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。

⑴、采用经验公式计算支护强度

Pt＝9.81×h×γ×k

＝9.81×2.0×2.5×7

＝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；

γ——直接顶板岩石的密度，t/m3，一般可取2.5 t/m3，取2.5 t/m3；

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/m3。

3、支柱实际支撑力

R

t ＝k

g

×k

z

×k

b

×k

h

×k

a

×R

＝0.99×0.95×0.9×0.95×0.95×250

＝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

——采高系数；

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。

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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

×n）

＝1÷（1.0×1.51）＝0.66m

式中：L柱——工作面基本柱距，m；

L排——工作面基本排距，m。

取基本支柱的柱距0.6 m。

6、支护密度验证

n′＝每棚支柱数/（控顶距×柱距）

＝3/(3.8×0.6）

＝1.32棵/m2<1.51棵/m2

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×组距）

＝5/(3.8×0.8）

＝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

Φ≥200

Q

R t

π＝200×π698.190＝636≈650 (mm)

式中：Φ—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π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÷0.8×6+6＝1356根 密集柱：180÷0.8×1＝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、π型钢（2.8m/棵）

基本梁：180÷0.8×2+2＝452根 备用梁：45根（10％的备用率）

共计：497根，2.8×497＝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（Φ650mm ） 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：1300×10000㎜，网格50×50㎜

6、背板：长×宽×高＝1200×140×50（mm ）

7、机头大板：长4.2米的π型钢，16棵