采礦專業(yè)畢業(yè)設計8

1、<p><b>　　目 錄</b></p><p><b>　　引 言1</b></p><p>　　1 礦區(qū)概況及井田地質特征2</p><p><b>　　1.1井田概況2</b></p><p>　　1.1.1交通位置2</p>&l

2、t;p>　　1.1.2自然地理2</p><p>　　1.1.3煤田開發(fā)歷史2</p><p>　　1.1.4附近的廠礦企業(yè)和農業(yè)情況4</p><p>　　1.1.5水源、電源、勞動力及建材來源4</p><p>　　1.2井田地質特征4</p><p><b>　　1.2.1地層4<

3、;/b></p><p>　　1.2.2地質構造5</p><p>　　1.2.3煤層及其頂地板巖性特征5</p><p>　　1.2.4水文地質特征7</p><p>　　1.2.5瓦斯、煤塵與自然8</p><p>　　1.2.6煤質、煤的牌號與用途11</p><p>　　

4、1.3井田勘探程度12</p><p>　　2 礦井儲量、年產量及服務年限14</p><p>　　2.1井田境界14</p><p>　　2.2井田儲量14</p><p>　　2.2.1礦井工業(yè)儲量14</p><p>　　2.2.2礦井設計儲量15</p><p>　　2.2

5、.3礦井設計可采儲量16</p><p>　　2.3礦井年產量及服務年限16</p><p>　　2.3.1礦井工作制度16</p><p>　　2.3.2礦井服務年限17</p><p>　　3 井田開拓19</p><p><b>　　3.1概述19</b></p>

6、<p>　　3.1.1生產礦井的開拓方式概述及評價19</p><p>　　3.1.2影響立井開拓的主要因素分析19</p><p>　　3.2井田開拓19</p><p>　　3.2.1對井田開拓中若干問題分析19</p><p>　　3.2.2方案的提出及技術比較20</p><p>　　3.

7、2.3方案經濟比較22</p><p>　　3.2.4確定方案24</p><p>　　3.3井筒特征24</p><p>　　3.3.1主井25</p><p>　　3.3.2副井25</p><p>　　3.3.3風井27</p><p>　　3.4井底車場27</p&g

8、t;<p>　　3.4.1概述27</p><p>　　3.4.2線路總平面布置設計28</p><p>　　3.4.3井底車場各存車線長度的確定31</p><p>　　3.4.4井底車場線路總平面布置如下圖36</p><p>　　3.4.5井底車場通過能力計算37</p><p>　　3.

9、4.6確定井底車場主要巷道斷面41</p><p>　　3.4.7確定各井底車場硐室位置41</p><p>　　3.5開采順序及帶區(qū)、采煤工作面的配置44</p><p>　　3.5.1開采順序44</p><p>　　3.5.2保證年產量的同采采區(qū)數和工作面數44</p><p>　　3.6井巷工程量和建

10、井周期46</p><p>　　3.6.1概述46</p><p>　　3.6.2井巷工程量和建井周期的各計算圖表47</p><p>　　4 采煤方法50</p><p>　　4.1采煤方法的選擇50</p><p>　　4.2采區(qū)巷道布置及生產系統(tǒng)50</p><p>　　4.

11、2.1帶區(qū)走向長度的計算的確定（以第一水平第一階段內帶區(qū)為例）50</p><p>　　4.2.2確定分帶走向長度及分帶數目50</p><p>　　4.2.3回采巷道的布置（分帶斜巷的布置）50</p><p>　　4.2.4聯絡巷的布置50</p><p>　　4.2.5帶區(qū)硐室51</p><p>　　

12、4.2.6帶區(qū)千噸掘進率、帶區(qū)掘進出煤率及帶區(qū)回采率52</p><p>　　4.2.7確定帶區(qū)巷道掘進方法、設備數量及掘進工作面數53</p><p>　　4.2.8帶區(qū)生產系統(tǒng)54</p><p>　　4.3回采工藝設計55</p><p>　　4.3.1綜采工作面的主要設備(見表4-3)55</p><p&

13、gt;　　4.3.2工作面循環(huán)方式和循環(huán)作業(yè)圖表的編制57</p><p>　　5 礦井運輸、提升及排水60</p><p>　　5.1礦井運輸60</p><p>　　5.1.1井下運輸系統(tǒng)和運輸方式的確定60</p><p>　　5.1.2帶區(qū)運輸設備的選型60</p><p>　　5.1.3大巷運輸設

14、備61</p><p>　　5.1.4列車組成的計算61</p><p>　　5.1.5電機車臺數的計算65</p><p>　　5.2礦井提升67</p><p>　　5.2.1設計依據67</p><p>　　5.2.2提升設備的選型計算68</p><p>　　5.3礦井排水

15、79</p><p>　　5.3.1概述79</p><p>　　5.3.2排水設備選型計算80</p><p>　　6 礦井通風與安全技術措施89</p><p>　　6.1礦井通風系統(tǒng)的選擇89</p><p>　　6.1.1通風設計的基本依據89</p><p>　　6.1.2

16、礦井通風系統(tǒng)要符合下列要求：89</p><p>　　6.1.3礦井通風系統(tǒng)的確定90</p><p>　　6.2風量機算及風量分配90</p><p>　　6.2.1采煤工作面實際需風量90</p><p>　　6.2.2掘進工作面所需風量92</p><p>　　6.2.3峒室實際需風量92</p

17、><p>　　6.2.4風速驗算：93</p><p>　　6.3全礦通風阻力計算94</p><p>　　6.3.1計算原則94</p><p>　　6.3.2計算方法95</p><p>　　6.3.3計算礦井的總風阻及總等積孔98</p><p>　　6.4扇風機選型99</

18、p><p>　　6.4.1選擇主扇99</p><p>　　6.4.2選擇電動機101</p><p>　　6.5礦井安全技術措施102</p><p>　　6.5.1預防瓦斯爆炸的措施102</p><p>　　6.5.2防塵措施103</p><p>　　6.5.3預防井下火災的措施

19、103</p><p>　　6.5.4為防止井下水災的措施104</p><p>　　7 礦山環(huán)保105</p><p>　　7.1礦山污染源概述105</p><p>　　7.1.1大氣污染105</p><p>　　7.1.2廢水排放105</p><p>　　7.1.3固體廢棄

20、物排放105</p><p>　　7.1.4噪聲污染105</p><p>　　7.2礦山污染源的防治106</p><p>　　7.2.1大氣污染防治106</p><p>　　7.2.2礦山水污染的防治106</p><p>　　7.2.3礦渣利用107</p><p>　　7.

21、2.4噪聲的控制107</p><p><b>　　結 論109</b></p><p><b>　　致 謝110</b></p><p><b>　　參考文獻111</b></p><p><b>　　附 錄A112</b></p&

22、gt;<p><b>　　附 錄B117</b></p><p><b>　　引 言</b></p><p>　　采礦畢業(yè)設計是采礦專業(yè)全部教學進程中的最后一個環(huán)節(jié)。它是在我們完成本專業(yè)教學計劃規(guī)定的學習內容之后，通過綜合運用各學科的理論知識，根據某一礦井的實際情況,對其進行的系統(tǒng)化設計，這對提高我們理論分析和解決采礦工程技術

23、問題的能力有著現實的實踐意義，所以這也是采礦專業(yè)的核心。</p><p>　　本次畢業(yè)設計是根據在河南煤化焦煤集團演馬莊煤礦進行的畢業(yè)實習中所收集的礦井生產圖紙和資料，并作了一些改動以后，對礦井進行的初步設計。</p><p>　　設計是在我們搜集、整理和運用資料的基礎上，通過貫徹執(zhí)行《礦產資源法》、《煤炭法》、《煤炭工業(yè)技術政策》、《煤礦安全規(guī)程》、《煤炭工業(yè)礦業(yè)設計規(guī)范》之后，再進行井

24、田開拓、準備方式及采煤方法的選擇和礦山運輸、提升、排水及通風的設計計算。所有這些都能培養(yǎng)我們分析問題、解決問題的綜合能力和撰寫技術文件、繪制工程圖件的基本技能。</p><p>　　衷心感謝院領導和采礦教研室的老師的幫助和輔導，尤其要感謝我的導師——xx老師，在這三個月里，正是他認真、耐心、詳細的輔導，才使我能按時、按質的完成畢業(yè)設計。</p><p>　　由于本人知識水平和知識范圍的限制

25、，設計中難免有不當和錯誤之處，懇請批評指正。</p><p>　　1 礦區(qū)概況及井田地質特征</p><p><b>　　1.1井田概況</b></p><p><b>　　1.1.1交通位置</b></p><p>　　演馬莊礦位于焦作市東北部約20公里，隸屬焦作市管轄，地理座標：東經113&#

26、176;30′，北緯34°09′。</p><p>　　區(qū)內有煤礦專用鐵路，南距新（鄉(xiāng)）～焦（作）鐵路待王車站4公里，東連京廣線，西接焦枝線。二級公路及鄉(xiāng)村油路相互連通。交通極為方便。見演馬莊礦交通位置示意圖（圖1-1）。</p><p><b>　　1.1.2自然地理</b></p><p><b>　　一、地形地貌<

27、;/b></p><p>　　本區(qū)屬太行山山前平原和沖積、洪積扇的邊緣地帶。地勢平坦。海拔83~123m，一般在100m左右。全區(qū)地勢北西高，南東低，最大坡度±2°25′。由于淺部煤層開采后地面塌陷，而局部形成低洼帶。</p><p><b>　　二、水系</b></p><p>　　該區(qū)屬海河流域衛(wèi)河水系，東部有石門

28、河，西部有山門河，均發(fā)源于太行山。且為間歇性河流。據近年資料表明，除雨季外，平時河床干枯。河流上游建了不少中、小型水庫，已無洪泛危害。</p><p><b>　　三、氣象</b></p><p>　　本區(qū)屬大陸性半干燥氣候，夏季炎熱，冬季寒冷，四季分明，最低氣溫-19.9℃（1971年），最高氣溫43.3℃（1966年），降雨多集中在7~9月份，年降雨量333.3~

29、908.7mm，平均624.9mm，日最大降雨量達151.8mm（63年8月8日），年蒸發(fā)量為1393.6—2313mm，平均2022.3mm，蒸發(fā)量大于降雨量。常年以北和東北風較多，一般風速2—3級，最大11級（78年6月30日晚）。最大凍土厚為190mm（77年元月）。</p><p><b>　　四、地震</b></p><p>　　據焦作市地震辦公室匯集的資料

30、，自1038年~1978年6月，發(fā)生的較大地震且對焦作有影響的共有35次，本區(qū)地震基本烈度為7度。</p><p>　　1.1.3煤田開發(fā)歷史</p><p>　　一、演馬莊礦生產建設概況</p><p>　　演馬莊礦是由武漢煤礦設計院于1958年8月提交的水力采煤設計，年產60萬噸，1959年8月改為旱采，1961年正式投產，年產45萬噸，1958年9月開工建斜井

31、，因出水報廢，同年12月1日建豎井，1961年4月移交生產。另外，該礦依據省煤炭廳（73）豫煤革第2號文批復，生產能力擴大到90萬噸/年，并于同年進行了擴建工程。1979年和1985年兩次突水淹井。</p><p>　　本礦現開采二1煤層，截止2005年末累計產原煤18771萬噸，累計損失量13178萬噸。原設計生產能力45萬噸，2005年核定生產能力為100萬噸，現實際生產能力90萬噸。</p>

32、<p>　　演馬莊礦主、付井均為豎井，建在該井田西部4-3孔附近，井筒直徑均為6m，主井深218m，坐落在C3L9灰?guī)r之下的砂質泥巖中，付井深189m，座落在二1煤頂板大占砂巖中。主井坐標：X=3904710.35，Y=38441369.87；付井坐標：X=3904667.01，Y=38441312.13。</p><p>　　開拓方式為豎井開拓，采區(qū)前進，采面后退，傾斜分層，走向長臂式分層采煤，全部陷

33、落法管理頂板。分層開采厚度一般為2.00m。</p><p>　　通風方式為中央、邊界混合式通風，局部為局扇壓入式通風。</p><p>　　排水泵房現有4座，排水能力241m3/min，供電由馬村和九里山區(qū)域變電站供電全礦總設備容量42112KW，工作容量25006KW。</p><p>　　全礦井自北向南東劃分三個水平。一水平范圍：淺部由煤層露頭25~44m防水

34、煤柱線，深止于東一軌道下山下延—F143斷層—F137斷層—1107工作面北緣—F39斷層—F102斷層—1901工作面北緣—井田東邊界一線。標高在40—-180m之間。二水平范圍：淺部起于一水平底界，深部到西邊界—F218斷層—F212斷層—F204斷層—東邊界一線；標高在-80—-280m之間。二水平底界以下為二水平下山范圍，標高在-160—-480m之間。</p><p>　　目前，一水平已基本采完。一水平

35、面積約3.69 km2，探明儲量3833.7萬t。平均煤厚6.60m，煤層穩(wěn)定；二水平現主要在22采區(qū)、25采區(qū)和27采區(qū)等開采。</p><p>　　本礦是多災多難的礦井，曾發(fā)生瓦斯傾出一次，中型突出一次，特大型突出爆炸一次，發(fā)生1m3/min以上突水事故47次，淹地區(qū)2次，淹井2次。該礦既是大水礦井，又是煤與瓦斯突出礦井，這兩災害是直接影響煤礦安全生產，經濟效益不佳，生產進度緩慢，水平接替緊張的重要因素。&l

36、t;/p><p>　　1.1.4附近的廠礦企業(yè)和農業(yè)情況</p><p><b>　　1．東韓王煤礦</b></p><p>　　東韓王煤礦位于本礦區(qū)內北西部邊緣，屬本礦一水平地段，其范圍由前面表1-1需扣除的5個拐點坐標圈定。該礦1994年建井，2003年停產，開采二1煤層，現已采空。因本礦一水平基本采空，故其對本礦井以后生產無甚影響。</

37、p><p><b>　　2．九里山煤礦</b></p><p>　　位于本礦東邊，與本礦接壤，隸屬于焦作煤業(yè)公司主管。1972年7月建井，1983年投產，設計能力為90萬t/年，現實際生產能力為90萬t/年。</p><p>　　開采二1煤層。分水平開拓，現已開拓12、11、13等三個采區(qū)。</p><p>　　1988年礦

38、井涌水量89m3/min，含水系數73.40m3/T。</p><p>　　1982年以來突水24以上次。涌水量0.25～53.76 m3/min ，大于3.5 m3/min 的突水有８次。１２采區(qū)排水后水力坡度較大，漏斗擴展慢，在突水點附近40～300米范圍石炭系八灰含水層水位保持+21～+60米，露頭保持在+50～+60米與本井田有水力聯系?，F有排水能力達到337.5 m3/min。</p>&

39、lt;p>　　另外，瓦斯突出也是該礦生產不安全的因素，1980~1987年間瓦斯突出達21次之多，最大突出量94t，瓦斯涌出量最大2792.8m3。</p><p>　　該礦與本礦之間留設了約80米寬的煤柱，一般不會對本礦生產造成不利影響。</p><p><b>　　3．韓王礦</b></p><p>　　位于本礦東鄰，面積約3.６km

40、 2，1958年10月1日建成投產,原設計生產能力為30萬噸,1997年核定生產能力為21萬噸,2004年核定生產能力為16萬噸。開采二1煤層。采煤方法為走向長壁下行垮落采煤方法。分兩個水平十個采區(qū)。目前，一水平已經采完，二水平也即將采完，全礦資源近于枯竭。</p><p>　　圖1—1 演馬莊礦交通位置圖</p><p>　　該礦水文地質條件復雜，礦井涌水量為40～50 m3/ min,

41、自建井以來，共發(fā)生幾十次突水。一水平綜合排水能力為36 m3/ min, 二水平綜合排水能力為36 m3/ min,能滿足生產排水的需要。該礦與本礦水力聯系密切，如果本礦發(fā)生突出水水位上升，則該礦涌水量將有明顯增加。</p><p>　　該礦屬煤與瓦斯突出礦井。1975年1月7日～1982年10月23日間，共發(fā)生瓦斯突出17次，礦井瓦斯絕對涌出量為3.64～4.53m3/min, 瓦斯相對涌出量為7.39～9.1

42、5m3/t。</p><p>　　該礦與本礦之間留設了約80米寬的煤柱，一般不會對本礦生產造成不利影響，但對本礦水文地質條件有一定的影響，應當重視。</p><p><b>　　1.2井田地質特征</b></p><p><b>　　1.2.1地層</b></p><p>　　本區(qū)為第三、四系全掩蓋

43、區(qū)，據區(qū)內鉆孔揭露，地層由老至新為：奧陶系中統(tǒng)馬家溝組，石炭系中統(tǒng)本溪組，上統(tǒng)太原組，二迭系下統(tǒng)山西組、下石盒子組、上統(tǒng)上石盒子組下段、中段及第三、四系。</p><p><b>　　1.2.2 構造</b></p><p><b>　　一、區(qū)域構造</b></p><p>　　焦作煤田位于太行山隆起帶南端，地層走向NE~

44、NNE，傾向SE，傾角4°~14°，為單斜構造，區(qū)域構造以斷裂為主，褶曲不甚發(fā)育。該區(qū)主要發(fā)育有東西、北東、北西向、三組斷裂。其中，東西向的鳳凰嶺斷層規(guī)模大，把焦作煤田分割為焦南、焦北兩大部分；北東向斷層最發(fā)育，破壞了各井田的連續(xù)性，分別切割為大小不等的井田斷塊；北西向斷層不發(fā)育，常以中小斷層出現。</p><p>　　區(qū)域斷層一覽表 表3-1</p><

45、;p><b>　　二、井田構造</b></p><p><b>　?。ㄒ唬┗靖艣r</b></p><p>　　本井田位于焦作煤田中部，具體構造位置處于九里山、鳳凰嶺、方莊三條斷層所形成的（韓王~演馬~九里山等三井田）三角狀斷塊中部，地層走向N50°~70°E，傾向SE，傾角4-14°，一般9°左右，

46、為單斜構造。區(qū)內構造以斷裂為主，褶曲僅有寬緩褶曲或波狀起伏現象出現。井田內無巖漿巖發(fā)育。</p><p>　　井田內斷裂全為正斷層，走向多為NE~NEE，傾向SE~SEE，傾角一般為60~70°。規(guī)模以小型斷層為主，多分布于井田東部。據鉆孔及礦井開采資料，全區(qū)共發(fā)現斷層156條。其中，落差大于100m的斷層3條，均在井田南部邊界附近，且西部落差大，往東逐漸變??；50~100m的斷層2條；20~50m的斷

47、層5條；5~20m的斷層22條；小于5m的斷層117條，見表3-2。而小于1.5m的斷層多不切穿煤層。深部經鉆探、地震和二水平下山巷道揭露，其斷層規(guī)模和頻率有增大的趨勢。據統(tǒng)計，全區(qū)落差10m以上的20條斷層延伸長度為36300m，平均密度為1.33條/km2，平均長度為2420m/km2。</p><p>　　本區(qū)斷裂處在斷塊的不同部位，表現了明顯的規(guī)律性，并嚴格受到區(qū)域構造的控制，縱觀全區(qū)，共發(fā)育三組不同方向

48、的斷裂，即：北東、東西和北西向，淺部構造簡單，深部和東部相對較復雜，西部由于受九里山斷層和鳳凰嶺斷層不同方向的構造作用，其構造，水文地質，瓦斯等地質條件的復雜程度表現的更為突出，并給礦井生產帶來較大困難，該區(qū)斷裂主要受鳳凰斷層的控制。</p><p>　　1.2.3煤層及其頂底板巖性特征</p><p>　　二1煤層為本區(qū)主要可采煤層，現正開采。賦存于山西組底部，上距砂鍋窯砂巖78m左右，

49、下距山西組底界（L9頂）10m左右，距L8灰?guī)r18m左右。煤層厚1.70~10.60m，平均6.58m，屬厚煤層。煤厚變化不大，薄煤帶（1.70m）僅在7~2孔及11-9孔附近小范圍分布，其它煤厚均在6.00m左右變化。煤層賦存良好，無分叉尖滅現象，僅局部含有1層泥巖或砂巖夾矸，夾矸厚度0.10~0.70m。煤層直接頂板大部為砂質泥巖和泥巖，厚度一般3m左右。少數鉆孔為細~中粒砂巖（大占砂巖），厚度一般18m左右。僅局部有小面積炭質泥巖

50、偽頂，直接底板為泥巖，砂質泥巖和粉砂巖。</p><p>　　一、頂板：二1煤層直接頂板多為層狀、灰黑色砂質泥巖，層理明顯，致密性脆，硬度2.5～4級，厚1.03～1.05m，易維護。其次為層狀或板狀泥巖與銹結能力差的砂巖；泥巖與砂質泥巖為相變關系，厚0.7～6.37m，硬度2～3級，易碎、易冒落，銹結力強。局部存在有炭質泥巖偽頂。</p><p>　　老頂為灰色大占砂巖，厚15～24.5

51、m，泥硅質膠結、較堅硬、厚層狀，硬度6級左右，以中～細為主，局部直接覆于二1煤層上，不易放頂冒落。該礦在煤層露頭附近曾發(fā)生過較大冒頂，如老西總回風巷、12011工作面等發(fā)生的冒頂事故。</p><p>　　總的來講，二1煤層上各類頂板均較完整（見圖6-1），易于管理，屬一類頂板。</p><p>　　二、底板二1煤層底板多為厚7m左右的砂質泥巖或泥巖，次為厚0.3～1.5m含炭質較高的泥巖

52、，局部有厚0.1～0.7m炭質泥巖偽底。</p><p>　　炭質泥巖質軟易碎，強度極低，支撐力差，底鼓現象較嚴重，對巷道維護不利?？傮w應屬I類底板。</p><p>　　井 田 斷 層 情 況 統(tǒng) 計 表 表3-2</p><p>　　1.2.4水文地質特征</p><p>　　

53、焦作煤田地處太行山復背斜隆起帶南段東翼，山前傾斜平原地帶，地層走向N60°E，傾向SE，傾角8～12°，呈地塹、地壘、掀斜斷塊等組合形式，以斷裂構造為主。區(qū)內寒武系、奧陶系灰?guī)r中巖溶裂隙發(fā)育，為地下水提供了良好的儲水空間和逕流通道。地下水總體流</p><p>　　主要含煤地層含煤性統(tǒng)計表 表4-1</p><p>　　向受構造控制，如峪河斷裂以北為SE、SW方

54、向，以南為SE向，局部受斷層阻水影響流向稍有變化。</p><p>　　另外，在斷裂帶附近巖溶裂隙相對發(fā)育，常常形成強富水、導水帶，如鳳凰嶺斷層強徑流帶、朱村斷層強徑流帶、方莊斷層強徑流帶、馬坊泉斷層強徑流帶和百泉斷層強徑流帶等，成為焦作煤田內諸礦區(qū)、勘查區(qū)的補給邊界。</p><p>　　1.2.5瓦斯、煤塵與自燃</p><p>　　一、礦區(qū)瓦斯地質概況<

55、/p><p>　　本礦區(qū)位于九里山—韓王礦中部，為一傾向SE，傾角4～15°的單斜構造。其淺部的煤層露頭和深部的鳳凰嶺斷層和王毋泉斷層構成了本區(qū)的瓦斯逸散邊界，而其東西邊界雖亦有小斷裂破壞了煤層的連續(xù)性，但不利于瓦斯逸散。上述邊界條件決定了該區(qū)瓦斯成分，含量及其運移和分布規(guī)律。</p><p>　　2002~2005年的瓦斯鑒定結果：礦井絕對瓦斯涌出量26.05~46.93m3/mi

56、n，相對瓦斯涌出量20.40~28.18m3/t，其中2005年瓦斯最大：礦井絕對瓦斯涌出量46.93m3/min，相對瓦斯涌出量28.18m3/t，二氧化碳絕對涌出量13.91m3/min，二氧化碳相對涌出量8.26m3/t。</p><p><b>　　二、礦井瓦斯等級</b></p><p>　　據2002~2005年度瓦斯鑒定結果見表6-3，瓦斯相對涌出量多大

57、于20m3/t·d，按煤礦安全規(guī)程第133條屬高瓦斯礦井。該礦多次發(fā)生過煤與瓦斯突出，其中1975年8月4日發(fā)生過特大型煤與瓦斯突出事故，2004年河南省煤炭工業(yè)廳瓦斯防治小組定為該礦煤與瓦斯突出礦井。2002~2005年瓦斯等級鑒定表6-4。</p><p>　　瓦 斯 鑒 定 結 果 表 </p><p><b>　　表6-4</b>

58、;</p><p><b>　　一、煤塵爆炸</b></p><p>　　二1煤層以塊煤為主，煤塵量較小，在鉆探過程中對9-13孔取樣進行煤塵爆炸性測試，2002、2003、2005年該礦對二1煤層取樣進行了煤塵爆炸性鑒定，該礦二1煤層無煤塵爆炸危險性。結果見表6-5。</p><p>　　煤塵爆炸性及自燃傾向性鑒定表 </

59、p><p><b>　　表6-5</b></p><p><b>　　二、煤的自燃傾向性</b></p><p>　　在鉆探過程中對9-13孔取樣進行煤的自燃傾向性測試，該礦二1煤層取樣進行了自燃傾向性鑒定，結果見表6-5。自投產以來，從未發(fā)生煤的自燃，因此，該礦二1煤層屬不易自燃發(fā)火煤層。</p><p&

60、gt;　　1.2.6煤質、煤的牌號與用途</p><p><b>　　1、煤質</b></p><p>　　二1煤層為灰黑色，條帶狀結構，層狀構造，上部以塊狀為主、具貝殼狀斷口，似金屬光澤，局部為粒狀，下部則多為粉狀，鱗片狀。真密度（TRD）1.60，視密度（ARD）1.47，孔隙率8.12%。</p><p>　　一2煤層為灰黑色，以塊狀為主

61、，內生裂隙發(fā)育，貝殼狀斷口，似金屬光澤，下部含較多的黃鐵礦，真密度1.68、視密度1.49，孔裂隙11.31%。</p><p>　　二1煤層以亮煤為主，次為暗煤和鏡煤，煤層中部可見一薄層具纖維狀結構，疏松多孔，光澤較弱絲炭，厚度（0.10m），屬光亮~半亮型煤。</p><p>　　一2煤層煤巖組分和二1煤層相似，屬半亮~光亮型煤。</p><p>　　煤層水分、

62、灰分測試結果表 表4-3</p><p>　　煤 層 發(fā) 熱 量 測 試 結 果 表 </p><p><b>　　表4-5</b></p><p>　　煤 層 元 素 分 析 結 果 表 表4-6</p><p>　　煤 中 有 害 元 素 分 析 結 果 表 表

63、4-7</p><p>　　煤類確定結果表表4-14</p><p><b>　　2、煤的牌號與用途</b></p><p>　　二1煤為無煙煤三號，以低灰、特低硫、低磷、特低氯、一級含砷、高發(fā)熱量及較高軟化溫度灰、較難磨為主要特征，是良好的動力用煤、水煤漿材料和民用燃料。一2煤為無煙煤二號，以中灰、高硫、低磷、特低氯、一級含砷、高發(fā)熱量及中等

64、軟化溫度灰、較難磨為主要特征，經脫硫后，可作為動力用煤和民用燃料。</p><p><b>　　1.3井田勘探程度</b></p><p>　　該區(qū)的勘探工作始于1955年4月，到1958年9月由中南煤田地質局125隊施工，并提交了《焦作煤田演馬莊第一、二及后夏莊、九里山第一井田區(qū)精查地質報告》，經河南省煤炭工業(yè)局以（58）豫煤總二字第4號文批準，1962年元月經河南

65、省礦產儲量委員會對該報告復審核實，其結論：“原報告劃分三個井田，按現行礦產儲量分類規(guī)范（暫行）本區(qū)勘探和研究程度……均達不到精查報告程度要求，只能做為一般中間性報告”其中“演馬礦井田只能以可供礦山企業(yè)建設設計中間性報告核實儲量，后夏莊井田降為詳查報告，九里山一井田勘探網度過稀，作為建井考慮只能達到普查程度，同時深部斷層位置控制不夠”。據上所述，本區(qū)應進行補充勘探或重新勘探，目前演馬莊礦所屬井田范圍已包括上述三井田。</p>

66、<p>　　本區(qū)的生產補鉆和二水平的延深勘探工作，是在“三邊”工作的條件下分期分批進行的，二水平及其以下勘探主要始于1978年春，繼而在1981~1983年，1985年、1988年與2005年等陸續(xù)進行。</p><p>　　1988年，煤炭科學院西安地勘分院物探所在本區(qū)進行了地震勘探，因資料欠佳，又無文字說明。</p><p>　　1989年3月1日，煤炭工業(yè)部物探測量隊在該

67、區(qū)東部進行了高分辨地震勘探施工，完成地震測線3條（9、801、802線），實測地震時間剖面長度7.67公里，獲得物理點325個，其中一類剖面為4625m，約占全剖面的60%，二類剖面為2790m，約占36%，三類剖面為255m，約占4%，一、二類剖面占96%。同年4月提交了《河南省焦作礦務局演馬莊礦高分辨地震勘探報告》。</p><p>　　1991年河南煤田地質公司三隊在本區(qū)二水平范圍內補鉆3個孔，計1170.

68、65m。</p><p>　　同年，河南煤田地質公司三隊和焦作礦務局地測處及演馬莊礦共同編制了《河南省焦作礦務局演馬莊礦生產地質和二水平補充勘探地質報告》。該報告經原煤炭工業(yè)部河南煤炭工業(yè)管理局以《（91）豫煤生字第395號》文予以批復。該報告為本次修編報告的主要參考資料。</p><p>　　2001年8～12月，河南省煤田地質局物測隊在演馬莊礦西南部二二采區(qū)，進行了高分辨三維地震勘探，

69、共完成物理點2396個，面積1.512.1km2。2002年6月,提交了《河南省焦作煤業(yè)（集團）公司演馬莊礦二二采區(qū)三維高分辨地震勘探報告》。2002年10月11日, 河南省煤炭工業(yè)局以豫煤行[2002]474號文對該報告予以批準。</p><p>　　2003年1～4月，河南省煤田地質局物測隊在演馬莊礦二水平下山采區(qū)第8-11勘查線之間，進行了高分辨三維地震勘探，共完成物理點2010個，面積為2.1km2。20

70、03年七月，提交了《焦作煤業(yè)（集團）公司演馬莊礦二水平下山采區(qū)三維地震勘探報告》。2003年11月20日，河南省煤炭工業(yè)局以豫煤行[2003]622號文對該報告予以批準。</p><p>　　據以往資料所述，1955年~2005年12月，本區(qū)共施工鉆孔 339個，工作量 68674.38 m。另外，目前正在進行生產補勘施工的鉆孔有 4個。</p><p>　　本區(qū)總體構造形態(tài)為地層走向N5

71、0°~75°E、傾向SE、傾角4°~14°的單斜構造。褶曲不發(fā)育，可見寬緩波狀起伏。構造以斷裂為主，EW、NE及NW等三組斷層分布全區(qū)，相互交叉和切割，小型斷層比較發(fā)育，尤其是二水平及以深地段，斷層長度、落差等均有增大。故其構造類型應屬中等類。</p><p>　　二1煤層為本區(qū)主要開采對象，厚度1.70~10.60m，平均6.58m，可采性指數為100，變異系數在20.8

72、 %以下，屬穩(wěn)定性煤層。</p><p>　　因此，確定本區(qū)勘探類型為構造中等類煤層穩(wěn)定型。</p><p>　　2 礦井儲量、年產量及服務年限</p><p><b>　　2.1井田境界</b></p><p>　　井田境界應根據地質構造、儲量、水文、煤層賦存情況、開采技術條件、開拓方式及地貌、地物等因素進行技術分析

73、后確定。一般以下列情況為界：</p><p>　　1．以大斷層、褶曲和煤層露頭、老窯采空區(qū)為界；</p><p>　　2．以山谷、河流、鐵路、較大的城鎮(zhèn)或建筑物的保護煤柱為界；</p><p>　　3．以相鄰的礦井井田境界為界；</p><p>　　4．人為劃分井田境界。</p><p>　　以上原則為指導，根據演馬莊

74、礦井田地質勘探資料，結合構造等因素，現確定演馬莊礦1號礦井井田境界如下：</p><p>　　西部以韓王礦和本礦間的保護煤柱為界；</p><p>　　南部以鳳凰嶺斷層為界；</p><p>　　東南部大致以二1煤－250m底板等高線為界；</p><p>　　東北部以自斷層F07和F142的相交點所做的煤層頂板等高線的垂線為邊界。</

75、p><p>　　井田東西走向長約3.1km，傾斜長度約1.3km，井田面積約3.5km2。</p><p><b>　　2.2井田儲量</b></p><p>　　2.2.1礦井工業(yè)儲量</p><p>　　礦井儲量是指礦井井田邊界范圍內，通過地質手段查明的符合國家煤炭儲量計算標準的全部儲量，又稱礦井總儲量。它不僅反映了煤炭

76、資源的埋藏量，還表達了煤炭的質量。</p><p>　　本井田采用的塊段法計算的各級儲量，塊段法是我國目前廣泛使用的儲量計算方法之一。</p><p>　　塊段法是根據井田內鉆孔勘探情況，由幾個厚度相近的鉆孔連成塊段，根據此段的面積、煤的容重、平均厚度計算此塊段的煤的儲量，再把各個計算的塊段儲量取和即為全礦井的井田儲量。</p><p>　　礦井工業(yè)儲量是勘探（精查

77、）地質報告的“能利用儲量”中的A、B、C三級儲量之和，其中高級儲量A、B之和所占比例應符合表2—1的規(guī)定。由煤層底板等高線及儲量計算圖上提供的資料可計算出來設計礦井工業(yè)儲量。見表2—2礦井工業(yè)儲量匯總表。</p><p>　　表2—1 礦井高級儲量比例</p><p>　　表2—2 礦井工業(yè)儲量匯總表</p><p>　　2.2.2礦井設計儲量</p>

78、;<p>　　礦井設計儲量為礦井工業(yè)儲量減去設計計算的斷層煤柱、防水煤柱、井田境界煤柱和已有的地面建筑物、構造物需要留設的保護煤柱等永久煤柱損失量。</p><p>　　故設計儲量 Zs =Zg－P</p><p><b>　　=4040-819</b></p><p><b>　　=3221萬噸</b

79、></p><p><b>　　式中</b></p><p>　　Zs——礦井設計儲量；</p><p>　　Zg ——礦井工業(yè)儲量；</p><p>　　P ——永久煤柱損失量，其中水泥廠保護煤柱209萬噸，斷層和防水煤柱410萬噸，井田境界煤柱200萬噸；</p><p>　　所以P

80、=209+410+200=819萬噸。</p><p>　　圖2－1 礦西南水泥廠保護煤柱計算圖</p><p>　?。ㄗⅲ罕硗翆雍窦s30米）</p><p>　　由上圖可算得水泥廠保護煤柱量約為209萬噸。</p><p>　　2.2.3礦井設計可采儲量</p><p>　　礦井設計可采儲量為礦井設計儲量減去工業(yè)場地

81、保護煤柱、礦井井下主要巷道及上下山保護煤柱后乘以采區(qū)回采率所得到的儲量。由于工業(yè)廣場和各種主要巷道與井田開拓方式、采煤方法有關，其煤柱損失量要待第三章井田開拓、第四章采煤方法確定后才能確定。為便于利用礦井可采儲量初步確定礦井井型，可暫按工業(yè)儲量的5％－7％計入，本設計取5％；各種主要巷道的保護煤柱及可采儲量見表2—3井可采儲量匯總表；工業(yè)廣場保護煤柱計算參數見表2—4業(yè)廣場保護煤柱設計參數表(設計采出率為80%)。</p>

82、<p>　　表2—3 礦井可采儲量匯總表</p><p>　　表2—4 工業(yè)廣場保護煤柱設計參數表</p><p>　　2.3礦井年產量及服務年限</p><p>　　2.3.1礦井工作制度</p><p>　　根據設計大綱規(guī)定以及結合礦井實際情況，規(guī)定該設計礦井年工作日為330d，每天凈提升16h,每天三班工作。</p

83、><p>　　2.3.2礦井服務年限</p><p>　　初步設計該礦井設計年產量為0.45Mt/a，根據公式： </p><p><b>　　式中</b></p><p>　　T——礦井服務年限，</p><p>　　Zk——礦井可采儲量，萬

84、噸；</p><p>　　A——礦井生產能力，萬噸/年；</p><p>　　K——儲量備用系數，K=1.3～1.5，此處取1.3。</p><p>　　由此驗算服務年限如下：</p><p><b>　　符合要求。</b></p><p><b>　　3 井田開拓 </b&g

85、t;</p><p><b>　　3.1概述</b></p><p>　　3.1.1生產礦井的開拓方式概述及評價</p><p>　　礦區(qū)內生產礦井采用的是立井開拓方式，暗斜井延伸。由于本礦井表土沖積層厚，含水豐富，并有流沙層，礦井走向短等特點，所以井筒施工方式采用立井開拓。立井開拓的適應性很強，一般不受煤層傾角、厚度、瓦斯、水文等自然條件的限

86、制。立井的井筒短、提升能力大、對輔助提升特別有利。對于表土層厚、水文情況比較復雜、井筒需要特殊法施工的礦井，一般都應該采用立井開拓。</p><p>　　3.1.2影響立井開拓的主要因素分析</p><p>　　影響設計礦井開拓方式的主要因素包括精查地質報告、所確定的煤層自然產狀、構造要素、頂底板條件、沖積層結構、地形以及水文地質條件等。其中以沖積層的水文地質條件對開拓方式的影響最大（備注

87、：雖然演馬莊礦煤層賦存較淺，但水文地質條件非常復雜，在1958年設計時曾嘗試采用斜井，后因出水報廢，所以放棄斜井開拓方案）。</p><p><b>　　3.2井田開拓</b></p><p>　　3.2.1對井田開拓中若干問題分析</p><p><b>　　⑴井田開拓方式</b></p><p>

88、;　　由于本井田地勢平坦，表土層厚且有流沙層，所以確定采用立井開拓方式，并按照工業(yè)廣場少壓煤，至少不壓好煤和井下生產費用較低的原則確定了主、副井筒位于井田偏西南部的井田走向中央。</p><p>　　通風方式為中央、邊界混合式通風，局部為局扇壓入式通風，四個風井位于北部井田邊界附近，這樣由于有井田邊界煤柱的保護，風井就不需要單獨留設保護煤柱，減少了煤柱的損失。</p><p>　　根據演馬

89、莊礦一號礦井二1煤層賦存條件和設計規(guī)范的有關規(guī)定，本井田可以劃分為1－2個水平（即2－3個階段）；階段內采用帶區(qū)式或采區(qū)式準備。水平劃分及位置在后面的方案中進行詳細說明。</p><p>　?、凭闲问?、數目及其配置</p><p><b>　?、倬闲问竭x擇</b></p><p>　　由于演馬莊礦區(qū)地勢平坦，表土層較厚，流沙層較多井筒需要特

90、殊鑿巖法施工，從而確定采用立井開拓方式。立井開拓井筒短，提升速度快，提升能力大，通風有效斷面大，能夠滿足礦井通風的需要。</p><p><b>　?、诰矓的?lt;/b></p><p>　　因為演馬莊一號礦井井田走向和傾向長度都不大，為煤與瓦斯突出礦井，前面已經確定采用立井開拓方式，故初步規(guī)劃開鑿一對提升井筒和一個風井。</p><p><

91、;b>　?、劬参恢眠x擇</b></p><p>　　根據井田地形和地質條件，從首先滿足第一水平的開采，縮短貫通距離，減少井巷工程量考慮，將主、副井筒設置在井田走向的中央處。風井設在走向中央偏北部邊界。</p><p>　?、苓\輸大巷和總回風巷的布置</p><p>　　為了避免巷道突水，決定將運輸大巷布置在距離二1煤層10m左右的煤層頂板大占砂巖

92、或砂質泥巖中。布置巖石大巷時，應避免在松軟、吸水膨脹、易風化的巖石中布置。</p><p>　　考慮到二1煤層煤質松軟，將巷道布置在煤層中維護困難。所以將回風大巷布置在二1煤層頂板的偏北部井田邊界附近。</p><p>　　3.2.2方案的提出及技術比較</p><p>　　根據前述各項決定，本井田在技術上可行的開拓方案有下列兩種：</p><p

93、>　　方案一：立井加暗斜井多水平上山式開拓，見圖3－1；</p><p>　　圖3—1 立井加暗斜井多水平上山式開拓（單位：米）</p><p>　　方案二：立井加暗斜井多水平上山及上下山混合式，見圖3－2；</p><p>　　圖3—2 立井加暗斜井多水平上山及上下山混合式（單位：米）</p><p>　　從以上方案的簡圖可以對方

94、案一和方案二進行比較，方案一比方案二多開設斜井井筒（461m），但方案二要進行下山式回采且本礦區(qū)含水層豐富，其通風和排水費用勢必增加；還需進行經濟比較。</p><p>　　3.2.3方案經濟比較</p><p>　　由于方案一和方案二在第一水平內的準備方式和采煤方法都完全相同，方案比較法在對不同的開拓方案進行比較時，一些相同的部分可以不進行比較，于是我們在對方案一和方案二兩個方案進行比較

95、時，可以只將兩個方案中有差別的基建工程量、基建費用、生產經營費用及費用匯總表分別計算匯總于表3－1、表3－2、表3－3和表3－4。通過費用匯總表在經濟上來比較兩方案的優(yōu)劣。</p><p>　　表3－1 基建工程量（演馬)</p><p>　　由于早期各項工程量完全相同，所以不再對早期各項費用進行比較，僅對后期進行比較。</p><p>　　表3－2 有差別部

96、分基建費用表</p><p>　　生產經營費用中只有方案二中二水平下山部分的排水費用有較明顯差別，僅需對其比較即可。</p><p>　　表3－3 有差別部分生產經營費用</p><p>　　表3－4 有差別部分費用匯總表</p><p>　　從前面表格中的計算可以看出，兩方案的有差別總費用相比較，方案一要比方案二的高出16％，很明顯方案

97、二要比方案一優(yōu)越的多，故決定采用方案二。</p><p><b>　　3.2.4確定方案</b></p><p>　　綜上比較可知方案一的總費用超過了方案二的16％，故決定采用方案二。即采用立井加暗斜井多水平上山及上下山混合式：第一水平位于-140m，采取上山開采；第二水平位于-210m，采取上下山開采。</p><p><b>　　

98、3.3井筒特征</b></p><p>　　在礦井開拓方式確定以后，還應對礦井主要井筒（包括主井、副井、風井）的橫斷面布置形式、井筒裝備、井筒斷面尺寸、井筒支護材料等特征進行說明。</p><p><b>　　3.3.1主井</b></p><p>　　主井主要用于提煤。井筒直徑4.5m，采用4t多繩摩擦式提煤箕斗進行煤炭提升。支護

99、材料采用砼支護；井壁厚度為300mm。井筒裝備有鋼絲繩罐道，井深254m。</p><p>　　主井井筒斷面布置如下：</p><p>　　圖3－4 主井斷面布置圖</p><p><b>　　3.3.2副井</b></p><p>　　井筒直徑6.0m，用作全礦井升降人員、下材料、設備及作為輔助提升。亦作為全礦井新鮮

100、風流入口，井筒裝備一對一噸雙層四車罐籠，并兼作排水。為防止斷繩事故，設有防墜器。支護材料：基巖段采用單層砼結構，凍結段采用雙層砼結構；井壁厚度：基巖段400mm，凍結段1000mm。井筒內裝備有鋼絲繩罐道、梯子間、電纜線和水管管道等。井深為254m。</p><p>　　副井井筒斷面布置如下：</p><p>　　圖3－5 副井斷面布置圖</p><p><

101、b>　　副井風速校核：</b></p><p><b>　　式中：</b></p><p>　　——通過井筒的風速，m/s；</p><p>　　——通過井筒的風量，m3/s；</p><p>　　——井筒凈斷面積，m2；</p><p>　　——井筒的有效斷面系數，圓形井取0.

102、8；</p><p>　　——《安全規(guī)程》規(guī)定的允許最大風速；</p><p><b>　　由此：</b></p><p>　　＝2.5m/s<8m/s</p><p>　　所以井筒選擇符合要求。</p><p><b>　　3.3.3風井</b></p>

103、<p>　　風井主要用于回風兼作礦井的安全出口。配備有梯子間及管路、電纜等。直徑5m，采用砼支護，井壁厚度為300mm，井深163m。</p><p>　　風井井筒斷面布置如下：</p><p>　　圖3－6 風井斷面布置圖</p><p><b>　　3.4井底車場</b></p><p><b&g

104、t;　　3.4.1概述</b></p><p>　　井底車場是連接礦井主要提升井筒和井下主要運輸巷道的一組巷道和硐室的總稱。它聯系著井筒提升和井下運輸兩大生產環(huán)節(jié)，為提煤、提矸石、下物料、通風、排水、供電和升降人員等各項工作服務。它是井下運輸的總樞紐。</p><p>　　表3－5 井筒特征表</p><p>　　3.4.2線路總平面布置設計</

105、p><p>　　1.井筒相互位置的確定</p><p>　　本礦井所在地地形平坦，井筒位置不受地面限制，主井中心坐標為（38441475.428，3904370.600），副井中心坐標為（38441416.091，3904361.368），兩井筒垂直于存車線方向的距離H為59m，平行于存車線方向的距離L為9m。如圖3－7所示：</p><p>　　圖3-4-2井筒相互位

106、置示意圖</p><p>　　1—主井中心線；2—副井中心線；3—副井儲車線</p><p><b>　　設計依據：</b></p><p>　　⑴設計礦井基本概況，見表3－6</p><p><b>　?、浦鞲本奶嵘艣r</b></p><p><b>　　提升

107、設備：</b></p><p>　　主井：4t箕斗一對。</p><p>　　副井：1t礦車雙層四車普通罐籠一對。</p><p>　　表3－6 設計礦井基本概況</p><p>　　⑶大巷運輸設備的型號及外形尺寸</p><p>　　本設計礦井大巷主要布置運輸、軌道大巷。大巷布置在煤層的頂板巖層中，有利

108、于布置巷道的方向，大巷盡量布置直線，大巷坡度要符合《煤礦安全規(guī)程》規(guī)定。</p><p>　　大巷運輸設備的型號及外形尺寸見下表3－7所示</p><p>　　2.地面布置及生產系統(tǒng)</p><p>　　地面工業(yè)場地比較平坦時，車場形式的選擇主要取決于井下的條件。</p><p>　　表3－7 設備型號及外形尺寸</p>&l

109、t;p>　　根據以上車場形式選擇的原則和本設計礦井的實際情況。確定礦井的井底車場形式為立井刀式環(huán)形井底車場，車場形式見圖3－8所示:</p><p>　　圖3－8 車場形式圖</p><p>　　3.4.3設計基本參數</p><p>　　主井凈直徑4.5m，裝備有一對4t箕斗，副井凈直徑6m，裝備一對1t雙層四車罐籠。</p><p&g

110、t;　　井下主要運輸大巷采用3t底卸式礦車運煤，8t蓄電池式電機車牽引（每列車由10輛礦車組成）。輔助運輸采用1t固定式礦車組成，煤矸混合列車由20輛礦車組成，其中煤車5輛，矸石車15輛。井底車場設1t翻車機處理掘進煤。矸石輛占礦井產量的20％，由副井提升。掘進煤輛占5％，由翻車機翻入井底煤倉從主井提升。礦井總進風量79.7m3/s，主、副井進風，風井回風。</p><p>　　3.4.4一些基本問題的確定<

111、;/p><p><b>　　1）、車場形式</b></p><p>　　初步設計已確定為立井刀式環(huán)形，東西兩翼來車均由主石門進入井底車場。</p><p>　　2）、井底車場各存車線長度的確定</p><p>　　井底車場線路包括存車線和行車線。存車線為存放空、重車輛的線路，它由主井重車線、主井空車線、副井重車線、副井空車線

112、及材料車線組成。 </p><p>　　行車線為調度空、重車輛的線路，如連接主、副井空、重車線的繞道和調車線。副井馬頭門線路也用于行車線。</p><p>　　除上述主要線路外，在井底車場內還有一些輔助線路，如通往各硐室的專用線路和硐室內鋪設的線路。</p><p>　　井底車場線路由直線線路和連接部分所組成，連接部分包括曲線線路和道岔。直線線路就是指存車

113、線和行車線以及調車線。本礦井主要運輸大巷采用3t底卸式礦車運煤， 當運輸大巷采用列車運行時，主、副井空重車線長度應符合《設計規(guī)范》規(guī)定：主井空、重車線長度應能夠容納1.5～2列車，副井進、出車線長度，應能夠容納1～1.5列車。材料車線應能夠容納10個以上材料車到一列車。</p><p>　　主要計算公式：主井重空車線的長度計算</p><p>　　副井進出車線的長度計算：</p>

114、;<p>　　調車線有效長度計算：</p><p>　　L—主井空，重車線；副井進，出車線有效長度</p><p><b>　　m—列車數目</b></p><p><b>　　n—每列車的礦車數</b></p><p>　　—每輛礦車帶緩沖器的長度</p><p&

115、gt;<b>　　N—機車數</b></p><p><b>　　—每臺機車的長度</b></p><p>　　—附加長度，一般取10000</p><p><b>　　3）、材料車線長度</b></p><p><b>　　L=10L材</b></

116、p><p>　　式中：L—材料車線長度，m；</p><p>　　L材—一輛材料車長度，2000mm；</p><p>　　本礦井選用1t材料車，型號為MC1--6A A，外形尺寸2000×880×1150。</p><p>　　L=10L材=10×2000=20000mm 取L=20 m 。</p>

117、<p>　　3）、馬頭門線路長度</p><p>　　馬頭門線路指副井重車線的末端至材料車線進口變正常軌距的一段線路，</p><p>　　路布置圖如下圖3－4－3所示：</p><p>　　圖3－4－2 馬頭門線路布置</p><p>　　馬頭門線路L0可有下式進行計算確定：</p><p>　　L0＝

118、a＋2b＋c＋d＋e＋f＋e′＋g＋h＋i＝Ls＋Ln</p><p>　　式中：L0—馬頭門線長度，m；</p><p>　　Ls—馬頭門重車線長度，m；</p><p>　　Ln—馬頭門空車線長度，m；</p><p>　　a—從復式阻車器的前輪擋到對稱道岔基本軌起點之間的距離，取3.0m；</p><p>　　b

119、—基本軌起點至對稱道岔連接系統(tǒng)末端之間的距離，其長度取決于對稱道岔的型號,。</p><p>　　c—對稱道岔連接系統(tǒng)的末端與單式阻車器輪擋面之間的距離。取兩輛礦車長，4.0m；</p><p>　　d—單式阻車器輪擋面至搖臂中心線間距離。一般取2.0～3.0m，取3.0m；</p><p>　　e、 e′—搖臺的搖臂長度。600mm軌距搖臂長度;e＝2.3m，e′

120、＝2.8m；</p><p>　　f—罐籠長度，取2.8m；</p><p>　　g—出車方向搖臺搖臂軸中心線至對稱道岔連接系統(tǒng)的末端之間的距離，取3.0m；</p><p>　　h—緩和線長度，取2.0m；</p><p>　　i—基本軌起點到單開道岔平行線路連接系統(tǒng)終點的長度，從《窄軌道岔線路連接手冊》中查得i＝6.0m;</p&g