求:L,c,n，D。

查《窄轨道岔线路联接手册》得：L=13.748，c=1946，n=6178,D=112。 3.渡线道岔线路联接 已知：道岔ZDX622—4—1216，a=3462，b=3588，，α=14°02′10″，s=1600。求：C，L，。

查《窄轨道岔线路联接手册》得：c=1723，L=13324。

五、轨道线路平面布置

1．已知条件

（1）主、副井中线间距离，石门方向10000，垂直石门方向75000。

（2）副井井筒中线与提升中线相距300，主井井筒中线与煤仓中线相距23000，御载站中线与煤仓中线相距400，双轨直线轨中心线距1600。

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（75000—300）+23000—（1600—400）=96500。

AB=96500/sin60°=111429

B点与主井中线距离为120000+10000+96500/tan60°=185714。 C点与主井中线距离为80000+10000+12748+692=104440。

煤仓上口与御载站跨度较大，井底车场 井车绕道与进车线间距取50m。

CD=25000/sin45°=35355

F点距主井线距离，根据交岔点、硐室长度及调度机车存车线要求取50m。

CF=104440+50000=154440 DE=154440—2³25000=104440

六、通过能力计算

1.调车作业程序及时间

调车作业程序及时间见下表。

3t底御式每列车调车作业程序及时间 区段 作业名称 Ⅰ Ⅱ Ⅲ Ⅳ Ⅴ 牵引列车 牵引列车 牵引列车、摘钩、挂调度机车、转向 牵引列车、御载 过道岔牵引空车出车场 合计 运行距离/m 运行速度/m²s 运行时间/s 86.3 191.1 70.0 151.2 135.0 2.0 2.0 2..0 1.0 2.0 43.2 95.5 35.0+30.0 151.2 10.0+67.5+35.5 467.4 -1

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1t煤矸混合列车调车作业程序及时间 区段 Ⅰ Ⅱ Ⅲ Ⅳ Ⅶ Ⅶ Ⅲ Ⅵ Ⅷ Ⅵ Ⅲ Ⅱ Ⅰ Ⅴ Ⅸ Ⅴ Ⅹ Ⅴ 牵引列车 牵引列车 牵引列车 顶列车 顶列车 顶列车，煤车与矸石车摘钩 牵引列车 牵引列车，摘钩 机车过道岔，调头 机车过道岔，运行 顶列车，过道岔 顶列车 机车转向，运行 机车运行 机车运行 机车运行 机车过道岔 机车运行 机车运行，挂空车 牵引空车 牵引空车 转向，顶空车 顶空车，挂空车或材料车 牵引空车 牵引空车出车场 合计 作业名称 运行距离/m 运行速度/m²s 86.3 191.1 28.8 80.0 80.0 22.0 22.0 92.8 108.5 54.8 55.2 107.8 107.8 106.0 28.8 191.1 13.2 35.9 72.0 68.0 135.0 26.0 160.3 160.3 26.0 2.0 2.0 2.0 2.0 1.5 1.5 2.0 2.0 2.5 2.0 1.5 1.5 2.5 2.5 2.5 2.5 2.0 2.0 2.0 2.0 2.0 1.5 1.5 2.0 2.0 -1运行时间/s 43.2 95.5 14.4 40.0 53.3 14.7+10.0 11.0 46.4+10.0 10.0+43.4 10.0+27.4 36.8 71.9 10.0+43.1 42.3 11.5 76.4 10.0+6.6 18.0 36.0+10.0 34.0 67.5 10.0+17.3 106.9+10.0 80.2 13.0+30.0 1170.9 1调度图 调度图表如下。

区段ⅠⅡⅢⅣⅤⅥⅦⅧⅨⅩ时间/底御式列车运行线底御式列车运行线 4

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。

（1）按运量和净载重计算。

矿井日产煤3000t，矸石量占20%，日运量为600t，掘进煤占5%、日运量为150；3t底御式列车日运量占95%，为2850t；每日3t底御式列车数=2850/（3³17）=55.9列；每日一t煤在混合列车数=（150+600）/（9³1+19³1.7）=18.2列；列车数比=55.9/18.2≈3/1。

（2）按运算比和净载量计算

0.953 317列车数比0.050.20191191.7每一调度循环时间=2.88+2.90+2.90+15=23.68min；列车进入井底车场的平均间隔时间=-23.68/4=5.92min；列车在井底车场平均时间运行时间=（3³467.4＋1170.9）/4=3s=10.72min。 1．按通能力计算 按公式有：

TaQ25.2(3317191)149.9万t/a 1.15T1.1523.68通过能力富余系数149.9/90=90=1.67，显然满足设计规范要求。

N七、坡度计算

坡度划分见下图。

如前所诉，本车场采用后进车、前出车方式；底御式矿车的列车御载站与翻车机硐室联合布置：翻车机硐室设链接式推车机，副井进车线设绳式推车机，主井空车线和副井出车线均设较长的自动滑行段，井在9点开始设合股道岔。

为使主井两股空单线在12点会合，翻车机轨面高出御载站轨面295mm、翻车机前设2‰上坡。

因受主排水泵吸水高度的影响，将水仓入口设在车场外主石门内。 本车场以停车在车场内的副井罐笼轨面高程为±0进行高程闭合计算。 副井空车线坡度计算如下：

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:

υm=√V2C+2gl（i-m）=√1.422+2³9.81³13.671(0.009--0.005)=1.37m/s

为使空车滑行到7点。6~7段坡度

021.372i0.00950.0071 29.8140取i=0.007，空车滑行距离

021.372l38.3m

29.81（0.0070.0095）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19334.9 m3。

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