江曲矿业集团孙庄煤矿矿井开采设计.doc

江曲矿业集团孙庄煤矿矿井开采设计

摘要：孙庄煤矿隶属于江曲矿业集团，位于江西省中部，其煤层赋存丰富，地质条件简单，顶、底板稳定，且底板为坚硬的砂岩。另外，其便利的交通条件为煤的开采和外运提供了许多方便。
本矿井的设计是以孙庄矿原有的丰城矿区孙庄井田精查地质报告、B4煤层底板等高线和地质综合柱状图为依据的。矿区内可采煤层为B4煤层，其煤层平均厚度为4.8m。井田的走向长为4㎞，倾斜长为3.19㎞，井田面积13.02㎞2，可采储量6935.68万t，煤层的平均倾角为11°；相对瓦斯涌出量10 m3/t，为高瓦斯突出矿井。
根据以上基本条件，结合相关设计规范和资料，该矿井井型设计为60万t/a，服务年限82.6a。通过对5个初选方案的技术分析及其中2个方案多方面的经济比较，全矿井分3个水平进行开拓，一、二水平为双立井，三水平为暗斜井开拓。采煤方法为倾斜分层走向长壁下行垮落采煤法，选用综采回采工艺进行开采。立井采用箕斗提煤，副井采用罐笼提升材料和运送人员；风井布置采用中央分列式，通风方式为抽出式，风机选用离心式风机抽风。采用“三八制”工作制度，一个综采工作面达产，满足了合理集中生产的要求。
关键词： 一、二水平双立井，三水平暗斜井开拓；综采；倾斜分层，走向长壁；抽出式

Preliminary Mine Design of Sunzhuang Coal Mine
Pan Tuan-Li
(Mining engineering, Xian University of
Science and Technology, Xian 710054, China)

Abstract：The Sunzhuang coal mine subordinated to the Jiangqu mining bureau is located in the middle of Jiangxi Province. The reserve in the coalfield is richly, and geological condition is easy. The roof and floor is stable, and the floor is hard sandstone. Moreover, The transportation system of the field is convenient to bring coal to outward.
Average thickness of coal bed in this coalfield is 4.8m. The well field length along strike is 4㎞, and the length is 3.19㎞ on the inclination, The area of the coalfield is 13.02 km2. The usage reserve is 6935.68mt. Average inclination angle of the coal bed is 11°.The gas grade in the mine is high.
Based on the basic condition listed above, integrated with mining documents, the capacity of the mine is designed as 60mt/a and the service life is 82.6a. Five develop plans are supplied to be chosen for the mine, the mine is divided to 3 levels, the first and the second level are developed by vertical shaft and the third level is developed by sub-inclined shaft after the analysis form the viewpoint of technology for 5 plans and economical comparison for 2 plans. Longwall on the strike system is selected to this mine, and the coal seam is divided into 2 slices on the inclination. Coal is hoisted by the skip in the main vertical shaft. Staffs and materials are hoisted by the cage between the upper and sub ground. through auxiliary vertical shaft. we select centrifugal fans for airshaft.

Keywords: double vertical development used in the first & second level, sub-inclined used in the third level; Fully mechanized coal mining; divided into 2 slices on the inclination; longwall system on the strike; exhausted air

目 录
前 言 4
第一章 矿（井）田地质概况 5
第一节 矿（井）田位置及交通 5
第二节 矿（井）田境界及储量 6
第三节 矿（井）田地层及地质构造 8
第四节 矿体赋存特征及开采技术条件 10
第五节 矿（井）田勘探类型及勘探程度评价 12
第二章 矿井工作制度、生产能力及服务年限 13
第一节 矿井工作制度 13
第二节 矿井设计生产能力及服务年限 13
第三章 井田开拓 14
第一节 井筒形式、数目及位置的确定 14
第二节 开采水平的划分及布置 17
第三节 井底车场 21
第四节 方案比较、确定开拓系统 26
第四章 采矿方法 32
第一节 煤层地质特征 32
第二节 采区巷道布置及生产系统 34
第三节 采煤方法和回采工艺 36
第四节 采区车场 40
第五章 矿井通风与安全 42
第一节 矿井通风系统的选择 42
第二节 全矿所需风量计算 42
第三节 扇风机选型 43
第四节 防止特殊灾害的安全措施 48
参考文献 53

结束语………………………………………………………………....54

58

58

前 言
本矿井设计是根据江西省丰城矿务局曲江矿的原地质资料进行编写的。设计中的一些重要数据和图表都是以该矿的地质资料、地质勘探图、底板等高线图、综合柱状图等为依据，严格依照《毕业设计大纲及指导书》要求进行的。
在设计过程中，严格按照《煤矿安全规程》和《煤矿矿井采矿设计手册》的要求，注重加强基本理论、基本方法和基本技能方面的学习，并注重与其它课程的联系，特别是课本与规程的衔接与配合。
设计主要分为八大部分：矿（井）田及地质概况，矿井工作制度、生产能力及服务年限，井田开拓，矿井基本巷道，采煤方法，矿井通风及安全，矿井提升、运输、排水、供电设备选型，建井工期，矿井技术经济等。设计在内容上以设计原理和设计方法为主线，力求在阐明基本原理的基础上，结合矿井的条件，选择合适的开采方法进行开采，拟解决设计中的各种主要技术问题。
本次设计在指导老师的细心指导下，通过自己的独立思考，仔细、认真、圆满的完成了任务，这将使我终生受益，在此表示衷心的感谢！对给予我教诲的老师们表示诚挚的感谢！
由于时间仓促，加之作者水平有限、实践经验不足，不妥之处在所难免，敬请各位老师提出宝贵意见，批评指正。
潘团力
2008年12月

第一章 矿（井）田地质概况
第一节 矿（井）田位置及交通
一、井田的地理位置和交通位置
孙庄井田位于江西省丰城市孙庄镇。赣江由西南向东北从井田中南部流过。地理坐标为东经115°43′58.6″至115°52′06.6″，北纬28°10′45.9″至28°17′22.7″。
江曲矿业集团各矿通过樟树至上塘铁路支线在樟树以西的张家山车站与浙赣铁路接轨，樟树东至丰城27㎞，东至南昌86㎞，西距株洲281㎞，交通十分方便。
矿区地理位置及交通情况见图1-1。

图1-1 孙庄矿交通位置图
二、地形地貌
孙庄井田地势低平，赣江河床宽300～1300m，江中心和岸边沙洲和浅滩发育。河床两侧为冲积平原地形。
本井田区域内无文物古迹，无大的建筑物，所以这方面对井田开拓没什么影响。
三、气象及水文情况
井田位于全国气象分区中的长江中下游南区，属温带潮湿性气候区。雨量充沛，年平均气温18℃～20℃，最低气温-8℃，最高气温39℃。全年风向以北和北东为主，最大风速14m/s。冬季最冷期为12、1、2三个月。
地表水系：赣江全长约500㎞，江宽在井田范围内为300～1300m，平均水位标高23.823m，历年最高洪水位62年6月19日石上测站为32.17m，62年6月20日丰城测站为31.56m。历年最低洪水位66年10月3日丰城测站为20.26m。
四、矿区概况
丰城矿区-500m以上自东向西有坪湖矿、建新矿、尚一矿和尚二矿；其中坪湖矿和建新矿在本井田-500m以上。
农产品可以自给自足，劳动力资源丰富。坑木，钢材等重要材料由市场供应，并且丰富；砖瓦，石灰可就地取材，自行解决。
江曲矿业集团已建成供水水源地，不需另行水源勘探，足以满足矿区和新井更大的供水要求。电源靠近丰城，电力较充分。
第二节 矿（井）田境界及储量
一、井田境界
孙庄矿井田北起各煤层-500m水平，与仙姑岭井田分界；南止于B4煤层第三系剥蚀边界；东至第7勘探线边界；西至第19勘探线边界。井田地势低平，地面标高+21～+50m。煤层产状统计见表1-1。
表1-1 煤层产状统计表
走向长度/㎞
斜长/㎞
平均倾角/(°)
水平面积/㎞2
备注
4.08
3.207
11
13.08

二、井田储量
按照等高线法求井田储量

式中 Q—煤炭工业储量，万t；
Si—块段水平投影面积,㎞2；
α—煤层倾角，采用块段内的平均倾角，11º；
Mi—块段煤层的平均厚度，m；
Yi—块段内煤层的容重，t/m3。
根据地质报告资料及煤层底板等高线可知：
S=13.873㎞2, α=11º, Mi=4.8m, Yi=1.42t/m3
代入上式得：Q=13.873×4.8×1.42/cos11=9632.9万t
所以，本井田的工业储量为9632.9万t。
矿井的可采储量公式为：
Z=(Zc-P)×C
式中 Z—矿井可采储量，万t；
Zc—矿井工业储量，万t；
P—各种永久煤柱储量损失之和，万t；
C—采区回采率，薄煤层不低于0.85；中厚煤层不低于0.80；厚煤层不低于0.75，本矿井取0.80。
根据上述计算可列出储量汇总表1-2。
表1-2 矿井可采储量汇总表 单位：万t
水平
煤层
工业储量
永久性煤柱损失
采区回采率
可采储量
备注
一
B4煤层
3048.6
304.9
0.80
2194.96

二
B4煤层
2874.6
287.4
0.80
2069.76

三
B4煤层
3709.7
371
0.80
2670.96

全矿井总计
B4煤层
9632.9
963.3
0.80
6935.68

其中：永久性煤柱损失按工业储量的10%进行计算；回采率依据煤层厚度如上表所示；另有C23、C18煤层C级352万t；暂难利用储量C级166万t。
第三节 矿（井）田地层及地质构造
纵观全井田，构造简单，地层倾角小，仅10°左右，褶曲平缓，断层稀少且以正断层为主，井田内无岩浆活动，构造分类定为一类。
本区发育有自前震旦系至第四系的一套沉积地层。其地层时代、层次、岩性、相互接触关系及厚度见图1-2。
井田内断层较少，多为正断层。断层性质单一，方向明显。主要断层特征如下表1-3。
表1-3 主要断层特征表
序号
断层名称
性质
走向
倾向
倾角/（°）
落差/m
备注
1
F1
正断层
NE
SE
70
50-155

2
F2
正断层
NE
NW
75
50-170

3
F3
正断层
NE
NW
75
50

4
F4
正断层
NNE
SE
70
20-50

5
F5
逆断层

NW
50
15

6
F6
正断层

SE
70
10

7
F7
逆断层
NNE
SE
70
20

8
F8
逆断层
NNE
NW
60
20

9
F9
正断层
EW
N
60
10

10
F10
逆断层

NW
55
45

11
F11
正断层

NW
65
20

12
F12
正断层

NW
65
20

图1-2 煤系地层综合柱状图
第四节 矿体赋存特征及开采技术条件
一、煤层及煤质
本井田主要含煤段是老山下亚段和王潘里段。老山下亚段平均厚度90.58m,含煤质3层,自下而上编号为B3、B4、B5。王潘里段平均厚度89.89m，含煤可达16层，自下而上编号C8～C23。B4煤层为井田主要可采煤层，C18、C23和C8煤层为局部可采煤层。B5、C9层位稳定，但厚度较小，只有零星可采。
主要可采煤层B4煤层稳定，煤层上、下标志层稳定、明显，煤层对比可靠。B4煤占总储量的81%，C8煤占14.5%，C18煤占0.5%，C23占4%。可采煤层特征见表1-4。
表1-4 可采煤层特征表
煤层名称
煤层厚度/m
可采率
/（%）
层间距/m
倾角
/(°)
顶底板岩性
容重 /t.m-3
稳定性
备注
最小
最大
平均
顶板
底板
C23
0
1.73
0.6
47.7
27
<25
粉砂岩为主
粉砂岩为主
1.50
不稳定

C18
0
1.36
0.49
34
<25
粉砂岩
粘土岩、泥岩
1.40
不稳定

48
C8
0
1.95
0.99
82.3
15
细、粗粉砂岩
细粉砂岩
1.42
较稳定

260
B4
4.0
5.5
4.8
86.7
11
细粉砂岩
鲕状粘土岩或泥岩
1.42
稳定

B4煤层为焦瘦煤； C8、C18、C23煤层为肥焦煤； B4和C8煤层原煤低位发热量平均值为6295大卡和6596大卡,属中高发热量煤。C8、C23煤层原煤低位发热量平均值为5637大卡和5836大卡，属中等发热量煤。
煤层煤质参数见表1-5。

表1-5 各煤层煤质特征见下表
煤层
名称
水分/﹪
挥发分/﹪
灰分/%
硫分/%
磷分/%
X
Y
B4
0.56～4.63
19.48～25.60
12.87～36.62
0.45～4.87
0.001～0.234
10～34
6～15
C8
0.61～1.64
15.76～31.12
11.39～32.17
1.38～7.31
0.003～0.043
28～47
12～24
C18
0.82～1.37
26.90～30.71
20.18～33.43
4.04～8.56
0.007～0.009
39
11～12
C23
0.45～1.31
28.48～33.36
15.01～35.84
3.42～9.35
0.005 ～ 0.007
37～47
11～16
二、瓦斯赋存状况及其涌出数，煤尘爆炸危险性，煤的自燃性，地温情况
本矿井为高瓦斯突出矿井，瓦斯相对含量最小值为1.59m3/t,最大值为25.30m3/t,一般瓦斯含量在10m3/t以上。经测定B4煤层和C8煤层的煤尘爆炸指数分别为24.2%和28.7%，属于有爆炸性危险的煤层。
B4煤层根据自燃测定结果，自燃发火期定为3～6个月。
本井田变温带深度为40m，恒温带温度为20℃，平均地温梯度为2.54℃/100m，属地温正常区。
三、水文地质
区内主要含水层有第四系、大冶群、长兴组及茅口组。具体见表1-6。
表1-6 矿井水文地质表
含、隔水层名称
赋存
情况
补给水来源
含水层厚度/m
隔水层厚度/m
抽水实验结果
水质
备注
单位流水量/(L/s.m)
渗透系数 /m.d-1
第四系冲积层
赣江沿岸及南岸冲积平原
大气降水、地表水
9～17

6.25～8.47
54.75～90.1
属HCO3-Ca

第四系冲、洪、坡积层
赣江以北

2～147.8
0.0563
0．0538
属HCO3-Na
+K型

第三系渐新统临江组
井田东南部及赣江沿岸

0～977
0.042
0．085
属HCO3-Na
+K型

侏罗系下统门口山组
井田中部和东北部

0～559
0.00046～0.035
0.0001～0.109
属HCO3-Ca
.Mg型

三迭系下统大冶群
井田西北部
皮湖水
0～462

8．93
4.793
属HCO3-K
+Na.Ca型

二迭系上统长兴组
井田内分布广泛
大气降水、皮湖水、F6、F9断层水
211.51

9.0～22．9
9.6～99.25
属HCO3-Ca
.Mg及HCO3.SO4-Ca型

二迭系上统龙潭组
井田内分布广泛

75.93～109.8
0.0037～0.02
0.04～0.093
属HCO3-Na
型

二迭系下统茅口组
井田内分布广泛
岩溶裂隙

5.74～14.03
3.79～238.8
属HCO3-Ca型

第五节 矿（井）田勘探类型及勘探程度评价
一、勘探类型
井田地表全部为第四系掩盖，煤系之上有覆盖有较厚的第三系和侏罗系地层，属全隐蔽井田，勘探手段采用钻探配合地球物理测井和地震勘探。
井田地质构造简单，3线以西为宽缓的向斜，3线以东为复式向斜。占煤层总储量70%以上的向斜北翼呈简单的单斜构造，地层倾角一般为10°～15°。主要可采煤层B4煤层稳定，煤层上、下的标志层稳定、明显、煤层对比可靠。勘探类型为一类一型。C8煤层属一类二型。
二、勘探程度评价
1由于赣江两岸钻探及地震施工条件困难，使沿江附近局部地段煤层的可采边界线及构造的控制程度较差，有待今后工作中注意。
2 据调查、访问坪湖矿、建新矿开拓中揭露的断距5m、10m左右的小断层不算少。勘探阶段单孔穿过或地震有显示的小断层以及难于发现的小断层有待今后加强矿井地质工作。
㈢ 井田内缺-500m水平以下主要含水层富水性的定量资料。所预计的第一水平涌水量可能的所偏大，但可供设计部门使用。
㈣ 由于历史原因，前期施工的38个钻孔的原始班报及取样送验单等原始资料均未保存，对其工程质量难以作出评价。
㈤ 根据简易水文和注水资料，F1断层的导水性差，但由于长兴灰岩岩溶发育不均匀，各断层所处的具体部位不同，因此在开拓中遇到断层仍须注意探水、防水。
㈥ 钻孔封闭质量存在一些问题，对封孔质量低劣的钻孔，今后生产中须采取防范措施。
㈦ 在第3勘探线以西、赣江两岸，由于勘探工程控制较稀，煤层储量计算边界是用内插法或以构造线为界，与煤层赋存的实际状况可能有差异，今后在生产中应注意加强分析研究工作。
第二章 矿井工作制度、生产能力及服务年限
第一节 矿井工作制度
设计年工作日、工作班数、每天净提升小时数见表2-1。
表2-1 矿井工作制度表
年工作日数/d
工作班数（班/日）
每天净提升时间/h
备注
300
3
14

第二节 矿井设计生产能力及服务年限
矿井生产能力计算公式为：
式中 T—矿井设计服务年限,a； Z—矿井可采储量,万t；
A—矿井设计生产能力,万t/a； K—储量备用系数，一般1.2～1.4，取1.4。
由第二章的可采储量计算结果可知，全矿井的可采储量：Z=6935.68万t；第一水平可采储量：Z1=2194.96万t。
当A=45万t/a时 T=110.1a>50a t=34.8a>25a
当A=60万t/a时 T=82.6a>50a t=26.1a>25a
当A=90万t/a时 T=55.0a>50a t=17.4a<25a
式中： t—第一水平设计服务年限, a。
根据《煤炭工业矿井设计规范》可知：
当A=90万t/a时,矿井第一水平设计服务年限不能满足设计要求，故不可取。
当A=60万t/a及45万t/a时,均能满足设计要求，但为了增大开采强度，更好的利用能源和矿井的可持续发展，尽量减少煤炭损失，根据高产高效的原则,设计采用A=60万t/a。
按年工作日为300天，可知本矿的日生产能力为：Ä=A/300=2000t/d
所确定的结果均符合《煤炭工业矿井设计规范》的要求。
第三章 井田开拓
第一节 井筒形式、数目及位置的确定
一、井筒位置及数目的确定
根据井田的地质情况及井田范围和地形地貌，孙庄矿应采用立井开拓、井筒沿井田倾向布置在井田中央较好。
㈠井筒沿井田倾向布置的几种方案（如图3-1所示）
图3-1 立井井筒沿井田倾斜方向布置选择方案图
1—井筒； 2—石门； 3—井筒及工业场地煤柱
1．井筒布置在井田中部B处时，可使各水平石门总长度较短，沿石门运输工作量较少；
2．井筒位置设于A处时，石门总长度和沿石门的运输量较大，初期工程量最大，但如煤系基底有含水量大的岩层不允许井筒穿过时，它可以直接延伸井筒到深部，对开采井田深部及向下扩展有利；
3．井筒设于C处时，初期（第一水平）投资及工程量较小，但石门总长度和运输工作量较大。
比较各方案，确定井筒位置位于井田的中央B。
本矿井通风方式采用中央分列式，风井布置在井田上部边界的中部。因此，本矿井井筒数目：采用一对中央立井和一个立风井。
二、井筒断面设计
根据水平划分情况，井筒分两期建设，第一期工程到-900m水平，主井深度为950m，副井深度为935米；第二期工程主斜井延伸400m，副斜井延伸400m。
井筒断面形状：本矿采用混凝土、充填混凝土的圆形断面。
井筒尺寸及其装备
1.主井：净直径为5.0m，提升容器为一对6t的箕斗。主井井筒断面如图3-2。

图3-2 主井井筒断面示意图
2.副井：净直径为6.0m，提升容器为一对1t矿车单层双车罐笼，断面如图3-3。

图3-3 副井井筒断面示意图
3.风井
⑴ 风井井筒断面设计
根据井筒通过的风量和运输条件选择标准井筒断面，其断面特征见表3-1。
表3-1 风井井筒断面特征表
井筒名称
断面形状
直径/m
净断面积/㎡
支护方式
支护厚度/㎜
备注
立风井
圆形
4.0
12.57
混凝土
500

⑵风速校核
矿井的污风流是通过风井排出地面的，污风量Q1与矿井的需风量Q相等，矿井的需风量Q=47.92m3/s，即污风量Q1=47.92m3/s。由表5-1知风井的净断面积S3为12.57m2，故风井内的风速V为：

根据《煤矿安全规程》，井筒允许最大风速为8m/s，因此，风井井筒设计符合设计要求。
表3-2 井筒特征表
井筒名称
主井
副井
风井
井口坐标
经度
39381181.02
39381119.43
39380674.59
纬度
3126576.19
3126478.29
3128280.4
井口标高/m
+30
+30
+24
提升方位角度/（°）
90
90

井筒倾角度/（°）
90
90
90
井筒深度/m
第一水平
730
730

第二水平
930
930

最终水平
950
935
724
井筒直径/m
净
5.0
6.0
4.0
掘进
5.5
6.9
4.5
井筒断面/m2
净
19.64
28.27
12.57
掘进
23.76
37.37
15.90
砌壁
厚度/㎜
400
400
500
材料
混凝土
混凝土
混凝土
井筒装备
箕斗
罐笼

备注

第二节 开采水平的划分及布置
一、开采水平的划分
孙庄井田共划分为三个水平，阶段内采用采区准备方式，每个阶段沿走向划分为2个走向长约2000m的采区，并采用采区后退式开采顺序。
划分水平的详细情况见表3-3。
表3-3 水平划分表
水平名称
阶段范围/m
阶段垂高/m
可采储量/万t
水平服务年限/a
备注
一水平
-700～-500
200
2194.96
26.1

二水平
-900～-700
200
2069.76
24.6

三水平
-1100～-900
200
2670.96
31.8

合计
-1100～-500
600
6935.68
82.6

二、矿井开采顺序
本矿井开采顺序为分层间、沿倾斜各区段间均采用下行式开采，同区段分层分采，各水平依次自上而下开采。由于本井田走向长度约为4080m，将第一水平划分为两个采区，采用双翼开采。在首采区布置一个综采工作面即可达产。
三、主要运输大巷和回风大巷的布置
各水平的运输和回风大巷均布置在距B4煤层底板下垂距约25m的厚层砂岩内。上阶段运输大巷可留作下阶段回风大巷使用。采区采用岩石上山联合准备，且位于距B4煤层底板约20m的砂岩中。总回风巷也布置在距B4煤层底板约20m的岩层内，沿煤层走向方向布置。主要运输大巷和回风大巷都采用锚喷支护。
1、运输大巷设计
㈠ 运输大巷断面设计
1.根据通风要求选取标准的巷道断面，其断面布置见图3-4，断面特征见表3-4。
表3-4 运输大巷断面特征表
井筒名称
断面
形状
掘进宽度/m
掘进高度/m
净断面积/㎡
掘进断面积/㎡
支护
方式
支护厚度/㎜
备注
运输大巷
半圆拱
3.8
3.7
11.6
13.5
锚喷
100

㈡ 风速校核
本矿通过大巷风量Q=47.92m3／s，由公式得：

因此设计的运输大巷面积和风速没有超过规定，其断面布置见图3-4。

图3-4 运输大巷断面图
2、主石门、采区石门设计
㈠ 主石门和采区石门断面设计
设计主石门和采区石门断面相同，断面特征见表3-5。
表3-5 主要石门和采区石门特征表
井筒名称
断面
形状
掘进宽度/m
掘进高度/m
净断面积/㎡
掘进断面积/㎡
支护
方式
支护厚度/㎜
备注
主要石门
半圆拱
3.8
3.7
11.6
13.5
锚喷
100

采区石门
半圆拱
3.8
3.7
11.6
13.5
锚喷
100

㈡ 风速校核
本矿相对瓦斯涌出量为10m3/t，主石门和采区石门允许最大风速为8m/s，计算得主石门和采区石门的风速V=6.79m/s，因此主石门和采区石门设计满足运输和通风要求，其断面布置见图3-5。

图3-5 主石门和采区石门断面布置图
3、总回风大巷设计
㈠ 总回风大巷断面设计
根据矿井实际情况，选用的回风大巷断面特征见表3-6。
表3-6 回风大巷断面特征表
巷道名称
断面形状
净宽
/m
净断面积
/m2
掘进断面积
/m2
支护方式
支护厚度
/㎜
备注
回风大巷
半圆拱
3.4
10.32
12.4
锚喷
100

㈡ 风速校核
矿井的需风量Q=47.92m3/s，回风大巷的风速
满足通风要求，其断面布置见图3-6。

图3-6 回风大巷断面布置图
四、井底煤仓
根据井底车场的布置形式，选用圆形立式煤仓，净断面直径为4m。煤仓的有效容量V的计算为：

式中 V—煤仓的有效容量，t； —每小时的提升次数，47次；
T—每次提升的煤重，6t。
计算得：V=282t 所以，井底煤仓有效容量为282t。
五、水仓的布置及容量计算
井底水仓布置在-700m水平车场绕道内，具体的位置见井底车场平面图5-4。
根据矿井水文地质资料，矿井正常涌水量为Q=1493.492m3/d=62.23m3/h，水仓容量为：
V=8×Q=8×62.23=497.84m3
第三节 井底车场
一、井底车场形式的选择
设计采用刀式环行井底车场，井底车场布置见图3-7所示。

图3-7 立井刀式环行井底车场
1—立井；2—副井；3—翻笼硐室；4—煤仓；5—箕斗装载硐室；6—中央变电所；7—等候室；8—水泵房
二、空、重车线长度的确定
㈠ 主、副井空、重车线长度的确定
L=m×n×L1+N×L2+L3
式中：L—空、重车线长度，m； m—列车数，2列；
n—每列车的矿车数，24辆； L1—一辆矿车长度，2m；
N—电机车数，5台； L2—每台电机车长度，4.5m；
L3—电机车制动距离，一般为5～8m，取7m；
根据第六章计算结果，代入数据得：L=125.5m
㈡ 井底车场调车方式
本矿井底车场的调车方式采用顶推调车，即电机车牵引重列车驶入车场调车线，电机车摘钩绕至列车尾部，将列车顶入主（副）井重车线。
㈢ 井底车场通过能力
⒈区段划分
根据电机车运行图表的编制原则，整个井底车场线路包括调车线在内，共划分为Ⅰ段、Ⅱ段、Ⅲ段至Ⅳ段，见图3-8所示。

图3-8 井底车场运行系统及调度图表
⒉编制电机车运行图表
煤列车的调车作业程序如下：采用甩车调车时，电机车从采区拉煤列车沿石门垂车线运行至车场调车线2号道岔前10～20m，在运行过程中将电机车与煤列车摘钩，煤列车借运行惯性继续滑行至主井重车线，而电机车则过2号道岔经回车线至主井空车线拉取空车驶出井底车场。煤列车的调车时间见表3-7。

表3-7 煤列车调车时间
序号
作业名称
运行距离/m
运行速度/m.s-1
所需时间/s
备注
1
列车从1号道岔到2号道岔
92
2.0
46

2
单机过道岔
12
1.5
8

3
单机运行
55
1.5
36

4
单机运行
241
2.5
96

5
挂钩起动换向

20

6
拉列车
241
2.5
96

7
拉列车
67
2.0
34

8
拉列车
92
2.0
46

合计

382

煤矸混合列车的调车作业程序如下：列车经石门调车线停下，电机车摘钩后绕到列车尾部将列车分别顶送至主井重车线和副井重车线，然后电机车退后，单机经回车线驶向主井空车线拉空车驶出井底车场。调车时间如表3-8所示。
⒊编制井底车场调度图表
井底车场的调度图表如图3-9所示。
表3-8 煤矸混合列车调车时间
序号
作业名称
运行距离/m
运行速度/m.s-1
所需时间/s
备注
1
拉列车从1号道岔到2号道岔
92
2.0
46

2
机车摘钩

20

3
机车过2号道岔换向
24
1.5
32

4
机车运行
92
2.0
46

5
单机换向过1号道岔
12
1.5
24

6
挂钩起动

20

7
顶列车
80
1.0
80

8
顶矸石车
89
1.0
89

9
摘钩换向

20

10
单机运行
41
1.5
27

11
换向运行
19
1.5
29

12
单机运行
241
2.5
96

13
挂钩起动换向

2.5
20

14
拉空列车
241
2.0
96

15
拉空列车
67
2.0
34

16
拉空列车
92

46

合计
1090

725

编制的原则如前图所述，根据矸石量为出煤量的20%，故表中采用每3列车中有一列为煤矸混合列车。

图3-9 井底车场调度图表
⒋井底车场通过能力计算
由所编制的井底车场调度图表可知，列车在井底车场内平均运行时间为：

式中：tN1、tN2—N1与N2号煤列车运行时间；
tN3—N3号煤矸混合列车运行时间。
列车进入井底车场的平均间隔时间为：

井底车场通过能力的计算公式：

式中： N—井底车场年通过能力，万t/a； n—每一列车的矿车数，辆；
G—每辆矿车的实际载重量，t； 300—年工作日数，d/a；
14—每日工作小时数，h/d； 60—每小时分钟数，min/h；
1.15—运输不均衡系数； K=0.1～0.25；
K—矿井矸石系数，一般情况可取煤产量的10%～25%（以车计），即
t—列车进入井底车场的平均间隔时间，根据运行图表确定，取其平均值，min。
根据本矿实际情况，代入上式计算得：

考虑到矿井生产时诸多因素对井底车场通过能力的影响,以及为矿井今后增产预先留出一定的富余量,所以计算出的N值必须满足以下条件:
≥矿井设计年生产能力
《煤矿设计规范》规定：井底车场通过能力一般应大于矿井设计年生产能力的30﹪。该矿井井底车场通过能力富余系数为：k=80.9/60=1.35，即井底车场通过能力比矿井年生产能力大35%，符合设计规范要求。
三、井底车场硐室
中央变电所与中央水泵房联合布置，翻车机和推车机的壁龛布置在同侧，电机车修理硐室，整流室和充电室，三者采用联合布置，等候室布置在靠近副井井筒处。
四、井底车场主要巷道硐室的支护方