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河南理工井巷工程课程设计

爆破及井巷工程课程设计设计题目:某煤矿年设计能力为90万,为低瓦斯矿井,采用中央分列式通风,其最大涌水量为300m3/h。

通过该矿第一水平翼运输大巷的涌量为160m3/h,采用ZK10--9/550架线式电机车牵引3t矿车运输。

大巷穿过的岩层为中等稳定,岩石的坚固性系数F=4~6,大巷需通的风量为28m3/s。

巷道内敷设一趟直径为200mm 的压风管和一趟直径为100mm的水管。

试设计该运输大巷直线段的断面及掘进施工爆破参数等。

在双轨左侧设有一交岔点,连接与该大巷垂直的一条平巷。

机车的运行速度为5m/s,交岔点材料石砌碹支护。

试对该道岔点进行设计。

第一章巷道断面及支护支架第一节选择巷道断面形状年产90万吨矿井的第一水平运输大巷,一般服务年限在20年以上,采用900mm规矩的双轨运输大巷,其净宽在3m以上,又穿过中等稳定的岩层,故选用钢筋砂浆锚杆和喷射混凝土支护,巷道为半圆拱形断面。

第二节巷道断面尺寸的确定(一)确定巷道净宽度B查表3-1可知ZK10--9/550电机车A1=1360mm、高h=1550mm;3t矿车宽1200mm 高1400mm。

根据《煤矿安全规程》,取巷道人行侧道宽840mm,非人行道一侧宽a=400mm。

又查表6-1-4,知本巷双轨中线距离b=1600mm,则两电机车之间的距离为1600-(1360/2+1360/2)=240mm故巷道净宽度B=a1+b+c1=(400+1360/2)+1600+(1360/2+840)=4200mm.(二)确定巷道拱高 h0半圆拱形巷道拱高h0=B/2=4200/2=2100mm.半圆拱半径R= h0=2100mm.(三)确定巷道壁高h31.按架线电机车导电弓子要求确定h3由表6-1-5中半圆形巷道拱高公式得h3≥h4+hc-212)()(bKnR+--式中,h4为轨面起电机车架线高度,按《煤矿安全规程》取h4=2000mm;hc为道床总高度。

查表6-1-1选30kg/m钢轨,再查表3-7得hc=410mm,道渣高度hb=220mm;n为导电弓子距拱璧安全距离,取n=300mm;K为导电弓子宽度之半,K=718/2=359,取K=360mm;b1为轨道中线与巷道中线的距离,b 1=B/2-a1=4200/2-1080=1020mm.故h3≥2000+360-2)^1020360(2)^3002100(+--=1204mm2.按管道装设要求确定h3h3≥h5+h7+hb-2)^22/(2^bDmKR+++-式中,h5为渣面至管子底高度,按《煤矿安全规程》取h5=1800mm;h7为管子悬吊件总高度,取h7=900mm;m为导电弓子距管子间距,取m=300mm;D为压气管法兰盘直径,D=335mm;为轨道中线与巷道中线间距,b2=B/2-C1=4200/2-1515=585mm.故h3≥1800+900+220-2)^5852/335300360(2^2100+++-=1366mm3.按人行道高度要求确定h3h3≥1800+ hb-2)^(2^jRR--式中,j为距巷道壁的距离。

距壁j处的巷道有效壁高不小于1800mm.j≥100mm,一般取j=200mm。

h3≥1800+220-2)^2001800(2^1800--=1195mm综上计算,并考虑一定的余量,确定本巷道壁高h3=1500。

则巷道高度 H=h0 + h3 – h b=1500-200+2100=3400mm。

(四)确定巷道净断面面积S和净周长P由表3-8得净断面积S=B(0.39B+h2)式中,h2为道渣面以上巷道的壁高,h2=h3-hb=1500-200=1300mm故S=4200*(0.39*4200+1280)=12255600mm2=12.3m2净周长P=2.57B+2h2=2.57*4200+2*1280=13354mm=13.4m.(五)道床参数的选择根据本巷道通过的运输设备,选用30kg/m钢轨,其道床参数hc、hb分别为360mm,200mm,道渣面至轨面高度ha=hc-hb=360-200=160mm.采用钢筋混凝土轨枕。

(六)道岔交岔点平面尺寸:1 水平巷道的设计水平巷道选用半圆拱形断面。

这里主要计算水平巷道的净宽。

查表3-1可知ZK10--9/550电机车A1=1360mm、高h=1550买卖;3t矿车宽1200mm 高1400mm。

根据《煤矿安全规程》,取巷道人行侧道宽840mm,非人行道一侧宽a=400mm。

本巷道轨道布置为单轨,故巷道净宽度:B=a1+c1=(400+1360/2)+(1360/2+840)=2600mm.2 道岔交岔点平面尺寸为满足矿井井下运输、管线布置、通风、行人和安全的要求,巷道交岔点的布置和断面尺寸设计如下:由机车型号ZK–9/550、3t固定式矿车,根据表6–2–1选ZDK930/6/30单开道岔,查表5–1–9得a=5160mm,b=6940mm,辙叉角α=9°27′44″。

支巷对主巷的转角δ=90°。

交岔点道岔处的中间断面应加宽,在非分岔一侧加宽250mm,分岔一侧加宽150mm。

主巷加宽段净宽B1=B+250+150=4200+250+150=4600mm,其轨道中心线至边墙的距离b1=a1+150=(1360/2+400)+150=1230mm。

主巷的净宽为B 2=B=4200mm ,主巷的轨道中线至柱墩一侧边墙的距离为b 2=a 1=1360/2+400=1080mm 。

曲线巷道的净宽B 3=B+Δ1+Δ2+ΔSp=2600+100+100+7=2807mm.取B 3=2810mm.其中,查表6-1-10和6-1-11取Δ1=Δ2=100mm.查表6-1-14ΔSp=7mm.曲线巷道的轨道中线至柱墩一侧边墙的距离为b 3=(1360/2+400)+100=1180mm. 柱墩的宽度为500mm ,轨道的曲率半径R=30000mm 。

根据表6–2–3计算公式得:曲率中心O 的位置距基本轨中心线的纵轴长度H=Rcos α+bsin α=30000cos9°27′44″+6940sin9°27′44″=30609mm 。

曲率中心O 的位置距离基本轨起点的横轴长度J=a+bcos α-R sin α=5160+6940cos9°27′44″-30000sin9°27′44″=7074mm 。

曲率中心O 与支巷起点T 连线OT 与O 点到主巷中心线的垂线的夹角θ=arccos 32500b R b H +--=arccos 118030000500108030690+--=20°59′42″。

基本轨起点至变断面终点的水平距离P=J+(R- B 3+ b 3)sin θ=7074+(30000–2810+1180)sin20°59′42″=17239mm 。

交岔点最大断面宽度WM =22NM WN +,式中,WN =B 3cos θ+500+ B 2=2810cos20°59′42″+500+4200=7323mmNM = B 3sin θ=2810sin20°59′42″=1007mm故WM =2210077323+=7392mm 。

曲率中心O 的位置距离辙岔点的横轴长度为DD = bcos α- Rsin α= 6940cos9°27′44″-30000 sin9°27′44″=1914mm 。

自辙岔点至柱墩面的距离l 1=(R+ b 3)sin θ+D=(30000+1180)sin20°59′42″+1914=13085mm 。

自基本轨起点起至柱墩面的距离L 1= l 1+5000+5000=13085+10000=23085mm 。

为了计算交岔点的变化,需确定斜墙WQ 的斜率i 0,先按预定的斜墙起点(即变断面起点)求算斜率i 0,然后选用与它最相近的固定斜率i ,即: i 0=PB WN 1250-+=1723946002507392-+=0.177根据i 0的值,选取i=0.2 故断面变化段水平距离L 0=iB WN 1-=2.046007323-=13615mm于是,变断面的起点至基本轨起点的距离: y= L 1- L 0-NM =23085-13615-1007=8463mm 。

第三节 风速校核巷道净断面积由式3-9校核巷道净断面面积值查表6-1-7,知Vmax=8m/s 已知通过大巷风量Q=28m 3/s ,代入下式 V=Q/S=28/12.3=2.28≤8m/s设计的大巷断面面积,风速每超过限定,可以使用。

第四节确定支架规格年产90万吨矿井的第一水平运输大巷,一般服务年限在20年以上,其净宽在3m 以上,又穿过中等稳定的岩层,故选用钢筋砂浆锚杆和喷射混凝土支护。

第五节 巷道水沟尺寸选择及管线布置已知通过本巷道的水量为300m 3/h,现采用水沟坡度0.4%,查表3-11得:水沟深450mm 、水沟上下宽均为500mm,水沟净断面积0.225m 2 ,水沟掘进断面面积0.272m2 ,每米水沟盖板用钢筋2.036kg,混凝土0.0323m3 水沟用混凝土0.152m3.管子悬吊在人行道一侧,电力电缆挂在非人行道侧,通信电缆挂在管子上方,管子悬挂高度为 2.0m,通信电缆与管子之间相距0.3m;电力电缆悬挂高度为2.2m,同压电缆相距50mm,高低压电缆之间相距100mm。

如附件图(巷道断面设计.CAD)所示:第六节确定巷道掘进断面积(一)选择支护参数本巷道采用锚喷支护,根据巷道净宽 4.2m、穿过中等稳定岩层即属Ⅲ类围岩,服务年限大于10a等条件,得锚喷支护参数:锚杆长2.05m,间距a=0.9m排距a’=0.8m锚杆直径d=18mm,喷射混凝土厚T1=80mm,锚杆外露长度T2=50mm. 故支护厚度T=T1=80mm。

由表3-8计算式得:巷道设计掘进宽度B1=B+2T=4200+2*80=4360mm巷道计算掘进宽度B2=B1+2ð=4360+2*75=4510mm巷道设计掘进高度H1=H+ hb+T=3400+220+80=3700mm巷道计算掘进高度H2=H1+ ð=3700+75=3775mm巷道设计掘进面积S1=B1(0.39B1+h3)=4360*(0.39*4360+1500)=13953744mm2取S1=14.0m2巷道计算掘进面积S2=B2(0.39B2+h3)=4510*(0.39*4510+1500)=14697639mm2取S2=14.7m2(二)计算巷道掘进工程量和材料消耗量由《煤矿安全规程》表6-1-62计算公式得:每米巷道拱与墙计算掘进体积V1==S2*1=14.7*1=14.7m3每米巷道墙角计算掘进体积V1=0.2*(T+ ð)*1=0.2*(0.08+0.075)=0.031m3每米巷道拱与墙喷射材料消耗V2=[1.57(B2-T1)T1+2h3T1]*1=0.7964m3每米巷道墙角喷射材料消耗V4=0.2T1*1=0.2*0.08*1=0.016m3每米巷道喷射材料消耗(不包括损耗量)V=V2+V4=0.7964+0.016=0.8124m3每米巷道锚杆消耗(仅拱部打锚杆)N`=[2(P`1/2M)+1]/M`式中,P`1为计算锚杆消耗周长,P`1=1.57B2=1.57*4.51=7.08m;M、M`为锚杆间距、排距,a=0.9,a`=0.8m.故P`1/2M=7.08/(2*0.9)=3.9333,故N`=(2*3.9333+1)/0.8=11.1根折合重量为 11.1*[(l+0.05)π(d/2)2 ρ]=11.1*[(2.05+0.05)*3.14*(0.018/2)2*7850]=46.46kg.其中,l为锚杆深度,l=2.05m,0.05m为露出长度;d为锚杆直径,d=18mm;ρ为锚杆材料密度,ρ=7850kg/m3.每排锚杆数为N`*0.8=11.1*0.8=8.88≈9根。

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