支护设计计算

支护设计计算

一、工作面支护设计

采用类比法进行设计。

1、根据本矿矿压观测资料，选择本工作面矿压参数，详见矿压参数参考表3-1-1

表3-1-1 矿压参数参考表

2

⑴、采用经验公式计算支护强度

Pt = 9.81 x hjx k

=9.81 x 2.0 x 2.5 x 7

=294.3kN/m3

式中：P t――工作面合理的支护强度，kN/m3；

h --------- 采高，1.0 〜3.0 m，平均2.0m；

丫一一直接顶板岩石的密度，t/m3, 一般可取2.5 t/m 3,取2.5 t/m 3;

k ——工作面支柱应支护的上覆岩层厚度与采高之比，一般为4〜8，应根据实际情况选取。本工作面属于中厚煤层、顶板条件较差，取6。

⑵、选用现场矿压实测工作面初次来压时的最大平均支护强度

Pt = 240.2kN/m3

因此工作支护强度应大于343.35 kN/m3，因此本工作面取300kN/nt

3、支柱实际支撑力

R = k g X k z x k b X k h X k a x R

=0.99 X 0.95 X 0.9 X 0.95 X 0.95 X 250

=190.98kN

式中：R t——支柱实际支撑能力，kN;

k g――工作系数；

k z ――增阻系数；

k b——不均匀系数；

k h 米咼系数；

k a ----------- 倾角系数；

R ――支柱额定工作面阻力，kN。

K ――支柱阻力影响系数，可以从支柱阻力影响系数表3-1-1中查得

表3-1-1 支柱阻力影响系数表

4、工作面合理的支护密度n

n = P t/ R t

=300/190.98

=1.51 棵/ m2

5、排、柱距

根据推进度，工作面基本支柱的排距取 1.0m，则基本柱距为：

L 柱=1*( L 排X n)

=1*( 1.0 X 1.51 )

=0.66m

式中：L柱——工作面基本柱距，m L 排一

一工作面基本排距，m

取基本支柱的柱距0.6 m o

&支护密度验证

n'=每棚支柱数/ (控顶距X柱距)

=3/(3.8 X 0.6 )

2 2

=1.32 棵/m <1.51 棵/m

支护密度不能满足要求，由于选取的基本柱距已为最小安全宽度，因此采用每两棚支

柱成组使用，交替迈步进行支护，将两棚支护柱距调整为每组距离0.8米。重新验证支护密度：

n'=每组支柱数/ (控顶距X组距)

=5/(3.8 X 0.8 )

2

=1.65 棵/m2>1.51 棵/m2

支护密度满足要求。

7、控顶距

根据顶板条件，本工作面采用“三•四”排支护、见四回一”的管理方式。最大控顶距为5.2m,最小控顶距为4.0m，放顶步距为1.2m。

8、柱鞋直径

①》200 Rt= 200X 190-98= 636" 650 （mm）

飞Q V 6

式中：①一柱鞋直径，mm

Q —底板比压，MPa

根据该工作面的顶底板条件，结合采高等因素，工作面选用DZn-25/100型单体液压支柱，2.8m长的n型钢梁，成对交替迈步进行支护，齐柱式走向棚布置，一梁三柱，支柱排距为1.2m,组距为0.8m。采用“三•四”排管理，最大控顶距为5.2m,最小控顶距为4.0m, 放顶步距为1.2m。全部跨落法管理顶板。

二、支护材料数量及规格

1、单体液压支柱（DZ14-25/100）

采面支柱采用“三•四”管理，则所需单体液压支柱为：

基本柱：180- 0.8 X 6+6= 1356 根

密集柱：180- 0.8 X 1 = 225 根

超前支护：60根

上下安全出口及机头大板支护：50根

合计：1691根

备用柱：169根（10%的备用率）

共计：1860根

2、n型钢（2.8m/ 棵）

基本梁：180- 0.8 X 2+2=452 根

备用梁：45根（10%的备用率）

共计：497 根，2.8 X 497= 1391.6 米。

3、铰接顶梁

采面切顶排密集柱：225棵

超前梁：60根

合计：285根

备用梁：28根（10%的备用率）

共计：313根

4、柱鞋（① 650mr）i

所需数量为：1691块

备用量：169块（10%的备用率）

共计：1860块

5、塑料锚网：1300X 10000伽，网格50X 50伽

&背板：长X 宽乂高=1200X 140X 50 （mm

7、机头大板：长4.2米的n型钢，16棵