矿井通风与安全课程设计12805实用文档

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矿井通风与安全课程设计12805实用文档(实用文档，可以直接使用，可编辑优秀版资料，欢迎下载）矿井通风与安全课程设计姓名专业年级学号0．前言采矿工业是我国的基础工业，它在整个国民经济中占有重要地位，煤炭是我国一次能源的主体。我国煤炭生产以井下开采为主，其产量占煤炭总产量的95%。而地下作业首先面临的是通风问题,在矿井生产过程中要有源源不断的新鲜空气送到井下各个作业地点，以供人员呼吸，以稀释和排除井下各种有毒有害气体和矿尘，创造良好的矿内环境，保障井下作业人员的身体健康和劳动安全。向井下供应新鲜的空气和良好的供风系统是分不开的，所以在矿井建设的过程中一定要设计优良的通风系统,这样不仅可以满足井下供风的要求，还能很好的节约矿井通风的费用。本文是针对矿井的建设，提出了行之有效的通风系统，采用两翼对角式的通风方式，在采区采用轨道上山进新风，运输上山回污风的通风方法,并起在工作面采用上行通风。风别计算了通风容易时期和通风困难时期的风量和风压，并以此为基础选用了矿井主要通风机和电机，设计的通风系统满足了矿井通风的要求.值得一提的是，这是作者初次设计矿井通风系统，全凭自己的知识总结利用设计，没有拷贝别人的既成成果,难免会有一些不太妥当之处，敬请指教.一、矿井概况1．地质概况该矿井地处平原，地面标高+150m，井田走向长度5km，倾斜方向长度3。3km.井田上界以标高—165m为界,下界以标高-1m为界，两边以断层为界，井田内煤层赋存稳定,井田可采储量约1.08亿吨。井田有两个开采煤层，为、，在井田范围内，煤层赋存稳定，煤层倾角，各煤层厚度、间距及顶地板岩性参见综合柱状图1—1:图1-1综合柱状图2．开拓方式及开采方法矿井相对瓦斯涌出量为6.6,煤层有自然发火危险，发火期为16—18个月，煤尘有爆炸性，爆炸指数为36%。根据开拓开采设计确定，采用立井多水平上下山开拓,第一水平标高-380m,倾斜长为825×2m，服务年限为27年，因为走向较短，两翼各布置一个采区。每个采区上山和下山部分各分为五个区段回采.每采区各布置一个综采工作面和一个高档普采工作面，工作面长度150m，区段平巷及区段煤柱15m，综采工作面产量在煤层时为1620t/d，在煤层时为1935t/d，日进6刀，截深0.6m，高档普采工作面产量在煤层时为1080t/d，在煤层时为1290t/d,日进4刀，截深0.6米，东翼还另布置一备用的高档普采工作面。采区轨道上山均布置在k2煤层的底板稳定细砂石中，区段回风平巷与运输上山,区段运输平巷与轨道上山采用石门连接，为了保证生产正常接替，前期东西两翼各安排两个独立通风的煤层平巷掘进头，后期东西两翼各安排两个独立通风的煤层平巷掘进头和一个岩石下山掘进头.东西两翼各有一个绞车房、变电所、火药库，亦需独立通风。井为箕斗井提煤用，井为罐笼井升降人员、材料、矸石，也作为进风井用，并设有梯子间。在开采的时候先开采煤层，之后开采煤层，并且按照先上山开采后下山开采的顺序。并且另普采和综采面相互交替的顺序,保证同一采区能够同时向下推进.部分巷道名称、长度、支护形式,断面几何特征参数列入表1。井内的气象参数按表3所列的平均值选取,除综采工作面采用4－6工作制外，其它均采用三八工作制。井下同时作业的最多人数为700人,综采工作面同时作业最多人数40人，高档普采工作面同时作业最多人数60人。二、矿井通风系统设计矿井通风系统是矿井生产系统的主要组成部风,它包含矿井通风方式、通风方法和通风网络.1．通风方式1）通风方式简介矿井通风方式是指进风井和回风井的布置，按照进、回风井的相对位置可以分为中央并列式（包括中央并列式和中央分列式)、对角式、混合式,以及分区式。各种通分系统的形式如图2-1，优缺点对比如表2-1:表2-1矿井通风系统分类分类通分系统适用条件及优缺点中央式中央并列式进、回风井大致并列位于井田中央适用于煤层倾角较大，走向不长（一般小于4km）,投产初期暂未设置边界安全出口，且自然发火不严重的矿井：初期投资少,采区生产集中，并便于管理;节省风井工业场地，占地少,比在井田内打边界风井压煤少；进、出风井之间的漏风较大，风路较长,阻力较大；工业场地有噪音影响中央分列式进、回风井大致位于井田走向中央，沿倾向有一定的距离，回风井位于浅部煤层处适用于煤层倾角小,走向长度不大的矿井比中央并列式安全性好；矿井通风阻力较小,内部漏风少,有利于对瓦斯、自然发火的管理;工业场地没有噪音影响；多一个风井场地，压煤较多对角式进风井大致位于井田走向中央，回风井位于浅部走向两翼一般适用于煤层走向长度(超过4km）,井田面积大，产量较大的矿井.其优缺点与中央并列式相反，比中央分列式安全性要好，但初期投资大，建井期较长对于有瓦斯突出或瓦斯喷出的矿井，应采用对角式的通风方式混合式进风井与出风井由三个以上井筒中央式与对角式混合组成。其中有中央分列式与对角式混合，中央并列与对角混合，以及中央并列式与中央分列混合混合式是前几种的发展，适用于：矿井走向距离很长以及老矿井的扩建和深部开采;多煤层多井筒的矿井。有利于矿井分区分期投产；大型矿井井田面积大,产量大或采用分区开拓的矿井分区式分区通风各分区有独立的进风系统，但与中央进风系统大巷没有通风设施隔绝。各分区有独立的通风路线，互不影响是此方式的主要优点，便于管理;建井工期短；安全生产好；分区进风井多，需增加风井场地，通风机管理分散分区回风进风井大致位于井田走向中央，在采区开掘回风井，并分别按设通风机分区抽出适用于每层距地表较浅，或因地表高低起伏较大，无法开凿浅部的总回风道.在开采第一水平时，只能采用这种分区方式。另外矿井走向长，多煤层开采，高温矿井，亦有采用此方式对有瓦斯喷出或有煤与瓦斯突出的矿井应采用分区通风系统除适用于上述条件外,还适用于高瓦斯矿井和具备一定条件的大型矿井2)通风方式选择在该矿中，由于井田长度为5km,明显超出了4km，所以如果使用中央式，就一定会造成回风巷道太长，阻力增大，掘进专用通风巷道长等缺点，和采用两翼对角式相比要多开掘2500m的阶段回风大巷，而如果采用两翼对角的方式，将回风井布置在两翼的运输上山的上边界处，并用回风石门连通运输上山和回风井。综合考虑这些因素，提出了两套通风系统方式：方案一、两翼对角式方案二、在初期采用中央分列式，后期采用中央并列式和中央分列混合式下面对这两种方式做技术和经济对比如下:(1）安全因素比较:该矿井为低瓦斯矿井，但是煤尘爆炸指数为36%,煤尘的爆炸强度和爆炸指数的关系如表2—2：表2—2煤尘爆炸指数与爆炸性的关系煤尘爆炸指数<1010～1515～28〉28爆炸性除个别外，基本无爆炸性爆炸性弱爆炸性较强爆炸性很强可见该煤尘具有很强的爆炸性.在通风设计时必须要予以充分考虑。如果采用方案二，则当发生煤尘爆炸是就可以危及整个矿井，但是如果采用方案一就可以很好的解决这一问题，将煤尘爆炸的危险限制在一翼。从这方面考虑才用第二中通风方案会比第一种通风方案要好.（2）通风难易程度：采用方案二时，在通风容易时期风流最短路线近似3325m，通风困难时期风流经过的最长距离大概为7475m；在采用方案一时，在通风容易时期风流的路程为2075m通风困难时期风流的最长路线大概为6225m,可见采用第一种通风方案的时候矿井的风流的路程比第二中多了1250米，导致通风阻力增大，不利于通风，并且这样就在长久的同风过程中浪费电源。从这方面考虑采用第二种通风方案会比第一种要好。(3）井巷工程量：在方案二中共需要掘进两条回风大巷，长度共5000m，需要掘进两条回风井，长度总共845m；而在方案一当中就没有必要掘进专门的回风大巷，需要掘进的两条回风井总长度为630m。比较可见采用方案一可以减少井巷工程.（4）初期投资：在方案一中由于要先开采两条回风井，需要四个主要通风机（其中有两个是备用的）,而在方案二当中只需要建设一条回风井，需要两个主要通风机，但是在方案一中需要开拓一条回风大行巷.需要详细计算才能知道两种方案的初期投资情况，根据以往经验可以知道方案一可以节省初期投资,早产煤。综合上面各方面因素的比较，可以很容易选定方案一要优于方案二，所以选用方案一。2．矿井通风方法通风方法一般根据煤层瓦斯含量高低,煤层埋藏深度和赋存状态，冲击层厚度,煤层自然发火性，小窑塌陷漏风情况、地形条件，以及开拓方式等综合考虑确定.通风方式分为压入式、抽出式、抽压混合式3类，其使用条件和优缺点分析见表2—3。表2—3通风方式分类通风方式适用条件及优缺点抽出式是当前通风方式的主要形式,适应性较广泛，尤其对高瓦斯矿井，更有利于对瓦斯的管理，也适用于矿井走向长,开采面积大的矿井优点：1．井下风流处于负压状态,当主要通风机因故障停止运转时，井下的风流压力提高可能使采空区瓦斯涌出量减少，比较安全；2．漏风量小，通风管理较简单；3．与压入式比较,不存在过度到下水平时期通风系统和风量变化的困难；缺点：当地面有小窑塌陷区并和采空区沟通时，抽出式会把小窑积存的有害气体抽到井下使有效风量减少。压入式低瓦斯矿的第一水平，矿井地面比较复杂，高差起伏，无法在高山上设置通风机。总回风巷无法连通或维护困难的条件下优缺点：压入式的优缺点与抽出式相反，能用一部分回风把小窑塌陷区的有害气体压到地面；进风线路漏风大,管理困难；风阻大、风量调节困难；由第一水平的压入式过渡到深部水平的抽出式有一定困难;通风机使井下风流处于正压状态，当通风机停止转动时，风流压力降低，又可能使采空区瓦斯涌出量增加。抽压联合式可产生较大的通风压力，能适应大阻力矿井需要，但通风管理困难，一般新建矿井和高瓦斯矿井不宜采用,只是个别用于老井延伸或改建的低瓦斯矿井。由于该矿井地处平原，井田内煤层赋存稳定，不存在小窑漏风情况，走向长度5000米，又由于煤的瓦斯相对涌出量为6。6，为了便于管理，通风安全,减少漏风，所以选用抽出式矿井通风方法。3．通风网络一般把矿井或采区通风系统中风流分流、汇合的线路结构形式统称为通风网络。由于矿井开采方式和采区巷道布置不同，通风网络连接方式也就不一样。大致可风味串联、并联、角立案和复杂连接四纵类型。通风网络图和立体图见附件1—4。三、采区通风系统1．采取进风上山与回风上山的选择一般来说,采区上（下）山至少要有两条，即运输上山和轨道上山，对生产能力大的采区可有三条或四条上山.只设两条上山时，一条进风，另一条回风。新风流由大巷经进风上（下）山、进风平巷进入采煤工作面，回风经回风巷、回风上（下）山到采区回风石门.当采区生产能力大、产量集中、瓦斯涌出量大，上下多区段同时生产或采区有煤与瓦斯突出危险时，可增设专用的通风上山。1）轨道上山进风，运输机上山回风如图3—1所示，新鲜风流由进风大巷→采区进风石门→下部车场→轨道上山……。故下部车场绕道中不设风门。轨道上山的上部及中部车场凡与回风巷连接处，均设置风门与回风隔离，为此车场航道要有一定的长度,以及决通风与运输的矛盾。2）运输上山进风、轨道上山回风如图3—2，运输上山进风时，风流与煤流方向相反.运输机上山的下部与进风大巷间必须设联络巷入风,禁止从溜煤眼进风。运输上山的中部、上部与回风巷或回风上山连接的巷道中均设置风门或风墙.轨道上山回风，它与各区段回风巷与回风石门连通。为了将轨道上山与采区进风巷隔离，其下部车场中应设两道风门，风门间隔不应小于一列车长度；否则运料与通风发生矛盾,风门易于被破坏或敞开，导致工作面风量不足,可能引发事故。3）两种通风方式比较轨道上山进风，新鲜风流不受煤炭释放的瓦斯、煤尘污染及放热影响,轨道上山的绞车房易于通风；变电所设在两上山之间，其回风口设调节风窗，利用两上山之间按风压差通风。输送机上山进风,由于风流方向与运煤方向相反，易于引起煤尘飞扬，运输煤炭释放大量瓦斯，可使进风流的煤尘和瓦斯浓度增大，影响工作面的安全卫生条件；输送机设备所散发的热量,使风流温度增高。此外须在轨道上山的下部车场内安设风门，此外运输矿车来往频繁，需要加强管理，防止风流短路。该矿井的煤尘具有强爆炸性，所以运输上山进风容易引起煤尘飞扬，并释放出大量瓦斯，可使进风流中的煤尘和瓦斯浓度增大，给安全生产带来了严重的隐患。所以在该矿井的设计中采用轨道上山进风，运输上山回风的通风方式。2．采煤工作面上行风与下行风的确定1）采煤工作面通风系统要求(1）回采工作面要独立通风.（2)风流稳定。在矿井通风系统中，回采工作面分支应尽量避免处在角联分支或复杂网络的内联分支上;当无法避免时，应有保证风流稳定的措施。（3)漏风少。应尽量减小回采工作面的内部及外部漏风，特别应避免从外部向回采工作面的漏风。(4）会才工作面的调风措施可靠.（5）保证风流畅通。2）采煤工作面通风系统分类(1)按照回采工作面回风方向分为上行通风和下行通风，他们的优缺点比较如表3-1.《煤矿安全规程》规定，煤层倾角大于12o工作面都要采用上行通风。如果采用下行通风时，必须报矿总工程师批准,并遵守系列规定：A．回采工作面风速不得低于1m/s。B．机电设备设在回风道时，回采工作面回风道中瓦斯浓度不得超过1%，并应装有瓦斯自动报警断电装置。C．应有能够控制逆转风流、防止火灾气体涌入金风流的安全措施。在煤(岩)与瓦斯（二氧化碳）突出危险的、倾角大于12o的煤层中，严禁回采工作面采用下行通风。表3—1回采工作面上、下行通风适应条件及优缺点通风系统适应条件及优缺点上行通风煤层倾角大于120的回采工作面，都应采用上行通风优缺点：瓦斯自然流动方向和风流方向一致，有利于较快地降低工作面瓦斯浓度；风流方向与运煤方向相反，引起煤尘飞扬，增加了回采工作面进风流中煤尘浓度;同时，煤炭在运输中放出的瓦斯又随风流带到回采工作面，增加了工作面的瓦斯浓度；运输设备运转时所产生的热量随进风流散发到回采工作面，使工作面气温上升下行通风在没有煤（岩)与瓦斯(二氧化碳）突出威胁的、倾角小于12o的煤层中，可考虑采用下行通风工作面下行通风，除了可以降低瓦斯浓度和工作面温度外，还可以减少煤尘含量，降低水砂充填工作面的空气湿度，有利于提高工作面的产量。但是运输设备处于回风流中，不太安全。由于煤层的倾角为15o,并且为了减少采用下行通风带来的不必要的浪费,所以选用上行通风.（2）按进、回风巷数目分类,见表3-2表3—2工作面通风方式通风方式适应条件及优缺点U型通风方式后退式一进一回，在我国使用比较普遍，其优点是结构简单,巷道维修量小，工作面漏风小，风流稳定，易于管理,但上隅角瓦斯容易超限，工作面进、回风巷要提前掘进。此种通风方是对了解煤层赋存状况，掌握甲烷、火的发生、发展规律,较为有利。由于巷道均维护在煤体重，因而巷道的漏风率减少，适用于低瓦斯矿井前进式一进一回，可缓和采，掘紧张关系，采空区瓦斯不涌向工作面,而涌向回风顺曹。其缺点是：采空区漏风不易管理，且需沿空护巷.这种通风系统适用于推进距离，低瓦斯，自燃倾向性弱的煤层Y型通风方式两进一回,在回采工作面的上、下端各设一条进风巷道，另外在采空区一侧设回风道.优点为：可以很好的解决工作面上隅角瓦斯超限问题，改善了工作环境,提高回收率。E型通风方式两进一回，下两天为进风巷,上面为回风巷。优点:使下回风平巷和下部工作面回风速度降低，抑制煤尘飞扬，降低采空区温度。但是容易引起工作面上隅角瓦斯超限。W型通风方式两进一回，或一进两回。优点:相邻工作面公用一个进或回风巷,减少了巷道的开掘和维护，漏风少,利于防火,在近水平煤层的综采工作面中应用较广。Z型通风方式一进一回，前期掘进巷道工程量小，风流比较稳定,采空区漏风介于U型后退和U型前进式之间,但需要沿空护巷和控制经过踩空区的漏风,其难度较大3)采煤工作面通风系统选定由于该矿井要求东西两翼各布置两个工作面，所以在上下山的一侧开采一个区段,没有两个临近工作面同时开采的条件，所以不使用W型通风方式；Y型和E型有巷道在采空区，这样给巷道的维护带来困难,此矿为低瓦斯矿井所以不必要使用这样方式来防止上隅角瓦斯超限，所以可以不使用这两种通风方式，同样也不使用U型前进式通风方式。E型巷道要开采三条通风巷道，这样开采是合理的,但是和U型后退式相比需要多开采一条巷道，所以在该矿井的通风设计中选用U型后退式。四、通风设备的安全技术要求按照有关原则,并根据现场科技人员的经验,可对通风设备提出以下几点安全技术要求：１主通风机运转稳定性能好，主通风机的稳定性运转与否决定着矿井通风系统的安全可靠程度。２通风设备的自动监控系统完备。主要通风机和局部通风机正常运转很重要；风门失控会造成风流短路和通风系统紊乱，危及井下生产的安全。所以，它们要安装自动监控系统.３反风系统的灵活程度要高。进行反风是井下发生火灾、爆炸事故时防止灾害扩大的重要设施,主要通风机必须安装反风设施，并能在10min内改变巷道内风流方向且风量不小于正常值的40％.４防爆装置要有很高的完善程度。它是防止瓦斯、煤尘爆炸传播的有效方法。当矿井开采煤尘具有爆炸性危险和瓦斯含量高的煤层时,其两翼、相临的采区、煤层和工作面,都要设置水棚或岩粉棚实行隔离.五、通风附属装置及其安全技术为了保证主扇运转的安全可靠，除扇风机机体外，仍需设置一系列附属装置，如反风装置、防爆门、风硐和扩散器等。1．反风装置矿井反风就是当矿井发生突变的时候及时使风流反向，控制灾害和灾情的发展的应变措施。反风装置就是使正常风流反向的设施。当进风井附近和井底车场发生火灾或瓦斯煤尘爆炸时,为了避免大量的CO和CO2等有害气体进入采掘空间，危及井下工人的生命安全，则利用反风装置迅速使风流逆转。本设计选取2K58型轴流风机，这种风机反转后的风量可以达到正常时期风量的40%，故不须设置反风装置进行反风。本矿每年进行反风演习一次，每季度都要检查反风功能，保证随时可用.2．防爆门为保护风机，在风井井口设置钟形防爆门.防爆门放入井口圈的凹内，槽中盛水以防漏风，深度必须大于防爆门的内外压差。如图8-1所示图5—1立井井口防爆盖示意图1—防爆井盖;2—密封液槽；3-滑轮；4-平衡重锤;5-压脚；6-风硐3．扩散器本设计选用由圆锥形内筒和外筒构成的环状扩散器，它可以将风机出口的大部分速压转变为静压，以减少风机出风口的速压损失,提高风机的静压。如图8—2所示图5-2轴流式通风机扩散器4．风硐风硐是矿井主扇和出风井之间的一段联络巷道,风硐通风量很大，其内外压差较大，因此要特别注意减小风硐阻力和防止漏风。5．消音装置《规程》规定矿井主扇噪音不得超过90dB,本设计采用主动式消音装置，把大部分噪音吸收掉。隧道工程课程设计说明书ThestructuraldesignoftheTunnel作者姓名：黄浩刘彦强专业、班级:道桥1002班道桥1003班学号：指导教师：陈峰宾设计时间：2021/1/9河南理工大学HenanPolytechnicUniversity目录TOC\o"1-2”\h\u21299一．课程设计题目114688二．隧道的建筑限界110077三．隧道的衬砌断面112423四．荷载确定2157694。1围岩压力计算 2304344。2围岩水平压力 3232934.3浅埋隧道荷载计算 31435五．结构设计计算483635.1计算基本假定 4282735。2内力计算结果 5314715.3V级围岩配筋计算 6153465。4偏心受压对称配筋 7116865.5受弯构件配筋 8168405.6箍筋配筋计算 8295245.7强度验算 8224685.8最小配筋率验算： 1020748六．辅助施工措施设计1036076。1双侧壁导坑施工方法 10240796。2开挖方法 1038546.3施工工序 11隧道工程课程设计一．课程设计题目某单车道时速350Km/h高速铁路隧道Ⅴ级围岩段结构及施工方法设计二．隧道的建筑限界根据《铁路隧道设计规范》有关条文规定，隧道的建筑限界高度H取6.55m，宽度取8.5m，如图所示。三．隧道的衬砌断面拟定隧道的衬砌,衬砌材料为C25混凝土,弹性模量Ec=2.95＊107kPa，重度γh=23kN/m3，衬砌厚度取50cm，如图所示。四．荷载确定4。1围岩压力计算根据围岩压力计算公式：计算围岩竖向均布压力:式中:s--围岩类别，此处s=5；—-围岩容重，此处=22KN/m3；——跨度影响系数毛洞跨度=8.5mB〉5m，=0.1，此处所以有：所以此隧道为浅埋隧道。4.2围岩水平压力围岩水平均布压力：4.3浅埋隧道荷载计算（1)作用在支护结构上的垂直压力由于,为便于计算,假定岩土体中形成的破裂面是一条与水平成角的斜直线，如图5。1所示。EFGH岩土体下沉，带动两侧三棱体（图中FDB和ECA）下沉，整个岩土体ABDC下沉时，又要受到未扰动岩土体的阻力;斜直线AC或BD是假定的破裂面，分析时考虑内聚力c,并采用了计算摩擦角；另一滑面FH或EG则并非破裂面，因此，滑面阻力要小于破裂面的阻力。该滑面的摩擦系数为36。5度。查询铁路隧道设计相关规范，取计算摩擦角.浅埋隧道荷载计算简图如上图所示,隧道上覆岩体EFGH的重力为,两侧三棱岩体FDB或ECA的重力为，未扰动岩体整个滑动土体的阻力为F，当EFHG下沉,两侧受到阻力或，作用于HG面上的垂直压力总值为：（2—4)其中，三棱体自重为：（2—5）式中：为坑道底部到地面的距离(m)；为破裂面与水平的交角(°).由图据正弦定理可得（2—6)由于GC、HD与EG、EF相比往往较小，而且衬砌与岩土体之间的摩擦角也不同，当中间土块下滑时，由FH及EG面传递，考虑压力稍大些对设计的结构也偏于安全，因此，摩阻力不计隧道部分而只计洞顶部分，在计算中用H代替h，有：(2—7)（2-8）(2—9)埋深为20m时，土压力值为218.80/m2。式中：——侧压力系数;——坑道宽度（m）;——围岩的计算摩擦角（°）；——作用在支护结构上的均布荷载（kN/m2）。（2）作用在支护结构两侧的水平侧压力Ⅴ级围岩荷载分布如下图所示。作用在支护结构上的均布荷载五．结构设计计算5.1计算基本假定因隧道是一个狭长的建筑物，纵向很长，横向相对尺寸较小.隧道计算取每延米作为计算模型，此类问题可以看作平面应变问题来近似处理。考虑围岩与结构的共同作用，采用荷载结构模型。隧道计算采用荷载结构模式按有限杆单元，采用MIDAS/GTS进行计算分析.基本假定：假定所有衬砌均为小变形弹性梁，把衬砌为离散足够多个等厚度梁单元。用布置于各节点上的弹簧单元来模拟围岩与初期支护、衬砌的相互约束；假定弹簧不承受拉力,即不计围岩与衬砌间的粘结力;弹簧受压时的反力即为围岩对衬砌的弹性抗力。假定初期支护与主体结构之间只传递径向压力。考虑到在非均匀分布的径向荷载作用下，衬砌结构一部分将发生向着围岩方向的变形，而地层具有一定的刚度,会对衬砌结构产生被动的弹性抗力,设计计算时采用弹性地基梁单元模拟.5。2内力计算结果计算荷载基本组合:结构自重＋围岩压力,为了计算保证计算的可靠性，采用MIDAS/GTS进行计算。Midas/GTS计算结果如下：MIDAS/GTS计算弯矩图MIDAS/GTS计算轴力图MIDAS计算内力表5。1名称轴力（KN)剪力（KN）弯矩（KN＊m)1—2340.1624。68351.9812-2340。263—2。77951。9813—1624。809-186。971-34.4124—1580。398—185。86133.3395—1437.516-10.739293.8436—1434.12999.214293.8437—2331.265-23.05067.7318-2337.0568.64461.4779-2339.0569.46055.58210-2334.536—14.01766.954由内力图可知，结构所受弯矩为293.843KN•m，对应轴力为—1437。516KN。5.3V级围岩配筋计算整个断面存在正负相反方向的弯矩，又弯矩较大，按偏心受压对称配筋和受弯构件配筋分别进行计算。5。4偏心受压对称配筋根据Midas计算结果进行结构配筋计算，取弯矩293。843KN•m,对应轴力-1437.516KN为最不利截面控制内力。衬砌混凝土采用C25，钢筋采用HRB335，由混凝土和钢筋等级查表知系数，，界限受压区高度。按双面对称配筋进行计算。有效高度：偏心距：附加偏心距：初始偏心距：修正系数:,取。，所以取偏心距增大系数：，所以可先按大偏心受压情况计算。,故假定按照大偏心受压是正确的。钢筋截面面积：最小配筋截面面积：，故按最小配筋率配筋,选取320的Ⅱ级钢筋，实际配筋面积为。5。5受弯构件配筋计算配筋过程,满足要求故：选用622的Ⅱ级钢筋，实际配筋面积为。5.6箍筋配筋计算对于箍筋，，因此只需按照构造配箍，选用12@200（纵方向）和10＠250（横断面)。5。7强度验算为了保证衬砌结构强度的安全性,需要在算出结构内力之后进行强度验算。目前我国国内公路隧道设计规范规定，隧道衬砌和明洞按破坏阶段验算构件截面强度.即根据混凝土和石砌材料的极限强度，计算出偏心受压构件的极限承载力，与构件实际内力相比较,计算出截面的抗压（或抗拉)强度安全系数K。检查是否满足规范所要求的数值，即：式中:—-截面的极限承载能力;——截面的实际内力（轴向力）;——规范所规定的强度安全系数。当时，由抗压强度控制，当时，截面由抗拉强度控制，即：其中：——构件纵向系数，隧道衬砌取1；——混凝土极限抗压强度；——混凝土极限抗拉强度；--轴力的偏心影响系数,按以下经验公式确定：-—截面宽度，取1m；—-截面厚度；钢筋混凝土结构的强度安全系数在计算永久荷载加基本可变荷载时取2。0（受压）或2。4(受拉）。在计算安全系数时，弯矩和轴力只取大小，即全是正值.表5.2Ⅳ级围岩大变形地段安全系数计算表名称弯矩轴力偏心距极限承载力安全系数是否安全(KN·m）（N）(m）（N)151。981-2340.1620。058753563639.58702是251.981-2340.2630.4782464463。21670是3—34。412-1624。8090。01385367433.417。7442是433。339—1580。3980。275527435313。02662是5293。843—1437.5160.1456745322.67。15745是6293。843—1434.1290。033330326546.32212是5.8最小配筋率验算:取，有满足规范要求。六．辅助施工措施设计双侧壁导坑法采用双侧壁导坑法进行开挖，双侧壁导坑法是将隧道断面分成左右两个侧壁导坑和上下台阶四大部分开挖。6。1双侧壁导坑施工方法双侧壁导坑法又称眼睛工法，在软弱围岩中，当隧道跨度更大或因环境要求，对地表沉陷需严格控制时，可考虑采用双侧壁导坑法。现场实测表明，双侧壁导坑法所引起的地表沉陷仅为断台阶法的1｜2.导坑尺寸拟定的原则同前，但原则不宜超过断面最大宽度的三分之一。左右侧壁导坑应错开开挖，以避免在同一断面上同时开挖而不利于围岩稳定，错开的距离根据后行导坑引起的围岩应力重分布不影响已成导坑的原则确定，亦可工程类比之，一般去7-10m。6.2开挖方法双侧壁导坑法虽然开挖断面分块多一点，对围岩的扰动次数增加，且初期支护全断面闭合的时间延长，但每个分块都是在开挖之后立即闭合对的，所以在施工期间变形几乎不发展。该施工方法安全，但进度慢,成本高.双侧壁导坑预留核心土法施工工序图6.3施工工序①开挖一侧导坑，及时将初期围护闭合。②相隔一段距离后开挖另一侧导坑,将初期围护闭合。③开挖上部核心土，施做拱部初期支护，拱脚支承在两侧壁导坑的初期支护上。④开挖下台阶，施做底部的初期支护，是初期支护全断面闭合。⑤拆除导坑临空部分的初期支护.⑥待隧道周边变形基本稳定后,施做二次模注混凝土衬砌。矿井通风与安全课程设计设计人：周桐学号:040213200253指导老师：郭金明前言《矿井通风》设计是学完《矿井通风》课程后进行,是学生理论联系实际的重要实践教学环节，是对学生进行的一次综合性专业设计训练。通过课程设计使学生获得以下几个方面能力,为毕业设计打下基础.1、进一步巩固和加深我们所学矿井通风理论知识，培养我们设计计算、工程绘图、计算机应用、文献查阅、运用标准与规范、报告撰写等基本技能。2、培养学生实践动手能力及独立分析和解决工程实际的能力。3、培养学生创新意识、严肃认真的治学态度和理论联系实际的工作作风.依照老师精心设计的题目，按照大纲的要求进行,要求我们在规定的时间内独立完成计算，绘图及编写说明书等全部工作.设计中要求严格遵守和认真贯彻《煤炭工业设计政策》、《煤矿安全规程》、《煤矿工业矿井设计规范》以及国家制定的其它有关煤炭工业的方针政策，设计力争做到分析论证清楚，论据确凿，并积极采用切实可行的先进技术，力争使自己的设计达到较高水平，但由于本人水平有限，难免有疏漏和错误之处，敬请老师指正。(一）矿井基本概况1、煤层地质概况单一煤层，倾角25°，煤层厚4m，相对瓦斯涌出量为13m3/t,煤尘有爆炸危险。2、井田范围设计第一水平深度240m,走向长度7200m，双翼开采，每翼长3600m。3、矿井生产任务设计年产量为0.6Mt，矿井第一水平服务年限为23a。4、矿井开拓与开采用竖井主要石门开拓,在底板开围岩平巷，其开拓系统如图1—1所示。拟采用两翼对角式通风，在7、8两采区中央上部边界开回风井，其采区划分见图1—2。采区巷道布置见图1—3。全矿井有2个采区同时生产，分上、下分层开采，共有4个采煤工作面,1个备用工作面。为准备采煤有4条煤巷掘进,采用4台局部通风机通风,不与采煤工作面串联。井下同时工作的最多人数为380人。回采工作面最多人数为38人，温度t=20℃，瓦斯绝对涌出量为3。2m3/min，放炮破煤，一次爆破最大炸药量为2。4kg.有1个大型火药库，独立回风.附表1-1井巷尺寸及其支护情况区段井巷名称井巷特征及支护情况巷长m断面积m21～2副井两个罐笼，有梯子间,风井直径D=5m2402～3主要运输石门三心拱，混凝土碹，壁面抹浆1209.53~4主要运输石门三心拱，混凝土碹，壁面抹浆809.54~5主要运输巷三心拱，混凝土碹，壁面抹浆4507.05～6运输机上山梯形水泥棚1357.06~7运输机上山梯形水泥棚1357.07～8运输机顺槽梯形木支架d=22cm，Δ=24204.88~9联络眼梯形木支架d=18cm，Δ=4304。09～10上分层顺槽梯形木支架d=22cm,Δ=2804.810～11采煤工作面采高2m控顶距2～4m，单体液压,机采1106。011~12上分层顺槽梯形木支架d=22cm,Δ=2804。812～13联络眼梯形木支架d=18cm，Δ=4304。013～14回风顺槽梯形木支架d=22cm，Δ=24204。814～15回风石门梯形水泥棚307。515～16主要回风道三心拱,混凝土碹，壁面抹浆27007。516~17回风井混凝土碹（不平滑),风井直径D=4m70（二）拟定矿井通风系统矿井开拓采用立井开拓方式，矿井通风采用两翼对角式通风方式。矿井主要进风井为位于井田中央的副井，矿井主要回风井位于第七采区和第八采区的上部边界。矿井主要通风机采用抽出式通风方式。大巷位置位于负240米处石门揭煤地带的岩石巷道中。在第一采区有一个备用工作面，一个采煤工作面，两个掘进工作面,在第二采区有两个采煤工作面，两个掘进工作面所以矿井总共有4个采煤工作面，4个掘进工作面.回采工作的采煤方法采用单一走向长壁采煤法，采煤工作面推进方向采用后退式.（三）矿井总风量计算与分配一、矿井需风量计算原则（1）矿井需风量应按照“由里往外"的计算原则，由采、掘工作面、硐室和其他用风地点的实际最大需风量总和，再考虑一定的备用风量系数后,计算出矿井总风量.（2）按该用风地点同时工作的最多人数计算，每人每分钟供给风量不得少于4m3。（3)按该用风地点风流中的瓦斯、二氧化碳和其他有害气体浓度、风速以及温度等都符合《规程》的有关规定分别计算,取其最大值。二、矿井需风量的计算方法矿井需风量按以下方法计算,并取其中最大值。(1)按进下同时工作的最多人数计算Q矿=4NK=4×380×1。15=1748m3/min式中Q矿——矿井总需风量，m3/minN—-井下同时工作的最多人数，人;4-—矿井通风系数，包括矿井内部漏风和分配不均等因素.采用压入式和中央并列式通风时,可取1.20~1。25；采用对角式或区域式通风时，可取1.10~1.15.上述备用系数在矿井产量T≧0.90Mt/a时取大值。(2)按采煤、掘进、硐室等处实际需风量计算采煤工作面需风量计算采煤工作面的需风量应按下列因素分别计算，并取其中最大值。1、按瓦斯（二氧化碳）涌出量计算：Q采=100Q瓦K瓦=100×3.2×1。6=512m3/min式中Q采——采煤工作需要风量，m3/min;Q瓦-—采煤工作面瓦斯（二氧化碳）绝对涌出量,m3/min;K瓦——采煤工作面因瓦斯（二氧化碳)涌出量不均匀的备用风量系数，即该工作面炮采工作面可取1。4~2。0;水采工作面可取2。0~3。0。生产矿井可根据各个工作面正常生产条件时，至少进行五昼夜的观测，得出五个比值，取其最大值。2、按工作面进风流温度计算;采煤工作面应有良好的气候条件，其进风流温度可根据风流温度预测方法进行计算。其气温与风速应符合表1的要求表3-1采煤工作面空气温度与风速对应表采煤工作面进风流气温/℃采煤工作面风速/（m/s）＜1515～1818~2020～2323～260.3～0。50.5~0。80.8～1.01.0～1.51.5~1。8采煤工作面的需风量按下式计算：Q采=60v采S采K采，m3/min=60×1.0×6×1=360m3/min式中v采——采煤工作面适宜风速，m/sS采——采煤工作面平均有效断面积，㎡，按最大和最小控顶有效断面积的平均值计算；K采-—采煤工作面长度风最系数，按表2先取表3-2采煤工作面长度风量系数表采煤工作面长度/m工作面长度风量系数﹤5050~8080~120120~150150~180﹥1800。80.91.01。11。21。30～1。403、按炸药使用量计算：Q采=25A采，m3/min=25×2。4=60m3/min式中25-—每使用1kg炸药的供风量，m3/minA采-—采煤工作面一次爆破使用的最大炸药量，kg4、按工作人员数量计算:Q采=4n采,m3/min=4×38=152m3/min式中4-—每人每分钟供给的最低风量,m3/minn采—-采煤工作面同时工作的最多人数,人。5、按风速验算：按最低风速验算各个采煤工作面的最小风量：Q采≧60×0.25S采，m3/min=60×0。25×6=90m3/min按最高风速验算各个采煤工作面的最大风量:Q采≦60×4S采,m3/min=60×4×6=1440m3/min掘进工作面需风量计算煤巷、半煤岩巷和岩巷掘进工作面的需风量,应按下列因素分别计算，取其最大值.1、按瓦斯(二氧化碳）涌出量计算：Q掘=100Q瓦K瓦=100×1.2×2=240m3/min2、按炸药量使用最计算：Q掘=25A掘,m3/min=25×2。4=60m3/min3、按局部通风机吸风量计算：Q掘=Q通IK通，m3/min=200×1×1.3=260m3/min式中Q通-—掘进工作面局部通风机额定风量（表3），I——掘进工作面同时运转的局部通风机台数，台:K通——防止局部通风机吸循球风的风量备用系数，一般取1.2~1。3，进风巷中无瓦斯涌出时取1。2,有瓦斯涌出时取1。3。表3—3局部通风机额定风量Q通风机型号额定风量/（m3/min）JBT-51(5。5KW）JBT—52（11KW)JBT—61(14KW)JBT-62(28KW)1502002503004、按工作人员数量计算:Q掘=4n掘，m3/min=4×15=60m3/min5、按风速进行验算；岩巷掘进工作面的风量应满足：60×0.15×S掘≦Q掘≦60×4×S掘由上式得43.2m3/min≦Q掘≦1152m3/min煤巷、半煤岩巷掘进工作面的风量应满足:60×0.25×S掘≦Q掘≦60×4×S掘=72m3/min≦Q掘≦1152m3/min根据上面的计算掘进工作面的风量应取其最大值。Q掘=260m3/min72m3/min≦Q掘≦1152m3/min所以，Q掘=260m3/min符合上述要求。硐室需风量各个独立通风的硐室供风量，应根据不同的硐室分别计算。1、井下爆破材料库按经验值计算，小型矿井一般80~100m3/min,大型矿井一般100~150m3/min。2、充电硐室通常充电硐室的供风量不得小于100m3/min。3、机电硐室采区小型机电硐室，可按经验值确定风量,一般为60～80m3/min.表3-4机电硐室发热系数表机电硐室名称发热系数（）空气压缩机房水泵房变电所、绞车房0。15~0.230.01～0。040.02~0.044、其它巷道需风量计算新建矿井,其他用风巷道的总风量难以计算时，也可按采煤，掘进,硐室的需风量总和的3%～5％估算。5、矿井总风量计算；=4066m3/min。通过计算所得；矿井总风量为4066m3/min矿进总风量的分配(1）分配原则矿井总风量确定后,分配到各用风地点的风量，应不得低于其计算的需风量；所有巷道都应分配一定的风量；分配后的风量,应保证井下各处瓦斯及有害气体浓度、风速等满足《规程》的各项要求.（2)分配的方法首先按照采区布置图,对各采煤、掘进工作面、独立回风硐室按其需风量配给风量，余下的风量按采区产量、采掘工作面数目、硐室数目等分配到各采区，再按一定比例分配到其它用风地点，用以维护巷道和保证行人安全.风量分配后，应对井下各通风巷道的风速进行验算，使其符合《规程》对风速的要求。（四）矿井通风总阻力计算一、矿井通风总阻力的计算原则(1）如果矿井服务年限不长（10~20年），选择达到设计产量后通风容易和困难两个时期分别计算其通风阻力；若矿井服务年限较长（30～50年)，只计算前15～25年通风容易和困难两个时期的通风阻力。为此，必须先给出这两个时期的通风网络图。(2）通风容易和通风困难两个时期总阻力的计算，应沿着这两个时期的最大通风阻力风路，分别计算各段井巷的通风阻力，然后累加起来，作为这两个时期的矿井通风总阻力.最大通风阻力风路可根据风量和巷道参数（断面积、长度等）直接判断确定，不能直接确定时，应选几条可能最大的路线进行计算比较。（3）矿井通风总阻力不应超过2940Pa（4）矿井井巷的局部阻力，新建矿井（包括扩建矿井独立通风的扩建区）宜按井巷摩擦阻力的10%计算；扩建矿井宜按井巷摩擦阻力的15%计算。二、矿井通风总阻力的计算方法沿矿井通风容易和困难两个时期通风阻力最大的风路（入不敷出风井口到风硐之前),分别用下式计算各段井巷的磨擦阻力；将各段井巷的磨擦阻力累加后并乘以考虑局部阻力的系数即为两个时期的井巷通风总阻力。即两个时期的摩擦阻力可按表4—1进行计算。表4-1矿井通风（容易）时期井巷磨擦阻力计算表节点序号巷道名称支护形式α/(Ns2/m4)L/mU/mS/m2S3/m6R/(Ns2/m8）Q/(m3/s)Q2/(m6/s2）h摩/Pav/（m/s）1副井两个罐笼，有梯子间，0。003724015.719.6257558。380。00184452267.76674592。338。473.452主要运输石门三心拱,混凝土碹，壁面抹浆0.003412011.879。5857.380.00564855764。76674194。7323.696.823主要运输石门三心拱，混凝土碹,壁面抹浆0。00348011。879。5857.380.00376570563.13981。6114。996.644主要运输巷三心拱，混凝土碹,壁面抹浆0.003445010.1973430。04545393637.70011421.3064。605。395运输机上山梯形水泥棚0.0113511.0173430。04333381937。70011421。3061。595。396运输机上山梯形水泥棚0.01213511。0173430.05200058329。0335842。9443。834.157运输机顺槽梯形木支架d=22cm，△=20。01194209.114。8110.590。41171697320.5002420。26173.034。278联络眼梯形木支架d=18cm，△=40。0158308.324640。0616210.2501105。066.472。569上分层顺槽梯形木支架d=22cm，△=20。0119809.114.8110。590.0784222810。2501105.068.242。1410采煤工作面采高难度2m控顶距2—4m，单体液压,机采0。0471109。5562160.22858101910.2501105。0624。021.7111上分层顺槽梯形木支架d=22cm，△=20.0119809.114。8110。590.0784222810.2501105。068.242。1412联络眼梯形木支架d=18cm,△=40。0158308.324640.0616210。2501105.066。472.5613回风顺槽梯形木支架d=22cm,△=20.01194209。114.8110.590.41171697320.5002420。26173。034.2714回风石门梯形水泥棚0。013011。397。5421.880。0080994642。36681794.9514.545.6515主要回风道三心拱，混凝土碹，壁面抹浆0。0035270010.547。5421.880。23609320242.36681794.95423.775。6516回风井混凝土碹(不平滑）,风井直径d=4m0。00397012。5612.561981。390。00173054342.36681794。953.113。3717单翼总风阻1058.1018矿井总风阻2116.20（1）计算矿井通风容易时期的通风总阻力表4—2矿井通风(困难）时期井巷磨擦阻力计算表节点序号巷道名称支护形式α/(Ns2/m4)L/mU/mS/m2S3/m6R/（Ns2/m8)Q/(m3/s)Q2/（m6