采区上部车场设计说明书
第七章 采区车场设计(第3节)
1 (α1)
2 (α2)
二次 回转 方式
RP
(¦ ) Δ AD KD
AG KG
1
RP
1 (α1)
2 (α2) AG KG AD 2 P R KD R P1
斜面线路先变 平后转弯方式
很少采用
7
7.3.2.1 甩车场提升牵引长度角 甩车场的提升牵引角φ（矿车上提时，钩头车的运行方向 与提升钢丝绳的牵引方向间的夹角（如图7-4所示）不应 大于20°，以10~15°为宜。可采用下列方法减少场提 升牵引角： （1）采用小角度道岔（4号、5号）。 （2）单道变坡二次回转层面角δ或双道变坡二次回转层 面角（α1＋α2）不大于30°。 （3）双道变坡方式的甩车道岔与分车道岔直接相连接。 （4）没置立滚。即在上山底板直埋一根钢管，管上套一 个长滚轮构成。
表7-8 甩车场空重车线坡度
矿车类型 1.0t、1.5t矿车 3.0t矿车
线路形式 直线 曲线 直线 曲线
空车线iG 7~12 11~18 6~9 10~15
重车线iG 5~10 9~15 5~7 8~12
11
7.3.2.5 甩车场的存车线 甩车场存车线有效长度可按表7-9选取。
单道 起坡
回转 方式
二次 回转方式
1 (α1) (R P ) (δ) A K (γ )
双 道 起 分车道岔向内分岔 坡 斜面线路一次回转方 道岔 式 | 道岔 系统
1 (α1)
2 (α2)
1－甩车道岔； 提升牵引角，交 2－分车道岔； 岔点巷道断面小， 围岩条件好， RP－斜面曲线半径； α1 － 斜 面 一 次 回 转 角 易于维护；空重倒 提 升 量 小 的 （甩车道岔角）； 车时间长，推车劳 采区车场 α2 －斜面转角（分车道 动强度大；动量小 岔角）； γ－斜面转角； 交岔点短，工程 K －起坡点（落平点）； 量小，易于维护； A－竖曲线起点； 围岩条件差， 提升牵引角大，不 RP1－平曲线半径； 提升量小的 利于操车，调车时 RP2－平曲线半径； 采区车场 KG－高道起坡点（高道 间长，推车劳动量 落平点）； 大 KD－低道起坡点（低道 落平点）； AG－高道竖曲线起点； AD－低道竖曲线起点； δ－二次回转角；
7.1~7.3 采区车场设计
⑥ 采区车场装车设备和调车、摘钩应尽量采用机械和电气操作。
在采区车场线路设计的基础上，根据线路布置的要求，进一步设计车 场巷道的断面、交叉点及峒室，即构成完整的采区车场施工设计。
四、 采区车场线路布置特点：
由甩车场线路、装车站和绕道线路、平车场线路所组成。 五 、设计步骤： （1）进行线路总布置，绘出轨道线路联接草图； （2）把它们解剖成一个个元件，计算各联接点的尺寸；
a S cot1 R tan0.51
1.5~2.0m
a b cos1 R p R p tan 0.51
m2 LAK d’+B+A+A’
a1 [b1 a2 S cot 2 Rp tan
d’+LK+B+A+A’
2
2
d ( Rp S ) tan
90 1 ] cos1 2
（3）计算线路布置总尺寸；
（4）作出线路布置平面图。 • 甩车场线路设计在采区中部车场中阐述; • 装车站和绕道线路设计在下部车场讲述； • 平车场线路设计在上部车场中讲述。
六、有关规定
1、《煤矿安全规程》的规定 ① 在双轨运输巷道中2列列车车体的最突出部分之间的距离，采区装载点不得小 于0.7m，矿车摘挂钩地点不得小于1m。 ② 使用绞车提升的倾斜井巷上端，必须有足够的过卷距离。过卷距离根据巷道倾 角、设计载荷、最大提升速度和实际制动力等参数计算确定，并有1.5倍的备用系数。 ③ 串车提升的各车场必须设有信号硐室及躲避硐；运人斜井各车场设有信号和候 车硐室，候车硐室具有足够的空间。 ④ 倾斜井巷内使用串车提升时必须遵守下列规定： • 在倾斜井巷内安设能够将运行中断绳、脱钩的车辆阻止住防跑车的防护装置。 • 在各车场安设能够防止带绳车辆误人非运行车场或区段的阻车器。 • 在上部平车场入口安设能够控制车辆进入挂摘钩地点的阻车器。 • 在上部平车场接近变坡点处，安设能够阻止未连挂的车辆滑入斜巷的阻车器。 • 在变坡点下方略大于1列车长度的地点，设置能够防止未连挂的车辆继续往下跑车 的挡车栏。 • 在各车场安设甩车时能发出警号的信号装置。
采区车场
采区车场：采区上（下）山与区段平巷或阶段大巷连接处的一组巷道及硐室。
作用：在采区内运输方式改变或过渡的地方完成转载工作。
采区车场巷道：甩车道、存车线、联络巷道及各种硐室。
第一节轨道线路布置的基本概念一、矿井轨道矿井轨道：巷道底板铺设的道床、轨枕、钢轨和联结件等。
（一）轨型1、钢轨的型号，以kg / m表示2、类别：>重轨 24kg /m的钢轨；24kg /m的钢轨；≤轻轨矿井常用轨型有：24、18、15、11等。
小矿或运输量小的巷道可选用8.5型。
3、轨型选用：轨型选用1）根据列车重量、行车速度、行车频繁情况选择轨型。
2）斜井用箕斗提升，选用重轨。
3）15万t /a的小矿，斜井及大巷选用18或24型钢轨。
采区宜选用8.5型钢轨。
（二）道岔道岔—使车辆由一线路转运到另一线路的装置（2）道岔参数：—αa、b —外形尺寸，辙叉角。
在线路图中，道岔以单线表示。
道岔主线与岔线用粗实线绘出2、道岔类别（国标）1）类别：单开道岔— DK对称道岔— DC渡线道岔— DX对称道岔渡线道岔2）系列：615、618、624、918、924每个系列中按辙每个系列中按辙叉号码和曲线半径不同，又有不同型号：DK615 — 4 — 12DC624 — 3 — 9DX918— 5 — 2016（1）符号含义： DK、DC、DX单开、对称、渡线。
（2）第一段数：6、9 —分别表600mm、900mm轨距。
15、18、24 —分别表示轨型。
第二段数字（4、3、5）为辙叉号码（M）（3）辙叉号（M）：）的关系是：αM 与辙叉角（DK道岔DC道岔：615、618、624、各有2个（M）：2、3。
918、924各有1个（M）：3b值为岔线实长b1的水平投影。
DX道岔：615、618、624各有2个（M）：4、5。
918、924各有2个（M）：4、5。
大，行车速度→小，R →α道岔的↑（4）道岔半径DK 和DC名称尾数表示道岔曲轨的曲线半径，单位为：m。
采煤方法之14采区车场
（二）石门装车式下部车场
1、在石门里布置装车站
Ⅰ7
采煤方法之14采区车场
4、采区车场施工设计
•线路设计 线路总体布置，绘草图； 计算各线段和联接点尺寸； 计算线路总尺寸；
作线路布置的平、剖面图。 •硐室设计 按线路设计，定巷道或硐室断面大小； 确定硐室位置
一、采区上部车场形式 采区上部车场 — 采区上山 与采区上部区段回风平巷 或阶段回风大巷之间一组 联络巷道和硐室。
易跑车。
2、逆向平车场 当绞车房距轨上变坡点较远； 煤层联合布置采区；操作安全；通过能力小。
3、采区上部甩车场 优点：调车省力；通过能力大，可减少工程 量。 绞车房高，不易维护，绞车房有下行风。
选上部车场解决的关键问题？ 选用：采区上部围岩稳定。
二、采区中部车场形式
采区中部车场—联结上山和中部区段平巷的 一组巷道和硐室。
3、线路表示方法：
用两根轨道中心线作为线路的标志， 采用单线表示。 单轨线路 — 单线（细实线）； 双轨线路 — 双线（细实线）。
（二）轨道曲线线路
Concept：
δ=
R=
车场线路=直线段线路+联
T= K=
接点线路（圆曲线）
1、曲线半径R及弯道转角
曲线半径R见表18-4，机车 最小值12m
1）单轨线路联接系统参数
7
8
5
3
6
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5 2
三条上山轨道采区车场课程设计
三条上山轨道采区车场课程设计三条上山轨道采区车场课程设计一、引言在矿山开采过程中，为了提高运输效率和安全性，需要设计合理的轨道系统。
本文将针对三条上山轨道采区车场进行课程设计，包括轨道线路规划、设备选型以及运输流程等方面。
二、轨道线路规划1. 轨道线路选择根据采区地质条件和矿石分布情况，选择适合的轨道线路。
考虑到上山坡度较大的情况，可以选择较陡峭的螺旋线路或者采用多段缓坡设计。
2. 轨道线路布置根据矿区地形和交通需求，合理布置轨道线路。
首先确定起点和终点位置，然后根据需要设置中间站点。
同时考虑到运输效率和安全性，尽量避免急转弯和陡坡。
3. 轨道线路标准确定轨道线路的标准参数，包括轨距、曲线半径、坡度等。
根据运输设备的要求和实际情况进行选择，并确保符合相关标准。
三、设备选型1. 运输车辆根据采区车场的具体情况，选择适合的运输车辆。
考虑到上山坡度大的情况，可以选择具有较强动力和牵引力的电机车或内燃机车。
同时，还需要考虑到运输量和速度等因素。
2. 轨道设备选用适合的轨道设备，包括轨道、道岔、信号设备等。
确保设备质量可靠，并能满足运输需求。
3. 安全设备在轨道系统中设置必要的安全设备，包括防护栏、信号灯、报警装置等。
确保运输过程中的安全性。
四、运输流程设计1. 进站作业当矿石从采区运至车场时，需要进行进站作业。
首先对矿石进行称重和检查，然后将其装载到相应的运输车辆上。
2. 运输过程根据采区与车场之间的距离和路线条件，选择合适的速度和行驶方式进行运输。
同时要注意遵守交通规则和安全操作。
3. 出站作业当矿石到达目标地点时，需要进行出站作业。
首先将矿石卸载，并进行称重和检查。
然后将空车送回采区或其他需要的地方。
五、安全管理1. 培训与教育对相关人员进行培训和教育，提高他们的安全意识和操作技能。
包括轨道系统的使用方法、紧急情况下的处理等内容。
2. 定期检查与维护定期对轨道系统进行检查和维护，确保设备的正常运行。
《采区车场设计》课件
contents
目录
• 采区车场设计概述 • 采区车场设计基础 • 采区车场设计实践 • 采区车场设计优化 • 采区车场设计案例分析
01
采区车场设计概述
设计理念与原则
设计理念
安全、高效、环保、经济
安全
确保采区车场运行安全，预防事故发生
高效
优化车场布局，提高运输效率
设计理念与原则
采区车场经济效益优化
成本分析
对采区车场运输成本进 行详细分析，找出影响 经济效益的关键因素。
节能减排措施
采取节能减排措施，降 低采区车场运行过程中 的能耗和排放，提高经 济效益。
资源优化配置
合理配置采区车场内的 人、财、物等资源，实 现资源利用最大化，提 高经济效益。
05
采区车场设计案例分析
案例一：某矿井采区车场设计
案例三：现代化矿井采区车场设计
总结词
现代化技术与传统设计的结合
详细描述
该案例介绍了现代化矿井采区的车场设计， 将现代化技术与传统设计相结合，提高了车 场设计的效率、安全性和环保性能，同时也
注重了车场的美观性和人性化设计。
感谢您的观看
THANKS
采区车场设计的重要性
优化资源配置
合理规划车场布局，提高设备 利用率和运输效率
保障生产安全
通过科学的车场设计，降低安 全风险，保障人员和设备安全
提升经济效益
降低能耗和运营成本，提高采 区的整体经济效益
促进技术进步
推动采区车场设计技术的不断 创新和完善
02
采区车场设计基础
采区巷道布置
采区巷道布置的原则
方案实施与效果评估
实施提升方案后，对采区车场的运输能力进行再次评估，确保优化效 果。
煤矿车场设计方案
矿井采区车场设计方案编制：日期：采区车场设计方案说明一概述伊宁市财荣煤业为0.6Mt/a机械化改造矿井，矿井共分为两个区段进行采煤。
为了满足矿井运输要求，分别布置+646m、+612m两个采区车场和+580m矿井底部车场，二设计步骤1.轨道与轨型2 .道岔选择选择原则：（1）与基本规矩相适应；（2）与基本轨型相适应；（3）与行驶车辆类别相适应；（4）与行车车速相适应道岔选型表3.轨距与线路中心距目前我国矿井采用的标准轨距为600 mm、762 mm和900 mm三种，其中以600 mm、和900 mm轨距最为常见。
1t固定式矿车、3t 底卸式矿车和10t架线电机车均采用600mm轨距。
为了设计和施工方便，双轨线路有1200 mm、1300mm、1400mm、1600mm和1900mm等几中标准中心距。
一般情况下不选用非标准值。
但在双轨曲线巷道（即弯道）中，由于车辆运行时发生外伸和内伸现象，线路中心距一般比直线巷道还加宽一定数值。
线路中心距2曲线半径3.线路长度确定空、重车线宜为1.0——1.5倍列车长，此处取1.2倍L=1.2（mn L K）+ NL j式中：Ｌ——副井空、重车线，m；m ——列车数目，1列；n——每列车的矿车数，8辆；L K——每辆矿车带缓冲器的长度，缓冲器长取0.3m ；N——机车数，1台；L j——每台机车的长度，m；所以：L=1.2×8×（2+0.3）+4.5=26.58m 取L=20m（2）材料车线有效长度材料车线并列布置在副井空车线一侧长度按列材料车长度确定L=mn L K+ NL j式中：Ｌ——材料车线有效长度，m；n c——材料车数，10辆；L K ——每辆矿车带缓冲器的长度，缓冲器长取0.3m ；N ——机车数，1台；L j ——每台机车的长度，m ；所以： L =10×（2+0.3）+4.5=27.5m 取L=20m4 车场通过能力计算井下采用机车运输时，井底车场年通过能力按下式计算：T Q T N a 15.1 （5－11）式中 N —— 井底车场年通过能力，t ；Q —— 每一调度循环进入井底车场的所有列车的净载煤重，t ；T —— 每一调度循环时间，min ；T a —— 每年运输工作时间等于矿井设计工作日数与日生产时间的乘积，min ；1.15 —— 运输不均衡系数。
第三章采区车场设计
第三章采区车场设计1.引言采区车场的设计在矿山运营中起到至关重要的作用。
一个合理的车场设计能够提高车辆的进出效率，减少交通堵塞，提高矿山的生产效率。
本章将讨论采区车场设计的原则和考虑因素，并提供一个具体的设计方案。
2.设计原则2.1安全性车场设计必须考虑到安全因素。
这包括车辆的停放区域，车辆和行人之间的分隔区域，以及车辆的进出口等。
合理的安全设计能够降低交通事故的风险，保护工作人员的生命和财产安全。
2.2效率性采区车场的设计应该追求高效率。
这包括最小化车辆的排队时间，优化路线规划，提高车辆进出效率等。
通过合理的布局和规划，可以最大限度地减少交通堵塞，提高矿山的生产效率。
2.3可持续性车场设计应该考虑到可持续性的因素。
这包括减少车辆的排放，节约能源，保护环境等。
通过优化设计，可以减少车辆的行驶距离，降低碳排放量，提高矿山的环境可持续性。
3.考虑因素3.1车辆类型和数量车辆类型和数量是车场设计的基本考虑因素。
不同类型和数量的车辆需要不同的停车位来满足其需求。
在设计时，需要根据实际情况来确定停车位的数量和类型。
3.2车辆进出口位置车辆进出口的位置对于车场的设计至关重要。
进出口位置应该考虑到车辆的行进方向，避免车辆相互阻塞，减少交通堵塞。
合理的进出口位置可以提高车辆的进出效率。
3.3车辆停放区域车辆停放区域的规划需要考虑到停车位的数量和布局。
停车位的数量应该根据实际需要来确定，以满足车辆的停放需求。
停车位的布局应该合理，充分利用空间，并保证车辆之间的安全距离。
3.4交通指示标志和标线交通指示标志和标线在车场设计中起到重要的作用。
通过设置合理的指示标志和标线，可以引导车辆有序进出，减少交通事故的发生。
4.设计方案基于上述原则和考虑因素，提出一个具体的采区车场设计方案。
该方案包括以下几个方面的设计：4.1停车位数量和布局根据实际车辆数量，确定停车位的数量和布局。
充分利用空间，合理排列停车位，保证停车位之间有足够的空间，避免车辆之间的碰撞。
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采区上部车场设计说明书
天湖山能源公司曲斗矿
一、采区上部车场概况：
该采区主下山方位218°，坡度8°，基本轨起点坐标为：X：2884707.457；Y：39565998.26；Z：+739.349m（巷道底板）。
现准备在+735m水平布置上部车场，一采区设计生产能力9万吨/年。
区段采用ZK7—6/250架线式电机车运输,煤矸石采用U型固定车箱矿车,其外型尺寸长×宽×高(2000×880×1150)。
二、根据采区车场资料选择主要设计参数：
（一）上部车场布置方式及道岔选择：
该采区上部车场采用双道起坡线路二次回转，分车道岔向外分岔布置方式。
该甩车场甩车道岔选用ZDK622—4-12；分车道岔选用ZDK622—4-12；未端道岔选用ZDK622—4-12；其道岔参数为ａ=14°2’10”，α=3462mm,b=3588 mm,L=7050 mm。
（二）平、竖曲线半径的选择：
根据+735区段采用U型固定车箱矿车，其轨距（矿车轴距为）600 mm，采用ZK7—6/250架线式电机车运输。
因此，平曲线半径R P采用12000 mm，竖曲线半径R S采用15000 mm。
（三）甩车场线路坡度及中心距：
甩车场布置高低道，重车线i D为7‰(高道)，空车线i G为9‰(低道)，高低道线路中心距S取1900 mm。
（四）甩车场存车线长度L：
1、甩车场存车线有效长度取1.5列车，L存=1.5×25×2.2=82.5m。
其中高低道长度取20m。
2、甩车场调车有效长度取1列车，L调=1.0×25×2.2=55m。
3、因此上部车场总长度L，L=L存+L调+L渡+L机
=82.5+55+12+8=157.5m，取160m。
（五）断面选择：
1、主下山断面：净宽为2400mm，净高为2600mm，其中墙高1400mm，半圆拱半径为1200mm。
2、甩车场断面：
1．高低道断面：净宽4200mm,净高3200mm,其中高道墙高1100mm,低道墙高1420mm,轨中心距为1900mm.
2.平车场断面：净宽3600mm,净高3180mm,其中墙高1280mm,轨中心距为1300mm.
三、甩车场线路设计：
（一）角度计算：
1、β=8°β-轨道上山倾角
2、ａ1=14°2’10”ａ1 -甩车道岔辙叉角
3、ａ2= 14°2’10”ａ2-分车道岔辙叉角
4、δ=ａ1+ａ2=28°4’20”δ-二次斜面回转角
5、γ=ａ2=14°2’10”γ-斜面线路转角
6、β1=sin-1sinβcosａ1 =7°45′35″β1-一次伪倾角
7、β2=sin-1sinβcosδ=7°3′13″β2-二次伪倾角
8、θ1=tan-1tanａ1/cosβ=14°10′7″θ1-一次水平投影角
9、θ2=tan-1tanδ/cosβ=28°18′20″θ2-二次水平投影角
10、θ3 =θ2 -θ1=14°08′13″θ3-分车道岔水平投影角
11、ω1= tan-1tanβ1tanθ1 =1°58′13″ω1-一次回转提甩车线斜面轨
中心距与平面中心距之间的
夹角
12、ω2= tan-1tanβ2tanθ2 =3°48′45″ω2-二次回转提甩车线斜面轨
中心距与平面中心距之间的
夹角
（二）双道起坡甩车场线路计算：
1、OO1 =α1=3462mm
2、O1O2 =b 1+α2=7050 mm
3、m1 =S/sin(θ2 -θ1)cosβ1
=1900/sin14°8′13″cos7°45′35″=7851 mm
4、m2 =S/tan (θ2 -θ1)cosβ2=1900/sin14°8′13″cos7°3′13″=7601 mm
5、T1 =R p tan(ａ2/2)=15000tan(14°2′10”/2)=1847mm
K P =R Pａ2/57.296=15000×14°2′10”/57.296=3675mm
6、d=1000
7、T G = T D =R S tan(β2/2)=12000tan(7°3′13″/2)=740mm
K pG = K pGD=R Sβ2/57.296=12000×7°3′13″/57.296=1477mm
L G= L D=R S sinβ2=12000sin7°3′13″=1474mm
h G=h D= T G sinβ2=2950sin7°3′13″=91mm
8、⊿h2=Stanω2 =1900tan3°48′45″=127mm
9、⊿L2=⊿h2sinβ2cosβ2=127×sin7°3′13″cos7°3′13″=15mm
10、⊿H=L ZGiG+ L ZDiD=20000×9‰+20000×7‰=320mm
11、L0= L2=(⊿H-⊿h1)ctgβ2=(320-127) ctg7°3′13″=1560mm
12、L1= (L0+⊿L2)/cosβ2=(1560+15)/cos7°3′13″=1587mm
13、L3= T1+d+L0/cosβ2=1847+1000+1560/cos7°3′13″=1275mm
14、L4= L3+m2=1275+7601=8876mm
15、n1 =(b 1+α2+m1)×sinａ1/sin(ａ1+ａ2)=7680mm
16、n2= n1×sinａ2/sinａ1=7680mm
17、X=(n 1+T1+d+T D)cosβ2sinθ2
=(7680+1847+1740) cos7°3′13″sin28°18′20″=5302mm
18、提车线标高：
h KD=+0m
h AD= h KD+ T G sinβ2=2950sin7°3′13″=91mm
h O2= h AD+L4 sinβ1=1.117+10.805 sin7°3′13″=+5.209m
19、甩车线标高：
h KG= h KD+⊿H=0.32=+0.32m
h AG= h KG+ T Gβ1=0.48+2.95sin7°3′13″=+1.597m
h D1= h AG+ (T1+d) sin sinβ1= 1.597+(1.5+1.0)sin7°3′13″
=+2.544m
h O2= h D1+ m1 sinβ2=2.544+7.761sin 7°45′35″=+5.209m
20、基本轨起点标高
H O1= h O6+( b 1+α2) sinβ=5.209+6800sin23° =+7.784m
H O= H O1+α1 sinβ=+9.141m。