矿山井底车场线路尺寸设计
井底车场设计
采矿学（二）井底车场设计姓名：张金龙班级：采矿工程（1）班学号：2008171408指导教师：孙志文1、井底车场1.1 井底车场的作用井底车场是位于开采水平，井筒附近的一组巷道与硐室的总称，是连接井筒提升与大巷运输的枢纽，担负着煤、矸、物料、人员的转运任务，并为矿井的排水、通风、动力供应、通讯和调度服务，对保证矿井正常生产和安全生产起着重要的作用。
1.2 井底车场构成井底车场由线路、布置线路的巷道和完成特定功能的硐室组成。
1.2.1 井底车场线路1、主井重车线、空车线井底车场内一般只设一条空重车线，特大型矿井根据需要也可设两条空重车线。
大巷采用固定厢式矿车运煤时，大中型矿井的空重车线长度为宜各自为1.5~2.0倍列车长度。
采用底卸矿车运煤时，主井空重车线长度视线路布置及调车方式确定，并能容纳1.0列车。
对于主井采用罐笼提升的小型矿井，副井提升部分煤炭时，每个井筒的空重列车长度应各自容纳1.0~1.5列车。
2、副井重车线、空车线对于采用固定式矿车为辅助运输的大中型矿井，副井空重车线宜各自为1.0~1.5倍列车长度。
对小型矿井，副井空重车线长度应能容纳0.5~1.0倍列车长度。
3、材料车线并列布置在副井空车线一侧，其长度宜按10辆到1列材料（设备）车的长度确定。
4、调车线调车线是调动空重车辆及电机车运行的线路，其长度大于1.0列车长度与电机车的长度之和。
5、人车线设在副井回车线内，其长度一般为一列成长度再加15~20米。
6、回车线回车线要根据来车方向、调车方式、坡度要求和回车要求等因素确定。
为了调车方便，一般主副井空车线、副井重车线设自动滚行坡度，其高差损失由上坡弥补。
在主井重车线内，矿车进入翻笼要借助与设在翻笼前的推车机来实现。
1.2.2 井底车场通过能力井底车场通过能力是指车场内的卸载能力和线路通过能力。
采用机车运输时，井底车场通过能力与井底车场形式、卸载方式、矿车载重量和调车方式有关。
井底车场设计说明书
采区下部车场专项设计一：采区下部车场的基本形式采区运输上山和轨道上山均开掘在煤层内，煤层倾角平均为14°。
运输上山中心线据轨道上山中心线间距为25m，轨道上山做变坡设计，变坡角度为25°。
主运输用皮带运输机运输。
所以采区下部车场宜采用顶板卧式绕道式。
示意图如下：图 1.采区下部车场示意图二：辅助提升车场设计2.1甩车道线路设计辅助提升车场在竖曲线以后以25°坡度跨越大巷见煤。
竖曲线计算：AEO 'Cbfa'oR G =1500rG=37'49"R d =900rd=30'56"'49"图2.高低道关系图根据生产实践经验，竖曲线半径定位为：50001RG=（高道,重车线） 9000R D=（低道,空车线）存车线取半列车，即AO=L e+n ⨯L m =4500+10265002200=⨯G i 取11‰（高道自动滚行坡，重车道）arctan 0.0113749G r ==′″D i 取9‰（低道自动滚行坡，空车道）arctan 0.0093056D r ==′″G β（高道竖曲线回转角）()G G 2537492422'11"(cos cos )15000cos 3749cos 25=l sin sin 15000sin 25sin 3749=2422'11"tan15000tan=3239222422'11"15000=638057.357.3G G G G G G G G G G G G r h R R T R K R βθγθθγββ=-=︒-=︒=-=⨯-︒=-=⨯︒-︒==⨯︒==⨯︒︒′″（′″）1404（′″）61742530562530'56"(cos cos )9000cos 305625)843(sin sin )900030562530'56"tan 9000tan 2038222530'56"9000400857.357.3D D D D D D D D D D D D D Dh R l R T R K R βθγγθθγββ=+=︒+=︒=-=⨯︒==+=⨯︒︒==⨯=︒==⨯=︒︒′″（′″-cos （sin25+sin ′″)=3885AO=L e+n ⨯L m =4500+10265002200=⨯EO=AO+TD=26500+2038=28538OO ’=29087; EO ’ =608; FO ’=775; FO=29792; OB=26553;竖曲线的相对位置L AB 、L A′C 两竖曲线下端点间的平距L AB =52;两竖曲线上端点的斜面距离L CA ’=2584;2.2起坡点起坡点的位置L 1及轨道上山变坡段长度L 2 绕道车场起坡后跨越大巷，需保持一定岩柱（如下图），根据经验，取运输大巷中心轨面水平至轨道上山轨面的距离为15m 则：图3.大巷与边坡点关系21150002038=37531sin sin 25D h l T θ=+=+︒121sin (tan)sin 2sin()20160253056sin 15=375319000tansin 152sin 10=63195DD h l l R βββθβ=-+-︒︒-+⨯⨯︒︒′″（） 式中 1ch 20000 h 20160=+=h C --轨道上山轨面距煤层底板垂直距离h C =1602.3绕道线路计算如图斜面道岔采用DC930-3-20道岔，对称道岔分车。
矿井井底车场设计方案
前言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是，矿车运输部分井底车场富裕能力，应大于矿车运输部分设计生产能力的30%。
井底车场设计时，应考虑增产的可能性。
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。
在开拓方案设计阶段，应考虑井底车场的合理形式，特别要注意井筒直接的合理布置避免井筒间距过小二使井筒和巷道难于维护、地面绞车房布置困难。
应考虑主、副井直接施工时便于通行。
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。
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石中，应避较大断层、强含水层、松软岩层和又煤与瓦斯突出煤层。
如为不稳定岩层时，则井底车场主要巷道应按正交与岩层走向，并且与岩层节理组的扩展方向呈30—70度的交角的条件设计。
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。
井底车场角度较大的直线巷道直接应保持一定的距离，避免相互直接的不利影响，深井中向连接的巷道必须具有不小于45度的交角。
井底车场线路布置应结构简单，运行及操作系统安全可靠，管理使用方便并注意节省工程量，便于施工和维护。
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。
为了保护井底车场的巷道和硐室，在其所处范围内应留有煤柱。
第一章矿井设计生产能力第一节井底车场及硐室一、井底车场形式的选定副斜井井底标高为+761.000m，采用双道起坡平车场形式，井筒离落底前23.8m 倾斜段由单轨变为双轨，车场布置有600mm轨距、坡度为11‰的重车线和9‰空车线，并与轨道上下山相接。
二、井底车场硐室名称及位置。
副斜井井底车场内布置有信号调度硐室、消防材料库、无极绳连续牵引车硐室、主水泵房、主变电所、井底水仓和管子道。
煤矿矿井设计井底车场设计井底车场
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井底车场的形式及其选择
（二）折返式井底车场特点：空、重列车在车场内同一巷道的两股线路上折返运行，可简化井底车场的线路结构，减少巷道开拓工程量。分为梭式和尽头式两种类型。1、立井梭式车场(井筒距主要运输巷道较近时采用)
1－主井重车线；2－主井空车线；3－副井重车线；4－副井空车线；5－材料车线；6－调车线；7－通过线
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井底车场的形式及其选择
（2）立井斜式环行井底车场
1－主井重车线；2－主井空车线；3－主要运输巷道；4－调车线；5－巷道回车线
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特点：主副井存车线与主要运输巷道斜交，并利用主要运输巷道作为调车线及部分回车绕道。优缺点及使用条件：a、 开拓工程量小；b、 调车方便，通过能力较大；c、 安全性好些，弯道角度小，顶推车有利，机车不过翻车机硐室；d、 巷道交叉点较少，施工较易；井筒距大巷较近（小于一列车长）且地面出车方向 a、 也要求大巷斜交时采用。
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井底车场调车方式及通过能力
一、 调车方式井底车场调车的主要任务是如何将由运输大巷驶来的重列车调入主井重车线。 （一） 顶推调车法当电机车牵引重列车驶入调车场后，停车摘钩，电机车通过调车线道岔（如上图），由列车头部转向尾部，推顶列车进入重车线，这种方法称为错车线入场法。其过程是：拉—停—摘—错—顶；另一种是三角入场法，其过程为：拉—停—摘—顶。
井底车场的形式及其选择
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井底车场的形式及其选择
优缺点及使用条件：a、利用主要运输巷作绕道及调车线，开拓工程量小;b、调车较方便，通过能力大；c、安全性差：机车在弯道上顶车，减速，不安全；d、交叉点及弯道多，施工不便；e、机车不过翻车机硐室，安全；f、用于主井筒距主要运输巷道很近(约一列车长)的条件下。
矿井开采设计--采区下部车场设计示例
n' nT 1841 21 62 75 301
20
采区中部车场设计——甩入平巷
m
T
n
c
b
S
α
a
B
T
L
α
21
采区中部车场设计——甩入平巷
2、确定竖曲线的相对位置
1）竖曲线各参数计算
取高道平均坡度iG=11‰， Gtg1iG3'7 4'9 ' 取低道平均坡度iD=9‰， Dtg 1iD3'5 0''6
存车线道岔选为ZDK615-4-12，参数同前，则
L k a B T 1 33 7 40 0 1 81 8 1 21 5553
29
采区中部车场设计——甩入平巷
4、甩车场线路总平面轮廓尺寸及坡度计算
1）总平面轮廓尺寸m2、n2计算
m 2 a 1 c a 2 o b 1 m c s ' c o ' T o 1 c s ' ' l D s o T 外 c s ' o
3）计算斜面非平行线路联接各参数
2、确定竖曲线的相对位置
1）竖曲线各参数计算
2）最大高低差H的计算
3）竖曲线相对位置——L1和 L2值计算 3、高、低道存车线各参数计算
1）闭合点的位置计算
2）计算存车线长度
3）平曲线各参数计算
4）计算存车线直线段长度
5）计算存车线单开道岔平行线路联接点长度
4、甩车场线路总平面轮廓尺寸及坡度计算
取低道竖曲线半径RD=9000；暂定高道竖曲线半径RG=20000。 高道竖曲线半径各参数计算：
G '' G 1 0 3 0 '4 ''1 3 1 '4 7 '' 9 9 0 5 '5 '3 ' 2
井底车场设计
井底车场设计1一、设计依据（1）矿井设计生产能力及工作制度①年产量：30万吨、日产量：1000吨。
②年工作日数为300天、日工作3班、生产班数为3班，班生产8小时数。
（2）矿井开拓方式①斜井开拓，主副井平行布置，相距35m，均布置于煤层底板，主井底落底位置距开采煤层3煤垂直距离为48m，水平运输大巷位于煤层底板岩石中，与3煤垂直距离为20m，距煤层各井筒的位置、形式及相互关系，大巷、主石门与井筒的关系，车场附近大巷方位角。
②各冀大巷来煤情况（煤种及数量，产量波动值，分采分运的要求）。
单一煤种。
③矿井水平数及水平高程，同时生产水平数及产量分布。
（3）井筒及数目井筒为4个，即主副井及两翼各一个风井。
①井筒的用途及平、断面布置（斜井的倾角及铺轨的轨型）。
②提升容器的类型、特性、规格及有关尺寸。
主井提升容器为箕斗，，副井为矿车。
③主提升的装载方式：箕斗提升。
④斜井每次提升的矿车数。
副井6个（4）矿井主要运输巷道运输方式①运输方式及其设备（电机车、矿车、带式输送机……）规特征。
②通过设备的最大外缘尺寸。
③列车组成，矿车的连接方式。
④矸石运出量及处理方式。
⑤坑木及其他材料数量。
⑥掘进煤的处理方式，当采用底纵卸式、底侧卸式矿车时，在采区处理还是集中到井底车场用翻车机处理，要通过比较确定。
⑦井下人员的运送方式。
（5）矿井瓦斯等级及通风方式①矿井瓦斯等级及瓦斯涌出量。
②井筒的进（出）风量。
3850m3/min。
③各翼的配风情况。
④井底车场各巷道通过的风量。
（6）矿井地面及井下生产系统的布置方式①井筒与井底车场连接处的操车系统（距离、线路的平面布置及坡度）。
②翻车机（卸载站）能力、煤仓容量。
③翻车机或卸载站至井筒装载设备的距离。
④井筒卸载设备与地面生产系统的关系。
（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。
①围岩性质、围岩的分层厚度及其倾角，有无泥化膨胀现象，坚固性、整体性和稳定性，以及邻近类似矿井井底车场巷道的支护情况。
井底车场的平面布置
井底车场的平面布置
（一）存车线有效长度的确定
1．主井存车线有效长度的确定
（1）运输大巷采用固定式矿车列车运输时注意以下几点：
1）主井井筒采用箕斗或带式输送机提升单一牌号某煤种时，其空车线且重车线有限长度应各容纳1.5~2.0列车。
2）主井井筒采用箕斗或带式输送机提升多牌号煤种时，多牌号煤的空车线且重车线有效长度应各容纳1.5列车。
3）主井井筒采用罐笼或串车提升时，其空车线且重车线有效长度应各容纳1.0~1.5列车。
（2）运输大巷采用底纵卸式，底侧卸式矿车列车运输时，主井空车线且重车线有效长度视线路布置及调车方式确定。
1）底纵卸式，底侧卸式矿车和掘进煤矿车不共用井底煤仓时，底纵卸式，底侧卸式矿车空车线且重车线有效长度应各容纳1.0列车。
2）底纵卸式，底侧卸式矿车和掘进煤矿车共用井底煤仓，且掘进煤列车空车线且重车线长度大于底纵卸式，底侧卸式矿车空车线且重车线长度时，按掘进煤列车空车线且重车线有效长度确定空，重车线哟小长度。
3）掘进煤集中在井底煤仓用翻车机处理时，掘进煤列车空车线且重车线有效长度应各容纳1.0列车或1列混合列车的所有掘进煤矿车。
（3）运输大巷采用无极绳运输时，主井空车线且重车线有效长度应根据井筒提升和大行运输设备的能力确定。
1）斜井井筒串车提升时，空车线且重车线有效长度应各容纳3~5钩串车长度；若大巷采用机车牵引，斜井空，重车线，应综合考虑。
2）主井井筒采用罐笼或箕斗提升时，空车线且重车线有效长度应按20~30min驶入车线的矿车数量确定。
矿山井底车场线路尺寸设计.
（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：718kg；最大牵引力：58.8kN；轨距：600mm；外形尺寸(长×宽×高)：2400×1050×1200 （单位：mm）（2）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×宽×高）：2400×1050×1200 （单位：mm）（4）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×宽×高）：4280×1025×1525 （单位：mm）（5）线路道岔特征表表4-4 线路道岔特征表4、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+LfNLjmnLk式中L——副井空重车线长度，一般取整数，m。
m——列车数，列根据《煤矿安全规程》和生产实践，副井m=1.0～1.5。
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，m。
N——电机车台数。
Lj——每台机车长度，m。
Lf——附加长度，一般取10～15m。
经计算副井空重车线为：L ＝1.5×2.4×16 ＋ 1×4.5 ＋15＝77.1所以，取80m 。
（2）调车线长度+=L+NLjmnLkLf式中各参数同上所以 L＝1.0×16×2.4＋1×4.5＋15＝57.9取L=60m。
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（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：718kg；最大牵引力：58.8kN；轨距：600mm；外形尺寸(长×宽×高)：2400×1050×1200 （单位：mm）（2）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×宽×高）：2400×1050×1200 （单位：mm）（4）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×宽×高）：4280×1025×1525 （单位：mm）（5）线路道岔特征表表4-4 线路道岔特征表4、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+LfNLjmnLk式中L——副井空重车线长度，一般取整数，m。
m——列车数，列根据《煤矿安全规程》和生产实践，副井m=1.0～1.5。
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，m。
N——电机车台数。
Lj——每台机车长度，m。
Lf——附加长度，一般取10～15m。
经计算副井空重车线为：L ＝1.5×2.4×16 ＋ 1×4.5 ＋15＝77.1所以，取80m 。
（2）调车线长度+=L+NLjmnLkLf式中各参数同上所以 L＝1.0×16×2.4＋1×4.5＋15＝57.9取L=60m。
（3）材料车线长度L=nc Lc+nsLs式中 L——材料车线有效长度，m。
nc——材料车数，辆。
Lc——材料车长度，m。
ns——机车台数。
Ls——每台机车长度，m。
所以L＝16×2.4＋10×2.1＝59.4取60m。
（4）人车线长度LfNLjmnLkL++=式中 L——人车存车线长度，一般取整数，m。
m——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，m。
Lf——附加长度，一般取10m。
因此 L＝1.0×16×4.28＋1×4.5＋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。
L= a+2b+c+d+e+f+e’+ g+h+i其形式如图4－14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=11.87m。
c——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=4.0m。
h——插入线长度，h=2.0m。
i——基本轨起点到单开道岔平行线路连接系统终点的长度i=11.87m。
＝2.0＋2×11.87＋7.17＋2.0＋2.3＋4.0＋2.8＋4.0＋2.0＋11.87 L＝61.88m取62m。
（6）道岔线路连接计算①.单开道岔非平行线路联结:曲线半径R=15000 单位：mma ＝3967b ＝4333 α＝11.31°T=R*tanβ/2m=a+(b+T)sinβ/sinδd=b*sinαM=d+R*cosαH=M-Rcosδn=H/sinδf=a+b*cosα-R*sinα当δ=60°时T=4542m=10930d=850M=15559H=4952n=7003f=5274当δ=45º时T=4543m=10932d=850M=15559H=4952n=7003f=5274图4-5单开道岔非平行线路连接②.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：mm a ＝2300 b=2852 α＝18.435°B=(S/2)·ctgα/2=6162Kp=(ПRα/2)/180º=1448T=Rtg(α/4)=726M=(S/2)/sin(α/2)=6243N=m-T=5517B1=b/cos(α/2)=2815C=n-b=2665L=a+B+T=9188D=2·(c+Kp)=8226图4-6对称道岔线路连接③.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 ＝3967b ＝4333 α＝11.31°m=S/sinα=8158Kp=3.14*Rα/360=1480B=s*cotα=8000T=Rtg(α/2)=1485n=m-T=6673C=n－b＝2340L＝a＋B+T=13452D=c+Kp+(L－a-b)=2340+1480+13452-3967-4333=8972图4-7单开道岔平行线路联接5、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 东翼来车调度表区段时间(min)ⅠⅡⅢⅣⅤⅥ123456789表4-6西翼来车调度表区段时间(min)ⅠⅡⅢⅣⅤⅥ123456789表4-7井底车场调度图表区段时间(min)ⅠⅡⅢⅣⅤⅥ123456789井底车场通过能力Gg的计算Gg=(nG×330×16×60)/[1.15×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；Tag——车辆进入井底车场的平均间隔时间，min。
aw——矿井矸石系数， 10～25％，取15%。
Gg＝（16×1.5×330×16×60）/[1.15×8.2×（1+0.15）]＝70.11万吨矿井按15%的产矸率算实际的矸石量为：300×15%=45万吨则 Ag= Gg/45=70.11/45=1.558Ag的要求取值范围是1.3～1.5，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-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=(0.15～0．25)Amc式中：Qmc——井底车场煤仓有效容积(t)；Amc——矿井设计日产量；(O.15～0.25)——大型矿井取最小值，中型矿井取最大值；故Qmc=0.15×3000000/330=122 t井底煤仓选用圆形立仓，煤仓上口应设：300×300mm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15º，曲线半径为10m，水仓向吸水井方向设l‰～2‰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O．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。