华北理工金属矿床地下开采设计基础讲义.docx

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1、金属矿床地下开采设计基础讲义第一章矿山企业设计程序第一节概述设计的任务是解决矿床中一切主要问题。使设计的矿山企业作到经济效果好,技术上比 较先进合理,生产上安全,建矿速度适应四化建设需要。第二节 矿山企业设计程序首先有地质报告和图纸 大中型矿山有全国储委批准,县办小型矿山有地方储委批准1)可行性研究:推荐最佳方案供决策机关作为编制设计任务书的依据。2)设计任务书:对推荐方案审查,并落实各项建设条件和协作条件。设计任务书 的主要内容:(见课本p 1 )3)初步设计:项目决策后的具体实施,施工准备的主要依据。4)施工设计:按各项工程部件,增绘施工图第三节可行性研究和初步设计的主要内容一、可行性研究

2、的作用研究建设条件,提出建设可能性,并进行经济分析评价,提出建设的合理性(详细见 P3 (1) - (8)二、可行性研究的内容1)经济合理规模及发展远景2)最佳建设条件3)最优技术方案4)较高劳动生产率5)最短建设周期6)经济效果进行综合评价国外可行性研究分机会研究初步研究详细研究三、初步设计的要求接已批准的规模、服务年限、具体设计详细论证矿区选择、开采方法、开拓方案、厂 址、建设程序、资源综合利用、技术装备、机修、工业和生活用水、供电、燃料及内外运输 等原则问题。四、初步设计的主要内容设计说明书和图纸部分其中说明书包括1)总结2)主要技术经济指标3)矿区地质、水文地质4)采矿5)总图运输6)

3、破碎、筛分、选矿离小于3米时,考虑合采,但回采出矿品位须满足BWM (C 地-C 出)/C 出B-合采夹层厚度M-合采矿脉总厚度C地-合采矿脉地质平均品位C出-采选综合经济效果要求的最低出矿品位若达不到则需丢付脉采主脉竖向分支脉,当脉间距大于3米时,可另开盲中段单独回采2、按回采矿块数确定年产量矿山开采是以矿块或采场为独出的基本出矿单元来组织生产的。相同矿体和技术装备条件,采矿方法不同,单个矿块布置形式不同,使生产能力差别甚 大,故本法是设计工作中使用的主要方法,较为可靠。A- 一个中断年生产能力N-一个中断可布矿块(采场)数q-矿块(采场)或进路出矿能力t-年工作日Z-付产矿石率K-矿块利用

4、系数1)矿块(采场)出矿能力qq取决于出矿设备效率,不同运搬设备,矿块生产能力不同,即使同一设备,由于出矿 条件、设备维护、操作熟练度不同,生产能力有差别,出矿设备效率的主要影响因素有运输 距离的远近、矿石、大块的多少、通风、运输等。我国采用的出矿设备有电耙,ZYQ-14型 装岩机、装矿机、和铲运机。电耙出矿:有底柱崩落法,长壁崩落法,全面法及房柱法等采场多用电耙出矿,统计电 耙效率的三种方法表3-10,表3-11国内矿山用30kw、0.3m3电耙运距20-30m条件,按出矿周期计算的效率一般指标为150-220吨/台日,详见P39装运定机出矿:(ZYQ-14型)目前我国无底柱崩落法的矿山,多

5、数尚采用装定机出矿,并把一台设备的活动范围划为 一个采场。提前打中深孔的落矿步距大于米的,取3米进路一台设备,落矿步距小 于2米,需回收支架,不能提前打中深孔的为5条进路一台设备,有于两者之间的为9条进 路一台设备。表3-12铲运机出矿:表3-14、3-15无资料可取的前提下,可计算Q 时二60rVK/(L/V 空 + L/V 重+/+t2+t3+t。L-运距米V重-重车运行速度(100-120米/分)V空-空车运行速度(100-120米/分)t卸载时间t2、t3-重、空车转弯时间t, 一卸载时间矿石松散体重V-装满条数K-工时利用条数工时利用系数国外40-70%台年生产能力q年二q时q年-铲

6、运机年生产能力n-日工作班数a-班工作时数k-工时利用系数卜年工作日数出矿设备用量a设备完好率50-70%采场设备用率50-100%b替换大修设备的备用率10%c替换计划维修的设备备用备,维修所占用设备为采场设备的20%所以,除采场保有50T00%的备用设备外,还应有采场设备30%的备用设备,才能满足 生产要求。(2)中段可布的矿块(采场)数在中段(分段)平面图上,所圈定的C3级以上贮量的矿体,按已定参数(备种采矿 方法所要求的尺寸)划分矿块,对照上下阶段(分段)的平面图,平面图上矿体圈定线内的 重合位置,都应是完整矿块,剔除两翼狭小的,变化不稳定的地段及对生产能力有较大影响 的构造带及需要作

7、为临时矿柱地段。固采矿工艺等原因,有些可布矿块(进路)一段时间内不能投入生产,应扣除,由于矿 体薄厚不均,使进路长短不同以及上下分段交替时制约、贮量较少矿块(进路)需进行折算。N有效WN可布N有效=X N大+ L短X N可布/L厚平EN大-大于进路(矿块)平均长度可布进路(矿块)数EL短-小于进路(矿块)平均长度的可布进路(矿块)的长度之和L厚平-分段(阶段)内可布进路(矿块)的平均长度除用上述作图法布置外,亦可按下式概略求出N有效二nL/1n-阶段中矿体总长度利用系数0.8-0.9L-阶段中矿体总长度1-矿体长度(3)矿块利用系数K的选取出矿采场与中段(分段)内可布采场总数之比,也就是出矿采

8、场与本中段(分段)出矿, 落矿,切割,采准探矿采场的总和之比,目前生产矿山采准,探矿有的布置在下阶段,这样可提高矿块利用系数,矿床类型复杂,矿体变化大,开采技术条件差,取小值,反之取大值 表 3-16o(4)付产矿石率Z采准切割出矿量,占矿块矿量的百分数,表3-17,根据采矿方法或采准切割布置在脉 内脉外,可计算或据矿石中千吨采切比的的指标及矿块贮量,可求出付产矿石率。(5)年工作日数t:按工作制度选取,当选取出矿效率q为万吨/台年时,则可把t当1。计算矿山生产能力时首先可逐阶段进行,计算出每个阶段可能的生产能力,然后确定 出矿山生产能力。P44图3-1第五节 矿山生产能力的检验方法矿山生产能

9、力计算错综复杂,尽管根据不同采矿方法,用矿体摆布法或编制采掘进度计 划法相对比较准确,但再用新水平准备时间验证矿山生产能力及用经济合理服务年限校核, 也是必要的。(-)用新水平准备时间验证矿山生产能力回采工作转入新阶段之前要完成新阶段的准备工作,也就是说,上阶段进行回采的同时, 下阶段能及时进行开拓、采准、切割工作。目前,由于掘进速度大幅度提高,一般情况下不 需用这种方法验证矿山生产能力,但对下降速度快的矿山,各水平主要井巷要通过区段恶劣 的地质条件时,具有意义。T采丁准或T采二WT准T采-阶段的回采时间,年T准-新阶段开拓、采准所需时间W-阶段回采超前开拓采准系数多数新建矿山,基建时主要大巷

10、、竖井已开拓完毕,检验时只计算下阶段采准时间按及时准备新阶段确定矿山企业生产能力A=Q中K / (WT准(P )Q中-上中段设计采出的工业贮量K -矿石回收率P-废石混入率A-设计年产量W-表 3-19新阶段的开拓采准时间取决于掘进方式、阶段回采顺序根据新阶段开拓、运输、通风、 排水系统和所用采矿方法所需掘进工程量、掘进速度、编制工程进度计划确定。如后退式回采T准二(H/Vh+L石/V石+L平/V平+t采准)/12H-阶段高度L石-石门长度L平-阶段巷道一翼全长t采准-采区准备时间V-相应掘进速度T准准太长,可平行掘进,快速掘进、多工作面作业,否则调整生产能力。(二)用经济合理的矿山服务年限校

11、验矿山生产能力1、经济合理的矿山企业生产能力(不单独用,只能对已定规模进一步校验)工业储量一定时,生产能力规定过大大型设备,增加相应构筑物,大断面,增加投资,固定资产提前报废。生产能力规定过小构筑物过早报废,增加巷道维护和排水费。资金有时间价值,产量大,资金回收快,产量小,资金回收慢,支付利息增加。经济理论上讲,最合理的矿山生产能力,要使矿山企业采出一吨矿石的总成本费最低参见P46表3-20特殊情况可适当缩短其服务年限,增大矿山生产能力,P47上,2、矿山企业服务年限矿床的工业储量作为设计的基础必经有一定的高级储量和大部分C级储量(完成多少 勘探工程)大中型黑色金属矿山,高级储量15-20%大

12、中型有色金属矿山,高级储量5-10%小型黑色矿山和有色矿山,可用C级作为设计基础当井田中工业贮量Q 一定时,矿山服务年限随生产能力增大而缩短平均矿山企业计算服务年限T 计二QK / (A (1-P )Q一工业矿床贮量K一工业矿石总回收率P一矿石总贫化率P46表 3-20勘探可靠贮量确实时,企业实际存在年限要比计算的服务年限长。原因是(1)开始产量上升后期产量下降(2)贮量升级或获得新贮量(3)采矿加工技术改善,减少了损失降低可采品位(2)、(3)很难估计,就(1)讨论如下:T实=T上+| T正+T下T上一投产到达产时间T正一按设计能力正常生产时间T下一矿山未期产量下降的时间T实=T正+ ( T

13、上+T下)/2T正不应少于的T实2/3 (实际服务年限的2/3)T上一大型矿山3-5年,中小型矿山1-3年T下一一般3-5年,小型矿山100-20017日,7年以上300-50017日,10年以上3、矿山企业年生产能力的分配一个矿山有几个同时开采的井田,或一个井田有数个同时生产的坑口或同时开采的矿脉 时,考虑贫富大小兼顾,回采顺序合理后,分配生产能力。一般按贮量比例分配。Ai/Qi = A2/Q2= A3/Q3A/QT尸QiKi / (A, (1-P 1)A=A1+A2+A3+Qi,Q2, Q3各坑口(矿脉)的工业储量Ai,A2, A3各坑口(矿脉)应分配的生产能力Ti,T2, T3,一各坑口

14、(矿脉)的计算服务年限思考题1、确定矿山生产能力的意义2、影响矿山生产能力的因素3、简述确定技术上可能矿山生产能力的方法4、简述矿山生产能力的检验方法5、P49作业题6、简述合理开采顺序7、如何确定有效矿块数8、接合理开采顺序同时回采矿块数确定矿山生产能力的计算方法及各符号意义第四章 阶段平面开拓设计从开拓巷道的空间位置来看,矿床开拓分为立面开拓和平面开拓。立面开拓主要是确定 竖井、斜井、溜井、通风井的位置、数目、断面的大小和形状以及与它们相联接的矿石破碎 系统和转运系统等。平面开拓主要是确定阶段开拓巷道的布置(包括井底车场和胴室)和井 口运输线路的布置等。阶段开拓需开掘一系列巷道如井底车场、

15、石门、阶段运输巷道,采准巷道及备种碉室等, 将矿块和井筒等开拓巷道连接起来,从而形成完整的运输通风排水系统,以保证将矿块中采 出的矿石运出地表,将材料、设备运送至工作面,从进风井进来的新鲜风流顺利流到各工作 面,给井下工人造成良好的工作环境,将地下水及时排至地表,以保证工作人员安全出入。阶段平面开拓设计主要解决矿石运输,并满足探矿,通风、排水等要求,阶段运输巷道 布置,是否合理、影响井下人员的安全和工作条件,开拓工程量的大小、运输能力及矿块的 生产能力。第一节阶段运输巷道的布置一、阶段运输巷道布置的影响因素和基本要求1、满足阶段运输能力的要求保证能将矿石运至井底采场,并留有一定余地2、矿体厚度

16、,矿石和围岩的稳固性矿体厚度小于4-10米,一条沿脉巷道10-25m 一条(或两条)下盘沿脉巷道加穿脉或两条下盘沿脉巷道加联络道极厚矿体多采用环形运输。可能的条件下布置在围岩中,有利于掘进平直巷道、巷道维护和矿柱回采。3、贯彻探采结合的原则4、考虑所采用的采矿方法(矿柱回采)崩落采矿法一般需设计脉外巷道,而且主要布置在下阶段崩落界线以外,以保证下阶段 开采时作回风巷道,其它采矿法不一定要布置脉外巷道,止匕外,矿块沿走向或垂直走向布置 以及底部结构等决定了矿块装矿点的位置,数目及装矿方式5、符合通风要求阶段运输巷道的布置应有明确的进风与回风线路,尽量减少转弯,避免巷道断面突然扩 大或缩小,以减少

17、通风阻力,并要在一定时期的保留阶段回风巷道。6、系统简单,工程量少,开拓时间短,要求巷道平直、布置紧凑,一巷多用。7、其它技术要求,如涌水量大,矿石中含泥较多,则放矿溜井装矿口应尽量布置在穿 脉巷内,以减少主要运输巷道被泥浆污染。二、阶段运输巷道的布置形式视大、中、小型矿山生产规模及矿床产状和选用的采矿方法等条件而定。1、单一沿脉平巷布置(薄或中厚矿体,4-10米)脉内、脉外,单线会让式,双线渡线式(生产能力增大时)P53 图 4-1脉内:探矿作用,装矿方便,顺便采出矿石,矿体沿走向变化较大时,对运输不利,适 于规则中厚矿体,产量不大,勘探不足,矿石品位低,不需回收矿柱。脉外:矿石稳固性差,品

18、位高,围岩稳固,有利于巷道维护,减少矿柱损失。极薄矿脉, 使矿脉位于断面中央,以利于掘进时适应矿脉变化,如矿脉稳定,主要考虑巷道维护,应布 置在围岩稳固的一侧。2、下盘双巷和联络道(即下盘环形式或折返式)布置图4-2,(中厚,厚矿体)10-25米3、脉外平巷加穿脉布置(图4-3)(厚矿体,阶段生产能力在60-150万吨/年)4、上下盘沿脉巷道加穿脉布置(环形运输布置)规模大的厚和极厚矿体和几组相平行矿体中,阶段生产能力可达150-300万吨/年,最 大为800-1000万吨/年 图4-45、平底装平布置图4-5无轨装运设备装岩机一矿车铲运机一溜井三、主运输水平主运输水平是以解决矿石运输,到满足

19、探矿、通风和排水等要求,根据运输系统的布置 分为集中运输水平和分散运输水平。集中运输水平是地下矿山集中运输矿石的水平,除本水平的矿石以外,还要集中上部各 辅助水平的矿石,它的高度大于矿块高度并为它的整数倍,多用箕斗提升或主平碉开拓的大 中型矿山。优缺点见P55分散运输水平是地下矿山每个阶段或中断内矿石都直接通过井筒或平胴运出地表,多用 于罐笼提升或多阶段平胴开拓的中小型矿山,阶段储量大,生产时间长的大型矿山也可采用。优缺点P55实例第二节阶段运输巷道中的线路金属矿山井下运输有运输机运输(皮带运输机)、无轨运输,有轨运输主要采用轨道运输它又分为人力运输、自溜运输和机械运输,机械运输又分为机车运

20、输和钢绳运输。与钢绳运输相比、机车运输有如下优点:(1)运量和运距变化时,只增减机车台数即可满足要求。(2)机车运输能适应弯道,支线多等复杂运输条件(3)可兼作其它运输工作机车运输是目前井下运输的主要形式,由线路和车辆组成。一、轨道的一般知识:1、对轨道的基本要求(1)平直,坡度比较一致(2)兼顾工程量,尽量采用较大曲率半径(3)轨道敷设,坚固,并有一定弹性(4)线路纵向、横向具有一定坡度,以便排出积水。2、轨道的组成(图4-7P58)(1)道轨:承托并引导车轴,基本形状为工字形,上部肥厚耐磨,下部宽大稳定,材7)矿山机械设备8)电气部分9)建筑部分10)概算或预算部分。思考题1、简述矿山企业

21、设计程序2、简述初步设计的主要内容质为含碳量0.25-0.6%的中碳钢,用单位长度重量公斤/米表示类型,矿用轻型有8、11、 15、18和24公斤/米,重型有33、38公斤/米,车组重、速度快、行车次数频繁可采用较 重轨型 (表4-1)或设计手册或估算q=5+Qpp一机车轴重吨Q一系数取2.5(2)轨枕:承受钢轨载荷,传递到大面积道硝,阻止钢轨移动,缓冲震动。轨枕有木质、金属和钢筋混凝土等三种枕木弹性好,但可燃易腐朽钢筋混凝土,强度大,不怕井水腐蚀枕木厚度、间距与轨型关系,表4-2, 4-3钢轨接头处悬空,枕木间距小(3)道磴,承受轨枕压力,均匀分布于路基,减少行车震动,调整底板不平和枕木厚

22、度不一,阻止轨枕移动,并有利于排水。块度为20-40毫米水平或10以下而查厚不小于150mm,枕木不小100mm上部须埋住轨枕厚度的1/2或1/310 25轨枕放在横向沟槽内,枕下大于50 mm厚道脩大于25防滑措施,没有道喳,厚胶皮、垫板(4)连接件 道钉 垫板 鱼尾板等。道钉钉入枕木垫板增加轨枕受压面积,连接内外侧道钉,分为平行、楔形,使钢轨向内侧倾斜,可增 大车轮踏面与轨头接触面积。钢轨接头处、曲线段和有道岔的地方均应敷设垫板。鱼尾板一连接钢轨,井下为四孔扁平鱼尾板,采用架线电机车时,钢轨是电流的一条回 路,为减少电阻,钢轨与鱼尾板接触处连接有导电铜片或焊接一段铜线。3、轨距见图4-8

23、P60轨距,轮距标准窄轨轨距600、762、900二、弯曲轨道车辆在弯道上运行与直线运行不同,要求有合理的弯道曲率半径,加宽轨距,抬高外轨, 加宽双轨中心线和加宽巷道。1、弯道回率半径。车辆弯道行驶,由于惯性作用,前轴外轮以“角不断碰撞钢轨一碰撞角,一碰撞角越大, 行车阻力越大,根据max求RuinR,nin=Sz/ (2Sin(l)max)=c SzSz一车辆轴距巾一碰撞角C取决于速度,人推车(VL5米/秒)C27,机车牵引(VL5米/秒)C210道岔率变径固定,弯道曲率半径和道岔相差不亦过大。为8-10米至15-20米。P61 图 4-92、轨道加宽两个轴都进入弯道后,轮轴中心线与轨道的中

24、心线斜交,前轮外轮挤压外 轮B,后轴内轮挤压内轮C,增大行车阻力,可能挤死或掉道,只能加宽轨距。ASp=0.18Sz2/R (或见表 4-4)R一弯道中心线的曲率半径。上式适于车轴车体不发生相对运动的两轴车辆,以于车体长、车容较大的四轮车辆,由 于前面两根轴和后面两根轴分别固定在前后两个转向架上,参见有关手册。轨距加宽是外轨不动,内轨向中心线方向移动(内轨法)从直线部分开始,逐渐加宽到 起点(或终点)达到加宽数值,轨道加宽的递增距离。XK= (100-300) ASp3、外轨超高车辆弯道上运行,由于离心作用,外轮轮缘向外轨挤压,增加磨损和阻力,重则翻车, 所以抗高外轨。根据图4-11得H0=S

25、gv2/(gR),或参照表4-5抗高外轨的办法,是增加外轨下面道硝厚度道硝厚度是从直线部分逐渐增加的,到弯道起点(或终点)外轨已抬高到规定的数值,般抬高坡度为3%o-lO%o,抬高段长度X=(100-300) Ah为了施工方便,外轨抬高,轨距加宽递增距离一致,并取大者。4、巷道加宽和双轨中心距加宽图 4-12(1)巷道加宽(弯道行驶,车箱向外支出距离比直线段大)巷道外侧加宽距离 Ak(L2-Sz2)/ (8R)原理见书巷道内侧加宽距离为 A2=Sz2/(8R)L车箱长Sz-轴径两轴车辆&可忽略,四轴&较大见图4-12及P64(2)双轨中心距加宽双轨弯道,内侧线路车轴外移加,外侧内移A2A3 =

26、Ai+A2=L2/ (8R)5、弯道的参数图 4-13曲线中心点0,曲线半径R,曲线对应的圆心角(曲线转角)a,曲线弧长L,切线长T。L= (nRa) / 1 8 0 =0.01745RaT=Rtg(a/2)曲线的起点和终点,应在平面图上标出来,它是计算线路标的主要坐标点。三、道岔使矿车由一条线路顺利转向另一条线路。1、道岔的结构图 4-14岔尖:紧贴基本轨一侧,引导车辆转线基本轨:左基本轨和右基本轨辙岔:使车辆在两条线交叉处沿一条该走线路通过。随轨(弯轨)联接岔尖与辙岔护轮轨:防止车轮过辙岔时脱轨转辙器:操纵岔尖靠左基本轨或右基本轨有手动、弹簧和自动几种2、辙岔号码:(图4 1 5 )辙岔中

27、心角决定着道岔长度和曲率半径,辙岔中心角越大, 曲率半径和道岔长度越小,阻力越大,用辙岔中心角来划分和表示道岔号码,能大致反映道 岔结构特点。M= 2 tg(a/2)= BC / AE矿山常用道岔号码为1/3、1/4、1/5辙岔中心角越大,道岔曲率半径长度越小,阻力越大。3、道岔标号:为反映道岔全部内容辙岔号码、轨距、轨型、道岔的允许最小曲率半径,道岔转向等,综合在一起,反映道 岔全部内容,就是道岔标号。924-1/4-12 (右)900-轨距 24-轨型1/4-辙岔号码12-弯轨曲率半径。右侧单开道岔,查手册可知有关标准型号4、道岔的表示方法:图4.16舍掉道岔结构和道岔内轨道中心线实际情况

28、,只能表示道岔影响轨道平面尺寸部分,单 线表示如辙岔中心点O的实际位置,辙岔角a,从道岔起点到辙岔中心距离a和道岔终点到 辙岔中心的距离b。5、警冲标:图4-17允许停车界限标,防止与相邻线路车辆碰车。它与道岔转辙中心的距离C单开道岔 C = ( 2 E ) / ( 2 tg(a/2)2 E一线路中心线间距(车辆最大宽度加安全距离)3 tg(a/2)一辙岔号码对称道岔 C= ( 2 E) / ( 2 sin(a/2)警冲标也常作为运输线路划分区间的标志(5)渡线道岔6、道岔的分类及选型:图4-18(1 )右向单开道岔(2 )左向单开道岔经组合形成(6 )三角道岔(3)对称道岔(7 )梯形道岔道

29、岔选型取决于线路布置,需要同时考虑轨距、轨型、轴距、运行速度等。见P68例 子。四、轨道线路的连接任何线路都是由直线段和联接它们的曲线段和道岔组成的,它们之间的不同组合就构成 了具有各种不同的线路联接的运输系统,复杂运输系统中,联接点数目多,类型多。运行联接计算的目的,在于确定线路的平面尺寸,从而绘制运输线路的平面图。1、曲线和道岔的联接图4-19在道岔范围内,外轨不能超高,轨距也不能加宽。为了保证曲线段外轨超高和轨距加宽, 必须在道岔和曲线段之间,加上一段插入段d, d的长度一般应大于或等于外轨超高和轨距 加宽的递增(或递减)距离Xg,如果由于某种原因,如空间不允许或为了尽量缩短巷道长 度,

30、不希望加入较长的插入段,也可在曲线本身范围内,逐渐地垫高外轨和加宽轨距,此时 道岔和曲线间,允许插入一个最小插入段,把二者紧密联结起来,dmin应为200-300毫米。图 4-192、单向分岔联接:相交的两条线路通过单开道岔联接起来,多用于巷道分岔外图 4-203、双线单向联接(单双轨单向联接)用单开道岔将单轨线路过渡成双轨线路多用于单轨线路中调车场和井底车场中材料支 线。图 4-21根据d值大小判断是否有实现联接的可能性,dN200-300毫米联结是可能的d不满足要求,可增加轨距,选小号道岔4、双线对称联接(单双轨对称联接)用对称道岔在直线段,将单轨线路过渡成双轨线路的一种联接方式,多用于罐

31、笼马头门d2200-300毫米 联接可能 图4-223、4联接不可能时,可加大双轨中心线间的距离或者选用标号更小的道岔。5、单向道岔与双弯道联接(单双轨斜联接)单轨线路过渡成双轨线路,并且单轨线路与双轨线路的中心线斜交。一般先取d2=200-300毫米(内侧插入段)联接系统尺寸若dlN200-300毫米,联接可能,继续求。若dlv200-300毫米,则取d 1=200-300毫米重新计算应有的S值,并根据新的S值重新计算n、m值图 4-236、三角道岔联接,多用于运输石门与运输沿脉平巷的联接图 4-24取 d 1 = d2= d4=200-300 毫米,a2=(X4三角道岔联接尺寸如下:若(1

32、32200-300毫米,联接是可能的,若d3200-300mm,则必须从左部开始重新计算(取d3=200-300mm)一般只把d4放在B为锐角的一面,一般不会重算B=90。时,这种联接方法就成了对称三角道岔联接。7、线路平移的联接已知线路向一侧平移S距离图 4-25鱼尾板长五、线路平面设计1、线路纵剖面图:沿线路中心线纵向剖开展直后在立面上投影叫做线路的纵剖面,线路纵剖面的起伏变化, 用线路坡度展示。线路坡度是纵剖面上两点高差与其间距之比图 4-26通常以千分数表示2、等阻坡矿山运输重截单向运行 我们可以从采场装矿站到井底车场或卸矿站之间掘或一定下坡, 使重车下坡,减少行车阻力,卸载后空车返回

33、装矿站时走上坡增加阻力,但增加阻力不大, 这样可使空车上坡和重车下坡的阻力相等。这样一个坡度称为等阻坡,一般井下矿山的等阻 坡为3%。左右,所以矿山线路设计坡度通常取3%。-5%。,坡度计算公式为一等阻坡度。一机车重,吨一重车车组重量(不包括机车)吨一空车车组重量(不包括机车)吨一重列车基本阻力系数公斤/吨一空列车基本阻力系数公斤/吨由上式算得的等阻坡必须满足排水坡度的要求。思考题1、简述阶段平面开拓及意义2、简述影响阶段运输巷道布置的因素3、阶段运输巷道的布置形式和适用条件4、主运输水平的布置方式及优缺点5、车辆弯道运行有何要求6、辙岔号码和道岔标号7、自溜坡的含义8、阶段运输巷道中线路对轨

34、道的基本要求9、阶段运输巷道中,轨道线路联接的基本形式有哪几种第五章竖井井底车场第一节竖井井底车场形式注:主井为箕斗井,另设提升副井,另掘风井,主井为罐笼井兼入风井,另布专为排风 的通风井。P75 图 5-1井底车场连接着井下运输与井筒提升,矿石、废石、材料和设备等都要经由这里转运, 因此要在井筒附近设置储车线、调车线和绕道等。此外井底车场也为升降人员、排水以及通 风等工作服务,所以相应地在井筒附近设置一些洞室,例如水泵房与水仓、井下变电站、侯 罐室等。井底车场就是这些巷道和胴室的总称。一、井底车场的线路和胴室1、井底车场线路(巷道)(1)、储车线路:是容纳空重车辆的专用线路,包括主井的重车线

35、与空车线,副井的重 车线与空车线,以及停放材料车、人车等的支线。(2)行车线路,即调度空重车辆的运行线路,如连接主副井的空重车线的绕道,调车 场支线和供矿车进出罐笼的马头门线路。(3)辅助线路,如通往各胴室的及胴室内的专用线路等。2、井底车场胴室根据提升、运输、排水和升降人员等项工作的需要,井底车场内设置各种胴室,其布置 主要取决于碉室的用途和使用上的方便。如与主井提升有关的翻笼胴室、贮矿仓、箕斗装载碉室、清理撒矿洞室及斜巷等,须设 在主井附近适当位置,副井系统的砸(室一般有马头门、水泵房、水仓、变电室及侯罐室等, 此外,还有车线进口附近的调度室,设在便于进出车地点的电机车库及机车修理洞室等。

36、(图 5-1)二、井底车场形式接提升设备:罐笼井底车场,箕斗井底车场,罐笼箕斗混合井底车场按服务井筒数目:单一井筒开底采场,多井筒(主副)的井底车场按矿车运行系统:尽头式井底车场,折返式,环形式。按主副井储车线垂直、平行或斜交主要运输巷道,环形车场又可分为立式、卧式和斜式 三种(立式、卧式、斜式)图5-21、尽头式井底车场用于罐笼提升,特点是井简单侧进、出车,空、重车的储车线和调 车场均设在井筒一侧,从罐笼拉出空车后,再推进重车,通过能力小,多用于小型矿山或副 井的布置 图5-2a2、折返式井底车场,井筒或卸车设备(如翻车机)的两侧均敷设线路,一侧进重车, 另一侧出空车,空车经另外敷设的平行的

37、折返线路从原线路变换矿车首尾方向返回,当岩石 稳固时,可在同一条巷道中敷设平行的折返线路,否则需另行开掘平行巷道。图 5-2 b3、环形井底车场,一侧进重车,另一侧出空车,由井筒或卸车设备出来的空车,经由 储车线和绕道不改变首尾方向返回,形成环形线路图5-2c大中型矿井,由于提升量大,可分别开掘主副井筒,且为了便于管理,主副井常集中布 置在井田的中央。可布置成主井双箕斗副井双罐笼混合井双环形井底车场。图5-3b为了减少井筒工程量及筒化管理,在生产能力允许条件下,可用混合井代替双井筒,即 用箕斗提升矿石,用罐笼提升废石、运送人员和材料、设备等,可布置成双箕斗单罐笼混合 井环形折返式(图5-3a)

38、或双箕斗单罐笼混合井、折返一尽头式井底车场(图5-3c)三、井底车场形式的选择选择合理的井底车场形式和线路结构,是井底车场设计中的首要问题。影响选择井底车 场的因素很多,如生产能力、提升容器类型、运输设备和调车方式、井筒数量、各种主要胴 室及其布置要求、地面生产系统要求、岩石稳固性以及井筒与运输巷道的相对位置等。矿井生产能力大的应选用通过能力大的形式。年产量30万吨以上的可采用环形式或返 式车场,10-30万吨/年可采用折返式车场,10万吨/年以下可采用尽头式车场。箕斗提升时,固定式矿车用翻车机卸载,年产量较小的可用电机车推顶矿石列车进入翻 车机卸载,卸载后立即拉走,亦即采用经原进车线返回的折

39、返式车场(图5-2b下),在阶段 产量较大并用多电机车运输时,翻车机前可设置推车机或采用自溜坡,此时可采用另设返回 线的折返式车场(图5-2b中)第二章矿山投资效果可行性研究及计算第一节概述经济计算是矿山投资可行性研究的核心,是为了避免建设项目决策的失误,提高建设投 资的综合经济效益,是银行贷款文件的可靠凭证,是设计任务书的主要依据。失误的后果见 书第二节矿山投资项目可行性研究经济评价的一般原则(一)贯彻党的方针政策(二)技术手段落实可靠(三)经济资料准确(四)采用指标体系综合论证从不同侧面综合阐术技术方案的特征和优势(五)注意矿产资源利用和保护不可再生、最大限度合理利用(六)注意方案的可比性

40、几个方案比较要做到目标一致,经济计算的范围一致、设计工作深度一致,采用指标的 内容一致。第三节矿山投资项目和资金来源一、建设项目下列项目须进行可行性研究和投资预算。(一)新建矿山(二)扩建项目(三)改建矿山(四)迁移厂址的建设项目(五)恢复项目(六)更改项目二、投资来源(一)国家、地方拔款或贷款(二)国家、地方各种专项资金贷款(三)合资、合营、联合项目的投资(四)利用外资(五)企业单位自筹资金(六)各种集资公司投资第四节 矿山投资项目的企业经济评价包括一、编制现金量表计算项目贴现收益率提供项目经济效果状况。二、编制资金平衡预测表计算贷款偿还期和投资回收期,评价项目财务可行性和经济效果。当采用罐

41、笼井并兼做主副提升时,一般可用环形车场(图5-2c上),但产量小时也可用 折返式车场(图5-2b上),副井采用罐笼提升时,根据罐笼数量和提升量大小确定车场形 式。如为单罐且提升量不大时,可采用尽头式井底车场。当采用箕斗一罐笼混合井(图5-3a c),或者两个井筒(一主一副)集中布置时,应采 用双井筒的井底车场。在线路布置上须使主副井提升的两组运输线路相互结合,如在调车线 的布置上考虑共用,主提升箕斗井车场为环形时,副提升罐笼井车场在工程量增加不大时可 使罐笼井空车线路与主井环形线路连接,构成双环形井底车场。总之,选择井底车场形式时,应在满足生产能力要求的条件下,尽量使结构简单,这样 可节省工程

42、量管理方便,生产操作安全可靠并易于施工维护。第二节井底车场线路平面布置一、井底车场储车线图5-4确定合理的储车线长度很重要,储车线短,储存车辆过少,将使提升与井下运输彼此牵 制过大,影响提升的生产能力,相反,过长时一,使车场内的调车时间增加,也降低生产能力, 同时增大开拓工程量,浪费投资(只要能满足要求,太长没有用)。主副井空、重车线的储车线长度可按下式计算L=Knli+l2+13L一储车线长度11一矿车长度b一电机车长度13一考虑电机车停车(制动)而增加的长度,8-10米n一列车的矿车数K储存系数储车系数K,根据主井、副井、提升设备类型、生产能力以及提升运输的不均衡性等确 定,主井、产量大和

43、不均衡性大的储车线要采用较大的K值,罐笼井的要比箕斗井的大些, 使用自卸矿车和不摘钩的翻笼卸载的固定式矿车的箕斗井,它的空车线长度可短些,此时可 取 K41-L2根据实践 主井空、重车线 取K=L5-2.0副井空、重车线取K=L1-L5副井也提升一部分矿石时副井的重车线长度要比空车线长度大些,因为副井重车线有可 能储存重矿车,废石车和空材料车等。储车线的起止点列于表5-1调车支线的长度一般取一列车长度再加上停车长度(8-10米)材料线长度一般6-8个矿 车长度,随到随走也可以不设专用支线。二、马头门的平面布置图5-6马头门线路是罐笼井井底车场线路的一个重要组成部分。平面布置主要根据操车设备及对

44、行车速度(坡度)要求确定1、操车设备:对矿车进罐卸载和对矿车行止控制(1)卸载设施 箕斗提升: 固定式矿车一翻车机自卸矿车一侧卸曲轨一底卸托轨(2)推车机:推送矿车进罐笼或翻车机钢绳推车机气动推车机(3)阻车器:阻止矿车运行,并使之停在指定地点。分单式阻车器和复式阻车器,(复 式阻车器操车时,两对轮挡一开一闭,期间可放一辆或两辆矿车,即为每次放出的矿车数), 设在需要摘钩卸载的重车线上和进入罐笼的重车线上。进双罐的重车线上,两种阻车器均设 置。设单式阻车器是为了防止矿车掉入井筒,同时便于推车机从距井筒最近的固定位置上推 车。复式阻车器为了分解列车,通过分车道岔轮流地分配给双道的单式阻车器。单罐

45、提升时 因进罐车线为单线,只设一个复式阻车器即可。(箕斗井也是一个复式阻车器(图5-4a)(4)罐笼的承接装置罐座:设在罐笼底部承托罐笼的承接装置罐托:易产生獭罐,仅在最下一个阶段井底车场使用。摇台:自井口线路向罐笼搭接的承接装置,允许停罐位置有一定变化。稳罐装置:钢丝绳罐道时须设稳罐装置,以保证进出车时罐笼的稳定,一般均与摇台联 动,配合使用托罐机,与多绳提升配套,当罐笼停在低于进车水平时,托罐机托起罐笼内框 架以达到进出车水平,换车后再恢复原位,能减少调绳工作。(图5-5)(5)分车器(自动分连道岔)用于罐笼进车线上,它可将矿车由储车线的单道轮流分道至井口双道上,常用的是轮压 式分车器。(

46、6)爬车机:补偿自溜坡损失高差,减少绕道长度,以链式最多2、线路计算在选定操车设备之后,便可进行马头门线路的平面布置计算,双罐笼提升,操车设备有 摇台,单式阻车器和复式阻车器,马头门线路布置如图5-6a,各段线路长度计算方式如下(1)单式阻车器轮挡至罐笼中心线的距离A=Lo/2+L1+L3+L2Lo一罐笼底板长度Li一摇台活动轨长度L3一摇台基本轨长度L2一单式阻车器轮挡至摇台基本轨末端距离。Li一对称道岔联接系统始点到阻车器基本轨末端。(2)为便于安装阻车器和满足矿车停放要求,单式阻车器轮挡到对称道岔连接系统末 端的距离。bBSzh+DM2 bk bj + bj Szh一矿车最大轴距D一矿车的车轮直径L一阻车器轮挡到阻车器基本轨末端长度一般取 b42000mm(3)复式阻车器前轮挡至对称道岔基本轨起点的距离b2,要保证复式阻车器的基础不 妨碍敷设对称道岔,一般取

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