支护设计计算
深基坑支护结构的设计计算
深基坑支护结构的设计计算深基坑支护结构设计计算是指在进行深基坑施工时，为了保证基坑的稳定和安全，需要设计合理的支护结构来抵抗土压力和地下水力，并进行相应的计算与分析。
下面将从设计原则、支护结构类型、计算方法和实例分析等方面进行详细介绍。
设计原则：1.充分了解地质环境：通过钻孔、地质勘探等手段对周边地质环境进行充分了解，确定基坑边坡的稳定性和地下水情况等。
2.综合考虑安全和经济性：在满足基坑稳定要求的前提下，尽量优化支护结构的形式和尺寸，使其既能保证施工安全，又能降低成本。
3.遵循现场施工管理规范：根据施工组织方案和现场管理要求，进行支护结构设计，确保施工操作的可行性和安全性。
支护结构类型：常见的深基坑支护结构主要有以下几种类型：1.土方支撑法：包括开挖后土侧临时支护、钢支撑、混凝土支撑、钻孔锚杆支护等。
2.桩承台围护法：采用桩承台、连续墙等结构形式围护基坑。
3.地下连续墙法：采用成排的连续墙围护基坑，形成闭合空间。
4.排浆松土法：通过水平和垂直排浆井人工排除地下水，减小土体侧压力。
5.钢结构支护法：采用钢桩和钢板桩等结构形式围护基坑。
计算方法：1.土体侧压力计算：根据基坑周边土体的物理力学参数和基坑的几何形状，采用经验公式或数值模拟方法计算土体的侧压力。
2.支护结构稳定性计算：根据支护结构的形式和受力状况，进行结构的静力分析和稳定性校核，计算结构内力和变形等。
3.变形计算：根据支护结构的刚度和土体的变形特性，利用有限元分析方法或基于弹性平衡原理的计算方法，对基坑的变形进行计算。
实例分析：以一些深基坑工程为例，具体讲解支护结构设计计算的流程和方法。
1.地质环境调查：通过钻孔和地质勘探，了解地质层位、土壤性质、地下水位等信息。
2.施工组织方案：根据地质环境和工程要求，制定合理的施工组织方案，确定基坑开挖的顺序和方法。
3.土体侧压力计算：根据开挖的深度和基坑周围土体的物理力学参数，计算土体的侧压力，并确定开挖时的土压力分布。
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＝×h×γ×k＝×××7＝m3——工作面合理的支护强度，kN/m3；式中：Pth——采高，～ m，平均；γ——直接顶板岩石的密度，t/m3，一般可取 t/m3，取 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＝m3因此工作支护强度应大于 kN/m3，因此本工作面取300kN/m3。
3、支柱实际支撑力Rt ＝kg×kz×kb×kh×ka×R ＝×××××250＝式中：Rt——支柱实际支撑能力，kN；kg——工作系数；kz——增阻系数；kb——不均匀系数；kh——采高系数；ka——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。
4n＝ Pt / Rt＝300/＝棵/ m25、排、柱距根据推进度，工作面基本支柱的排距取，则基本柱距为：L柱＝1÷（L排×n）＝1÷（×）＝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 m。
6、支护密度验证n ′＝ 每棚支柱数/（控顶距×柱距） ＝3/×） ＝棵/m 2<棵/m 2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米。
重新验证支护密度：n ′＝ 每组支柱数/（控顶距×组距） ＝5/×） ＝棵/m 2>棵/m 2支护密度满足要求。
基坑支护设计计算书
基坑支护设计计算书设计方法原理及分析软件介绍基坑开挖深度为6m，采用板桩作围护结构，桩长为12m，桩顶标高为-1m。
采用《同济启明星2006版》进行结构计算。
5.1 明开挖，6m坑深支护结构计算(1)工程概况基坑开挖深度为6m，采用板桩作围护结构，桩长为12m，桩顶标高为-1m。
q=0(1b 素填土)1.3hw=1(4 粘土)D=7H=6(6b 淤泥质粘土)(6c 粉质粘土)板桩共设1道支撑，见下表。
2中心标高(m) 刚度(MN/m) 预加轴力(kN/m)-1.3 30基坑附近有附加荷载如下表和下图所示。
h 1x 1s 45(2)地质条件场地地质条件和计算参数见表1。
地下水位标高为-1m。
渗透压缩层厚重度43) k(kN/m) c(kPa) m(kN/m土层 ,(:) 系数模量 max3(m) (kN/m) (m/d) (MPa)1.3 19 9.28 14.88 1500 1b 素填土2.7 18.4 12 17 3500 4 粘土7.5 17.8 5 10 1000 6b 淤泥质粘土3.5 18.9 15.5 13 3000 6c 粉质粘土2 19.7 18.5 14.5 5000 7 粉质粘土8 粉质粘土 13 20.4 19 18 7000(3)工况支撑刚度预加轴力工况编号工况类型深度(m) 支撑编号 2(MN/m) (kN/m)1 1.5 开挖2 1.3 30 1 加撑3 6 开挖4 2.5 1000 换撑5 1 拆撑工况简图如下:1.31.52.56工况 1工况 2工况 3工况 4工况 5(4)计算Y整体稳定验算O(1b 素填土)X(4 粘土)76(6b 淤泥质粘土)(6c 粉质粘土)(7 粉质粘土)(8 粉质粘土)安全系数 K=1.56 ,圆心 O( 1.19 , 1.45 ) 墙底抗隆起验算(1b 素填土)1(4 粘土)76(6b 淤泥质粘土)(6c 粉质粘土)(7 粉质粘土)(8 粉质粘土)Prandtl: K=2.83Terzaghi: K=3.23(1b 素填土)1.3m1(4 粘土)76(6b 淤泥质粘土)(6c 粉质粘土)(7 粉质粘土)(8 粉质粘土)坑底抗隆起验算 K=1.81抗倾覆验算(水土合算)(1b 素填土)1.3O1(4 粘土)76(6b 淤泥质粘土) 9924.610.8 914.3(6c 粉质粘土)(7 粉质粘土)Kc=1.22抗管涌验算: 159#按砂土，安全系数K=2.25按粘土，安全系数K=3.054包络图 (水土合算, 矩形荷载)500-502001000-100-200100500-50-100000 110.2kN/m222444666888101010121212141414深度(m)深度(m)深度(m)水平位移(mm)弯矩(kN*m)剪力(kN) Max: 42.8-8.3 ~ 183.2-46.6 ~ 66.2(5)工字钢强度验算: 159#基本信息计算目标:截面验算截面受力状态:绕X轴单向受弯材料名称:Q2352 材料抗拉强度(N/mm):215.02 材料抗剪强度(N/mm):125.0弯矩Mx(kN-m):229.000 截面信息截面类型:工字钢(GB706-88):xh=I40b(型号)截面抵抗矩33 Wx(cm): 1140.000 Wx(cm): 1140.000 1233 Wy(cm): 96.200 Wy(cm): 96.200 12截面塑性发展系数γx: 1.05 γx: 1.05 12γy: 1.20 γy: 1.20 12截面半面积矩33 S(cm): 678.600 S(cm): 92.704 xy13S(cm):84.891 y2 截面剪切面积22 A(cm): 94.110 A(cm): 94.110 xy截面惯性矩44 I(cm): 22800.000 I(cm): 692.000 xy截面附加参数参数名参数值x: I40b(型号) h分析结果2 最大正应力σ:191.312(N/mm)2 |σ= 191.3|?f = 215.0(N/mm) |f / σ|=1.124满足水平支撑系统验算:水平支撑系统位移图(单位:mm)水平支撑系统弯矩图(单位:kN.M)水平支撑系统剪力图(单位:kN)水平支撑系统轴力图(单位:kN) (6)钢腰梁强度验算:基本信息计算目标:截面验算截面受力状态:绕X轴单向受弯材料名称:Q2352 材料抗拉强度(N/mm):215.02 材料抗剪强度(N/mm):125.0弯矩Mx(kN-m):115.700 截面信息截面类型:工字钢组合Π形截面(GB706-88):xh=I40b(型号) 截面抵抗矩33 W(cm): 2280.000 W(cm): 2280.000 x1x233 W(cm): 2389.732 W(cm): 2389.732 y1y2截面塑性发展系数γ: 1.05 γ: 1.05 x1x2γ: 1.00 γ: 1.00 y1y2截面半面积矩33 S(cm): 1357.200 S(cm): 1646.925 xy截面剪切面积22 A(cm): 188.220 A(cm): 188.220 xy截面惯性矩44 I(cm): 45600.001 I(cm): 59026.381 xy截面附加参数参数名参数值x: I40b(型号) hw: 350(mm)分析结果2最大正应力σ:48.329(N/mm)2 |σ= 48.3|?f = 215.0(N/mm) |f / σ|=4.449满足(7)钢对撑强度及稳定性验算:基本输入数据构件材料特性材料名称:Q235构件截面的最大厚度:8.00(mm)2 设计强度:215.00(N/mm)2 屈服强度:235.00(N/mm)截面特性截面名称:无缝钢管:d=133(mm)无缝钢管外直径[2t?d]:133 (mm)无缝钢管壁厚[0,t?d/2]:8 (mm)缀件类型:构件高度:4.000(m)容许强度安全系数:1.00容许稳定性安全系数:1.00荷载信息轴向恒载设计值: 447.800(kN)连接信息连接方式:普通连接截面是否被削弱:否端部约束信息X-Z平面内顶部约束类型:简支X-Z平面内底部约束类型:简支X-Z平面内计算长度系数:1.00Y-Z平面内顶部约束类型:简支Y-Z平面内底部约束类型:简支Y-Z平面内计算长度系数:1.00 中间结果截面几何特性2 面积:31.42(cm)4 惯性矩I:616.11(cm) x3 抵抗矩W:92.65(cm) x回转半径i:4.43(cm) x4 惯性矩I:616.11(cm) y3 抵抗矩W:92.65(cm) y回转半径i:4.43(cm) y塑性发展系数γ1:1.15x塑性发展系数γ1:1.15y塑性发展系数γ2:1.15x塑性发展系数γ2:1.15y材料特性2 抗拉强度:215.00(N/mm)2 抗压强度:215.00(N/mm)2 抗弯强度:215.00(N/mm)2 抗剪强度:125.00(N/mm)2 屈服强度:235.00(N/mm)3 密度:785.00(kg/m)稳定信息绕X轴弯曲:长细比:λ=90.32 x轴心受压构件截面分类(按受压特性): a类轴心受压整体稳定系数: φ=0.711 x最小稳定性安全系数: 1.07最大稳定性安全系数: 1.07最小稳定性安全系数对应的截面到构件顶端的距离:0.000(m)最大稳定性安全系数对应的截面到构件顶端的距离:0.000(m)绕X轴最不利位置稳定应力按《钢结构规范》公式(5.1.2-1) N4478002,,200.3857N/mmA0.711，3142 x绕Y轴弯曲:长细比:λ=90.32 y轴心受压构件截面分类(按受压特性): a类轴心受压整体稳定系数: φ=0.711 y最小稳定性安全系数: 1.07最大稳定性安全系数: 1.07最小稳定性安全系数对应的截面到构件顶端的距离:0.000(m)最大稳定性安全系数对应的截面到构件顶端的距离:0.000(m)绕X轴最不利位置稳定应力按《钢结构规范》公式(5.1.2-1) N4478002,,200.3857N/mmA0.711，3142 y强度信息最大强度安全系数: 1.51最小强度安全系数: 1.51最大强度安全系数对应的截面到构件顶端的距离: 0.000(m)最小强度安全系数对应的截面到构件顶端的距离: 0.000(m)计算荷载: 447.80kN受力状态:轴压最不利位置强度应力按《钢结构规范》公式(5.1.1-1)分析结果构件安全状态: 稳定满足要求，强度满足要求。
钢板桩支护设计
钢板桩支护设计计算1 主要计算内容钢板桩支护设计中主要进行以下计算：(l）钢板桩内力计算。
(2）支撑系统内力计算。
(3）稳定性验算。
(4）变形估算。
各项计算内容又包含多个子项，下面逐个阐述其计算方法及步骤。
2 计算方法及步骤2.1 钢板桩内力计算对钢板桩进行内力分析的方法很多，设计时应根据支护的构造形式选择合适的分析方法，本文仅对等值梁法进行介绍，计算步骤如下。
(l）计算反弯点位置。
假定钢板桩上土压力为零的点为反弯点，设其位于开挖面以下y 处，则有：整理得：（1）式中，，——坑内外土层的容重加权平均值；H——基坑开挖深度；K a——主动土压力系数；K pi——放大后的被动土压力系数。
(2）按简支梁计算等值梁的最大弯矩和支点反力。
等值梁法计算简图如图1所示。
(3）计算钢板桩的最小人土深度。
由等值梁BG求算板桩的人土深度，取，则由上式求得(2)桩的最小人土深度：t0=y+x (3)如桩端为一般的土质条件，应乘以系数1.1～1.2 ，即t= （1.1～1.2）t0对于多层支点的支护体系，常采用等弯矩布置的形式以充分利用钢板桩的抗弯强度，减少支护体系的投人量。
其计算步骤为：a.根据所选钢板桩型号由以下公式确定最大悬臂长度h 。
（4）式中，f——钢板桩抗弯强度设计值；W——截面抗弯模量；、K a——同前b.根据表1确定各支撑跨度。
2.2 支撑系统内力计算多层支撑点布置见图2支撑内计算主要是分析围檩和撑杆（或拉锚）的内力，围檩为受均布荷载作用的连续梁，均布荷载的大小可按下式计算：（5）式中，q k——第k层围凛承受的荷载；H—―围檩至墙顶的距离；——相临两跨度值。
撑杆按偏心受压构件计算其内力即可，作用力为：（6）式中，——相临两支撑间距。
2.3 稳定性验算支护体系的稳定性验算是基坑工程设计计算的重要环节，主要包括整体稳定性分析、抗倾覆或踢脚稳定性分析、基底抗隆起稳定分析和抗管涌验算等。
(1）整体稳定性分析。
基坑支护专项方案计算
一、工程概况本工程位于XX市XX区，项目总投资XX亿元。
基坑开挖深度约6.5米，周边环境复杂，地下管线密集。
为保障基坑施工安全和周边环境稳定，特制定本专项方案。
二、支护结构设计1. 支护形式：采用钢筋混凝土排桩支护，桩径800mm，桩间距1.5m，桩长根据地质情况确定。
2. 钢筋混凝土排桩设计：（1）桩身混凝土强度等级C30；（2）桩身配筋：主筋直径φ25，箍筋直径φ12，间距150mm；（3）桩顶设置钢筋混凝土冠梁，尺寸为1200mm×1200mm，配筋同桩身。
3. 防水措施：在桩身混凝土中掺入防水剂，确保桩身防水性能。
三、施工方案1. 施工顺序：先进行桩基施工，再进行冠梁施工，最后进行土方开挖。
2. 桩基施工：（1）桩基施工采用旋挖钻机进行钻孔，钻孔深度根据地质情况确定；（2）成孔后，清孔，清孔标准为孔底沉渣厚度≤50mm；（3）下钢筋笼，钢筋笼制作应符合设计要求；（4）浇筑混凝土，混凝土强度达到设计要求后方可进行下一道工序。
3. 冠梁施工：（1）冠梁混凝土强度等级C30；（2）冠梁配筋：主筋直径φ25，箍筋直径φ12，间距150mm；（3）冠梁施工完成后，进行养护。
4. 土方开挖：（1）采用挖掘机进行土方开挖，分层开挖，每层厚度不超过2.0m；（2）开挖过程中，应确保支护结构稳定，避免因开挖不当导致支护结构破坏；（3）开挖过程中，应及时进行排水，防止基坑积水。
四、计算书1. 桩基承载力计算：（1）桩基轴向承载力计算公式：Qa = qSap + qaAp（2）桩基侧阻力计算公式：Qs = 0.6qL + 0.4qLγH（3）桩基抗拔力计算公式：Qb = qaApγH2. 冠梁弯矩计算：（1）冠梁弯矩计算公式：M = (F1L1 + F2L2)/2（2）F1为桩顶水平力，F2为桩侧水平力，L1为桩顶至冠梁长度，L2为冠梁长度。
3. 冠梁剪力计算：（1）冠梁剪力计算公式：V = (F1 + F2)γH/2五、安全措施1. 施工过程中，加强监测，确保支护结构稳定；2. 加强施工人员安全培训，提高安全意识；3. 严格执行施工方案，确保施工质量；4. 加强现场文明施工，减少对周边环境的影响。
基坑支护结构的设计原理与计算方法
基坑支护结构的设计原理与计算方法支护结构是指用来稳定和支护地表结构的工程结构。
基坑支护结构是地面施工周围环境和基坑结构构造的工程结构，它具有贯穿基坑深度的结构材料，承受自重、结构荷载和地面施工所产生的力，以确保基坑支护结构的牢固性和稳定性，以保护基坑周围的地表结构。
一、基坑支护结构的设计原理
1、安全稳定性：基坑支护结构的设计首先应考虑安全稳定性，确保基坑结构的牢固性和稳定性，以保护基坑周围的地表结构。
2、结构安全性：基坑支护结构受到重力荷载、地震荷载和其他外力的双重影响，应当考虑结构的稳定性和完整性，确保基坑支护结构的安全性。
3、经济性：基坑支护结构的设计应尽可能考虑成本效益，建议采用适当的结构材料，以尽量减少支护结构的建造成本。
二、基坑支护结构的计算方法
1、支护结构强度计算：应根据基坑支护结构的荷载和结构特性，计算支护结构的强度，确定支护结构的设计原则，以确保支护结构的安全性和可靠性。
2、支护结构位移计算：在设计支护结构时。
深基坑支护类型与设计计算
对该截面求矩即得最大弯矩Mmax Mmax=143.35×(5.55／3+4)+51.66×4×4／ 2+4.655× 42×4／3-28.56×4×4／2-19.38×42×4／ 3=709.4kNm 至此计算完毕，接着可按最大弯矩选择适当的桩径、 桩距和配筋。但尚应注意计算所得Mmax是每延米桩排 的弯矩值，应乘以桩距，才是单桩弯矩设计值。
图2-8 单锚精选深pp埋t 算例图
解：1.计算模型如图2-6所示。
沿桩排方向取1m长度计算土压力计算见表2-9,表2-10
2.求反弯点位置
反弯点位置可以桩前后土压力为零点近似确定： 35.489+5.403D1=57.288D1 解出：D1=0.68m
表2-10 被动土压力计算表
计算深
2C·
参数
9.8
14
-4.2
14
14
0
Ka=0.49 C 6.0
114
134
65.66
14
51.66
=0.7 O 6+Dmin 114+19Dmin 134+19min 65.66+9.31min 14 51.66+9.31min
注：A点负值不计，B点的深度Z0根据 (2C K a )=(γ·Z0+q)·Ka求得
精选ppt
图 单锚浅埋支护结构计算图
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2、单支撑（锚杆）深埋板桩计算（等值梁 法）
精选ppt
精选ppt
简化计算的力学模型： 单支撑（锚杆）视为绞支，下端为固定端，
中间有一截面的弯矩为零，叫反弯点， 为简化计算，常用土压力强度等于零的 位置代替反弯点位置，示为一绞支。ac 梁即为ab梁上ac 的等值梁。 计算时考虑板桩墙与土的摩擦力，板桩墙 前与墙后的被动土压力分别乘以修正系 数如表，为安全其间对主动动土压力不 折减。
锚喷支护设计计算
锚喷支护设计计算
1、采用锚喷支护的岩质边坡整体稳定性计算应符合下列规定：
1岩石侧压力分布可按本规范第9.2.5条的规定确定；
2锚杆轴向拉力可按下式计算：
Nak=e,ahSχjSyj∕cosα(10.2.1)
式中：Nak一锚杆所受轴向拉力(kN);
s×j x Syj ----- 锚杆的水平、垂直间距(m);
e'ah——相应于作用的标准组合时侧向岩石压力水平分力修正值(kN∕m);α―锚杆倾角(。
)。
2、锚喷支护边坡时，锚杆计算应符合本规范第8.2.2~8.2.4条的规定。
3、岩石锚杆总长度应符合本规范第8.4.1条的相关规定。
4、采用局部锚杆加固不稳定岩石块体时，锚杆承载力应符合下式的规定：
Kb(Gt-∕G n-cA)≤∑Nakti+∕∑Nakni(10.2.4)
式中：A——滑动面面积(m2);
c——滑移面的黏聚力(kPa);
f——滑动面上的摩擦系数；
Gt、Gn——分别为不稳定块体自重在平行和垂直于滑面方向的分力(kN); Nakti、Nakni——单根锚杆轴向拉力在抗滑方向和垂直于滑动面方向上的分力(k N)；
Kb一锚杆钢筋抗拉安全系数,按本规范第8.2.2条规定取值。
支护参数计算
附件1、支护参数计算（一）锚杆参数计算：按锚杆悬吊理论计算1、锚杆长度L = L +L +L式中：L :锚杆长度，mm；L ］:锚杆外露长度，取50mm；L「有效长度，mm,（顶锚杆取免压拱高b,帮锚杆取煤帮破碎深度c）；匕3：锚入稳定岩层内深度，mm,（顶锚杆取800mm，帮锚杆取600mm）；（1）普氏免压拱高：b=［B/2+Htan（45° -3帮/2）］/f 式中：B :巷道掘进宽度（B皮二5.5m、B碉室=4.4m、）H :巷道掘进高度（H皮二3.8m、H碉室=3.6m）f煤：煤层普氏系数，f煤=2.5；3帮：两帮围岩的内摩擦角，3帮取63.26°；皮带巷：b皮二［5500/2 + 3800 * tan（45。
—63.26/2）］/2.5 = 1461mm探放水、调车硐室：b 碉室二［4400/2 + 3600x tan（45。
—63.26/2）］/2.5=1222mm（2）破碎深度：c = H x tan（45。
一①帮/2）式中：H：巷道掘进高度（H碉室=3.6m、H皮=3.8m）3帮：两帮围岩的内摩擦角，取63.26°；皮带巷：C 皮二3800 * tan（45。
—63.26。
/ 2）= 903mm探放水、调车桐室：c 碉室二3600x tan（45。
—63.26。
/2）= 856mm 由（1）、（2）可得巷道顶、帮锚杆长度分别为：皮带巷：L 由顶=Li +L2+L3= 50 + 1461 + 800 = 2311mm；L ^^=L1+L2+L3=50 + 903 + 600 = 2003mm；探放水、调车桐室：L碉室=L] +L 2 +L3= 50 + 1222 + 800 = 2072mm；L 碉室=L1+L2+L3=50 + 856 + 600=1506mm；23111皮带巷掘进工作面实际所选用的锚杆长度分别为：顶锚杆长度为2600mm,帮锚杆长度为2100mm,经计算工作面巷道实际所选用的锚杆长度均大于计算出的长度，所以满足设计要求。
岩巷支护设计理论计算及参数确定方法
岩巷支护设计理论计算及参数确定方法1、按自然平衡拱理论计算Ⅰ、两帮煤体受挤压深度CC=(（KrHB/1000fcKc）Cos(a/2)-1)h×tg(45-ψ/2)=（（2.5×24×510×1/1000×2×1.0）Cos（23°/2）-1）×2.65×tg（45°-63°/2）=8.9m式中：K——自然平衡拱角应力集中系数，与巷道断面形状有关；矩形断面，取2.8r ——上覆岩层平均容重，取24KN/ m3H——巷道埋深mB——固定支撑力压力系数，按实体煤取1fc——煤层普氏系数，Kc——煤体完整性系数，0.9-1.0a——煤层倾角h——巷道掘进高度mψ——煤体内摩擦角，可按fc反算Ⅱ、潜在冒落高度bb=(a+c)Cosa/Kyfr=（2.1+8.9）×0.92/0.45×4=5.62m式中：a——顶板有效跨度之半mKy——直接顶煤岩类型性系数。
当岩石f=3-4时，取0.45 ;f=4-6 时，取0.6; f=6-9时，取0.75。
Fr——直接顶普氏系数Ⅲ、两煤帮侧压值QsQs=KnCr煤[h×sina+b×cos(a/2)×tg(45-a/2)=2.5×2×8.9×1.48[2.65×0.39+5.62×0.98×0.24=155kN/m式中：n——采动影响系数，取2-5r煤——煤体容重，KN/m3(1)顶锚杆长度LL=L1+b+L2=0.05+5.62+0.35=6.02式中：L1——锚杆外露长度mL2——锚固端长度mb——潜在冒落拱高度m锚杆间距D≤1/2L锚杆排距LO=Nn/2K·rab=105×12/2×2×24×2.1×5.62=式中：n——顶板每排锚杆根数N——每根锚杆锚固力，KNK——安全系数，取2-3r ——上覆岩层平均容重，取24KN/ m3a——1/2巷道掘进跨度，m(2)煤帮锚杆锚杆长度：L=L1+C+L2=0.05+8.9+0.35=9.3锚杆间距：D=Nh/L0KQs=105×2.65/×2×155=式中：N——设计锚杆锚固力，MPaK——安全系数，取2-3L0——煤帮锚杆排距，同顶板排距Qs——两帮侧压值，KN2、按悬吊理论(1)锚杆长度L，L=L1+L2+L3=50+1000+300=1350mm式中：L1——锚杆外露长度L2——软弱岩层厚度，可根据柱状图确定mmL3——锚杆伸入稳定岩层深度一般不小于300mm(2)锚固力N：可按锚杆杆体的屈服载荷计算N=π/4(d2σ屈)=0.25×3.14×（0.02）2×335×106=105KN 式中：σ屈——杆体材料的屈服极限Mpad——杆体直径(3)锚杆间排距锚杆间距D≤1/2LD≤0.5×2200=1100mm锚杆排距L0=Nn/（2kra L2）=105×103×13/2×3×24×103×2.1×1=4.51m式中：n——每排锚杆根数N——设计锚固力，KN/根K——安全系数，取2-3r ——上覆岩层平均容重，取24KN/ m3a——1/2巷道掘进宽度m3、按组合梁原理计算(1) 锚杆长度LL=L1+L2+L3式中：L1——锚杆外露长度mL3——锚固端长度mL2——组合梁自撑厚度mL2=0.612B[K1P/ψσ1σx]/2=0.612×4.2(2×/)K1——与施工方法有关的安全系数。
基坑支护支撑体系设计计算(模板)
冠梁围檩设计（1）计算参数Tmax ＝数据001kN/m ，支点间距L=数据002m ，γ0=数据003M max =1.35×γ0×Tmax ×L 2/12＝数据004kN ·m（2）受弯截面计算设计梁规格：b=数据005,h=数据006， C35砼，HRB400级钢配筋，fc=16.7，fy=36020c M f bh α==数据007 γ=(0.51⨯+=数据008对称配筋A S =A S ’=0y M f h γ=数据009mm 2 实配2×数据010 C 数据011（三级钢）纵向钢筋，A S =数据012mm 2 ＞A S ，满足要求！（3）斜截面设计计算Vc = 0.5×1.35×γ0×Tmax ×L =数据013kN00.25CS c V f bh ==0.25×fc ×b ×h 0 =数据014kN >Vc截面满足要求按构造配置箍筋，实配φ8@150四肢箍混凝土支撑设计按轴压构件设计，T＝数据001kN/m，γ0=数据002，交角α=数据003°支点间距L＝数据004m，轴力N=1.35×T×γ0×L/sinα＝数据005kN设计主支撑梁:b=数据006,h=数据007，C35砼，HRB400级钢配筋，fc=16.7，fy=360梁长L＝数据008m主梁上荷载：自重W1=b×h×25=数据009kN/m，施工荷载W2=5.0kN/mW=W1+ W2=数据010kN/m制作偏心取L/1000，弯距：M max=1.35×γ0×W×L2/12+L×N/1000=数据011kN·m配筋计算：l0/h=数据012e0=M/N=数据013mme a =h/30=数据014mme i =49.99+20=数据015mm10.5/fcbh N ζ==数据01602 1.150.01l hζ=-=数据01720120111400i l e h h ηξξ⎛⎫=+= ⎪⎝⎭数据018 0c N f bh ξ==数据0190.518b ξ>= 为小偏心受压构件。
支护理论计算方法
1、按悬吊理论(1)锚杆长度L，L=L1+L2+L3=50+1000+300=1350mm式中：L1——锚杆外露长度L2——软弱岩层厚度，可根据柱状图确定mmL3——锚杆伸入稳定岩层深度一般不小于300mm(2)锚固力N：可按锚杆杆体的屈服载荷计算N=π/4(d2σ屈)=0.25×3.14×（0.02）2×335×106=105KN 式中：σ屈——杆体材料的屈服极限Mpad——杆体直径(3)锚杆间排距锚杆间距D≤1/2LD≤0.5×2200=1100mm锚杆排距L0=Nn/2kra L2=105×103×13/2×3×24×103×2.1×1=4.51m 式中：n——每排锚杆根数N——设计锚固力，KN/根K——安全系数，取2-3r ——上覆岩层平均容重，取24KN/ m3a——1/2巷道掘进宽度m2、按自然平衡拱理论计算Ⅰ、两帮煤体受挤压深度CC=(（KrHB/1000fcKc）Cos(a/2)-1)h×tg(45-ψ/2)=（（2.5×24×510×1/1000×2×1.0）Cos（23°/2）-1）×2.65×tg（45°-63°/2）=8.9m式中：K——自然平衡拱角应力集中系数，与巷道断面形状有关；矩形断面，取2.8r ——上覆岩层平均容重，取24KN/ m3H——巷道埋深mB——固定支撑力压力系数，按实体煤取1fc——煤层普氏系数，Kc——煤体完整性系数，0.9-1.0a——煤层倾角h——巷道掘进高度mψ——煤体内摩擦角，可按fc反算Ⅱ、潜在冒落高度bb=(a+c)Cosa/Kyfr=（2.1+8.9）×0.92/0.45×4=5.62m式中：a——顶板有效跨度之半mKy——直接顶煤岩类型性系数。
支护设计计算公式
支护设计计算公式
侧向挤出值： C=h()11000-⨯⨯⨯⨯f
Kc r H KA ×tg(450-)2p 式中h ——巷道高度 K A ——巷道两帮压力系数 H ——巷道埋深 r ——顶板煤岩平均容重 Kc ——巷道两帮煤岩类型系数 f ——普氏系数 P ——（煤岩）内摩擦角
巷帮压力计算
q c =r c *C*h*sin α
式中q c ——侧压力 r c ——巷帮煤岩平均容重 α——（煤岩）内摩擦角
巷道顶板压力计算q d =2r d ×a ×b ×cos α
式中r d ——顶板岩石平均容重
自然平衡拱高度 b=Fd
Kd C a ⨯+ 式中a ——巷宽的一半 Kd ——顶板煤岩类型系数 Fd ——顶板煤岩普氏系 C ——侧向挤出值
炸药消耗计算公式 Q=m p a L N ⨯⨯⨯公斤 N=p
a m S q ⨯⨯⨯⨯η个 式中 Q ——总的炸药量度 N ——炮眼个数
q——单位炸药消耗量，kg S——巷道掘进断面积，m2 m——每个药卷的长度，m η——炮眼利用率，η=L0/L L0——循环进度，m L——炮眼深度，m a——炮眼装药系数，装药长度与眼长之比，一般取0。
5~0。
7 p——每个药卷的重量，kg。
支护设计计算
附录：支护设计计算按悬吊理论计算支护参数：1、锚杆长度计算L = KH+L1+L2式中：L——锚杆长度，m H——冒落拱高度，mK----安全系数，取2L1——锚杆锚入稳定岩层深度，取0.5mL2——锚杆在巷道中的外露长度，取0.1m其中： H=B/2f=3.6/(2×4)=0.45m式中：B——巷道宽度 f——岩石坚固性系数，取4 L = 2H+L1+L2=2×0.45+0.5+0.1=1.5m施工中取L=2m2、锚杆间距、排距a、ba=b=KHrQ式中：a、b——锚杆间、排距mQ——锚杆设计锚固力，80kN/根；H——冒落拱高度，取0.45m ；K——安全系数，取2；r——被悬吊石灰岩的重力密度，24kN/m3a=b=√502×0.45×24=1.52m施工中取a=b=0.9m3、锚杆直径的选择：d=P=abhr=0.9×0.9×2×24=38.9kN/m2式中：a---锚杆排距h---锚杆承载岩体高度，取锚杆长度2mb---锚杆间距r---承载岩体容重24kN/m3K---安全系数取2Δ--锚杆材料抗拉强度，取38kN/m2d= =√4×3890×2/3.14×3800=16.1mm施工中取Φ=20mm通过锚杆直径的验算，排距确定为0.9m，间距为0.8m,能满足支护要求。
4、锚索支护参数计算：⑴确定锚索的长度：L=La+Lb+Lc+Ld式中 L----锚索总长度，mLa---锚索深入到较稳定岩层的锚固长度，mLb---需要悬吊的不稳定岩层厚度，取1.5mLc---上托盘及锚具的厚度，取0.1mLd---需要外露的张拉长度，取0.3m锚索锚固长度La按下式确定：La≥K×(d1fa/4fc)式中：K---安全系数，取2d1---锚索钢绞线直径，取15.24mmfa---钢绞线抗拉强度，N/m㎡(1920MPa,含1883.52N/mm2)fc—锚索与锚固剂的粘合强度，取10N/mm2则La≥（2×15.24×1883.52）/4×10=1435.242㎜≈1.44mL=1.44+1.5+0.1+0.3=3.34m 施工取锚索长度为6.3m。
基坑支护常见形式与计算
第二章 基坑支护结构计算
2.2 水土压力—分算
pak ( ak ua )k up )K p,i 2ci K p,i up
其中
u p whwp
式中：ua、up 分别为支护结构外侧、内侧计算点的水压力(KPa)
ak ac k, j
土钉墙
土钉墙结构
复合土钉墙
第一章 基坑支护常见形式 二 土钉墙结构
复合土钉墙是由土钉墙和止水帷幕、微型桩、预应力锚杆等组合形成的基 坑支护技术。适用于各种施工环境和多种地质条件的基坑支护。
土钉墙+止水帷幕+预应力锚杆组合
土钉墙+微型桩+预应力锚杆组合
土钉墙+止水帷幕+微型桩+预应力锚杆组合
第一章 基坑支护常见形式 三 支挡式结构
q0 均布附加荷载标准值(KPa)
第二章 基坑支护结构计算
2.3 地面荷载—条形基础（荷载）
d a / tan za d (3a b) / tan
k
p0b b 2a
za d a / tan或za d (3a b) / tan
k 0
p0 基础底面附加压力标准值(KPa) d、b 基础埋置深度、基础宽度(m)
井点降水 放坡开挖
地下水埋深较浅、基坑开挖较深可 能产生流砂、管涌、突涌等不良现 象时，可采用井点降水放坡开挖
第一章 基坑支护常见形式
2、 放坡开挖—坡度选择
查表法 适用条件：对开挖深度不大，基坑周围无较大荷载时。
坑壁土类型 软质岩石 碎石类土 粘性土
粉土
状态
微风化 中等风化
强风化 密实 中密 稍密 坚硬 硬塑 可塑 Sr< 0.5
Eak1
1 2
土钉支护的计算公式
土钉支护的计算公式一、土钉支护的基本原理。
土钉支护是一种以土钉为主要构件的边坡支护结构，它的基本原理是通过土钉将边坡的材料与支护结构连接在一起，形成一个整体的支护系统。
土钉的作用主要有两个方面，一是增加边坡的抗滑性，通过土钉的拉力将边坡的材料与支护结构牢固地连接在一起，防止边坡的材料发生滑动；二是增加边坡的稳定性，通过土钉的锚固作用，将边坡的材料与支护结构紧密地结合在一起，增加边坡的整体稳定性。
二、土钉支护的计算公式。
1. 土钉的拉力计算公式。
土钉的拉力是土钉支护设计中最为重要的参数之一，它直接关系到土钉的受力情况和支护效果。
土钉的拉力计算公式一般可以采用以下公式进行计算：T = k Q。
其中，T为土钉的拉力，单位为kN；k为土钉的系数，一般为1.0~1.5；Q为土钉的受力面积，单位为m²。
2. 土钉的锚固长度计算公式。
土钉的锚固长度是土钉支护设计中另一个重要的参数，它直接关系到土钉的锚固深度和支护效果。
土钉的锚固长度计算公式一般可以采用以下公式进行计算：L = K H。
其中，L为土钉的锚固长度，单位为m；K为土钉的系数，一般为1.0~1.5；H 为边坡的高度，单位为m。
3. 土钉的间距计算公式。
土钉的间距是土钉支护设计中另一个重要的参数，它直接关系到土钉的受力情况和支护效果。
土钉的间距计算公式一般可以采用以下公式进行计算：S = L / n。
其中，S为土钉的间距，单位为m；L为土钉的锚固长度，单位为m；n为土钉的数量。
三、土钉支护的设计方法。
土钉支护的设计方法一般可以采用以下步骤进行：1. 边坡稳定性分析，首先对边坡进行稳定性分析，确定边坡的稳定性状况和受力情况。
2. 土钉数量计算，根据边坡的稳定性分析结果，确定土钉的数量和位置。
3. 土钉尺寸设计，根据土钉的数量和位置，确定土钉的尺寸和长度。
4. 土钉支护结构设计，根据土钉的数量和尺寸，设计土钉支护结构的布置和连接方式。
5. 土钉支护的计算和验算，根据土钉的数量和尺寸，进行土钉支护的计算和验算，确定土钉的受力情况和支护效果。
岩巷支护设计理论计算及参数确定方法
岩巷支护设计理论计算及参数确定方法1、按自然平衡拱理论计算I、两帮煤体受挤压深度CC=(( KrHB/1000fcKc ) Cos(a/2)-1)hxtg(45-^/2)=((2.5x24x510x 1/1000x2x1.0 ) Cos ( 23°/2 )-1 )x2.65xtg ( 45°-63°/2 ) =8.9m式中：K——自然平衡拱角应力集中系数，与巷道断面形状有关；矩形断面，取2.8r ——上覆岩层平均容重，取24KN/ m3H ----- 巷道埋深mB——固定支撑力压力系数，按实体煤取1fc煤层普氏系数，Kc——煤体完整性系数，0.9-1.0a——煤层倾角h ----- 巷道掘进高度m^——煤体内摩擦角，可按fc反算H、潜在冒落高度bb=(a+c)Cosa/Kyfr=(2.1+8.9 )x0.92/0.45x4=5.62m式中：a——顶板有效跨度之半mKy一直接顶煤岩类型性系数。
当岩石f=3-4时，取0.45 ;f=4-6 时，取0.6; f=6-9 时，取0.75。
Fr——直接顶普氏系数B、两煤帮侧压值QsQs=KnCr 煤[hxsina + bxcos(a/2)xtg(45-a/2)=2.5 x2x8.9x 1.48[2.65 x0.39+5.62 x0.98 x0.24=155kN/m式中：n——采动影响系数，取2-5r煤——煤体容重，KN/m3(1)顶锚杆长度LL=L]+b+L2=0.05 + 5.62+0.35=6.02式中：L1---- 锚杆外露长度mL2——锚固端长度m b 潜在冒落拱高度m锚杆间距D<1/2L 锚杆排距LO=Nn/2K・rab= 105x12/2x2x24x2.1x5.62= 式中：n——顶板每排锚杆根数N——每根锚杆锚固力，KNK——安全系数，取2-3r ——上覆岩层平均容重，取24KN/ m3 a 1/2巷道掘进跨度，m(2)煤帮锚杆锚杆长度：L=L1+C+L2=0.05+8.9+0.35=9.3锚杆间距：D=Nh/L0KQs= 105x2.65/x2x155 =式中：N——设计锚杆锚固力，MPaK——安全系数，取2-3L0——煤帮锚杆排距，同顶板排距Qs——两帮侧压值，KN2、按悬吊理论⑴锚杆长度L,L=L1+L2+L3= 50+1000+300=1350mm式中：L1------ 苗杆外露长度L2——软弱岩层厚度，可根据柱状图确定mmL3——锚杆伸入稳定岩层深度一般不小于300mm (2)锚固力N：可按锚杆杆体的屈服载荷计算N=n/4(d2。
排桩支护设计及计算
排桩支护设计及计算排桩支护是一种常用的地下工程支护措施，广泛应用于基坑工程、地铁工程、桥梁工程等。
排桩支护设计及计算是确保地下结构施工安全和施工质量的重要环节。
本文将从排桩支护设计原理、设计步骤、计算方法以及设计注意事项等方面进行详细阐述。
一、排桩支护设计原理排桩支护是通过设置一定间距的垂直桩体来增加土的抗侧性能，从而抵抗地下结构施工期间可能引起的土体侧向变形和变位。
排桩支护设计原理主要包括以下几点：1.土体侧向力学行为的分析：通过土体的剪切强度、侧向压力分布、桩与土体的相互作用等参数的计算，分析土体在侧向荷载作用下的力学行为。
2.土的排桩支护效应：排桩支护能够增加土的整体抗剪强度，减小土体的侧向位移，提高土体的稳定性。
3.桩与土体的相互作用：桩与土体之间存在一定的相互作用，通过研究桩的剪切阻抗特性和土的侧向位移变形特性，进行排桩支护设计。
二、排桩支护设计步骤1.地质勘察：对施工场地进行地质勘察，掌握地质情况、土层特性，确定施工地段的荷载条件、地下水位等。
2.设置桩的类型与间距：根据工程要求确定采用的桩的类型，如钢筋混凝土桩、钢管桩等，并根据工程需求确定桩的间距。
3.排桩效应分析：通过合理的计算方法，分析排桩后土体的变形与位移情况，确定桩的稳定性和支护效果。
4.桩的计算与设计：根据排桩后的土体变形和位移情况，进行桩的计算与设计，确定桩的尺寸和数量。
5.施工方法的选择：根据地质条件、桩的类型和设计要求，选择适合的施工方法，包括静载试验、动力触探、振动沉桩等。
6.监测与检查：在施工过程中进行监测与检查，保证排桩支护的施工质量。
三、排桩支护设计计算方法排桩支护的设计计算主要包括桩的受力计算和土体的侧向位移计算。
一般常用的计算方法有以下几种：1.桩的受力计算方法：根据杆件受力平衡原理，计算桩的竖向荷载、弯矩和剪力等。
根据桩的受力情况，可以确定桩体的截面尺寸和钢筋配筋等。
2. 土体的侧向位移计算方法：根据土的力学特性，可以采用有限元方法、解析方法或经验公式等进行土体的侧向位移计算。
排桩支护设计和计算
排桩支护设计和计算排桩支护是土木工程中常用的一种结构支护方法，主要用于土壤或岩石边坡、挖掘壕沟、基坑开挖等地方，以防止土体的失稳和坍塌。
本文将介绍排桩支护的设计和计算方法。
一、设计参数1.土壤或岩石的力学性质：包括土壤或岩石的强度、黏聚力、内摩擦角以及它们的变化规律。
2.桩的几何形状和材料：包括桩的直径、长度、材料的强度和刚度，以及桩之间的间距。
3.水文地质条件：包括地下水位、地下水的压力变化和渗透性。
4.边坡或基坑开挖的几何形状和尺寸：包括边坡或基坑的高度、坡度和开挖的深度。
5.附近建筑物或设施对边坡或基坑的影响：包括建筑物的排水系统、振动、荷载和地基沉降等。
二、计算方法1.确定桩的尺寸和间距：根据设计参数，可以根据公式或图表来确定桩的直径和间距。
一般而言，桩的直径应根据土壤或岩石的强度来确定，直径越大则承载能力越高，但成本也相应增加。
桩之间的间距应根据排桩应变圈来确定，一般认为桩之间的距离应小于桩的直径。
如果桩之间的距离太远，则桩体之间的土体可能会塌陷，导致支护效果不理想。
2.计算桩的承载力：桩的承载力可以通过斯托克斯公式来计算，公式为：Qc=Σ(π/4)(d^2)(cNc+qNq+0.5γsBNγ)其中，Qc表示桩的承载力，d表示桩的直径，c表示土壤的黏聚力，Nc和Nq分别为规定的地基反应系数，γs为土壤的自重，B为桩的宽度，Nγ为地基反应系数。
3.判断排桩支护的稳定性：根据计算得到的桩的承载力，可以和桩上所受的荷载进行对比，判断桩的稳定性。
如果桩的承载力大于所受荷载，则桩的稳定性良好；如果桩的承载力小于所受荷载，则需要增加桩的直径或间距，以提高支护的稳定性。
4.根据具体情况进行改进设计：根据实际情况，可以对桩的设计进行改进。
例如，可以增加桩的长度，以提高桩体的承载力；可以增加桩的间距，以提高排桩的整体稳定性；也可以增加桩的直径，以增加桩的刚度。
综上所述，排桩支护设计和计算主要涉及设计参数的确定、桩的尺寸和间距的计算、桩的承载力的计算以及排桩支护的稳定性判断等方面。
基坑支护设计计算——土压力
基坑支护设计计算——土压力基坑支护设计计算是基坑工程中非常重要的一项工作，主要是为了保证基坑支护结构在施工过程中能够承受土体的作用力，确保基坑的稳定性和安全性。
其中土压力是基坑支护设计计算的核心要素之一、本文将从土体压力的产生机理、土压力的计算方法以及影响土压力的因素等方面进行综述。
土压力的产生机理是由于土体受到重力作用下的应力状态所引起的。
在基坑支护工程中，土体压力的计算一般分为两个阶段，即开挖阶段和支护阶段。
在开挖阶段，土体受到开挖活动力的作用，会引起土体的变形和应力的重新分布。
在此过程中，土体的应力状态会发生改变，从而导致土压力的产生。
在支护阶段，通过设置支撑结构，可以减小土体的变形和应力的重新分布，从而降低土压力。
土压力的计算方法主要有一维克努森土压力理论、二维克努森土压力理论和三维克努森土压力理论。
一维克努森土压力理论适用于开挖深度较小、土体较均匀且无水平变化的情况；二维克努森土压力理论适用于土体具有较大的水平变化时；三维克努森土压力理论适用于基坑边缘存在较大土体水平变化的情况。
在实际工程中，通常根据具体情况选择合适的土压力计算方法。
影响土压力的因素有很多，主要包括土体的性质、基坑的几何形状、土压力的分布、土体的应变特性等。
土体的性质包括土体的密实度、土体的粘聚力、土体的内摩擦角等，不同的土体性质会导致不同的土压力。
基坑的几何形状主要包括基坑的开挖深度、基坑的开挖斜率、基坑的水平变化等，这些因素会影响土体的应力状态和土压力的分布。
土压力的分布是指土压力随深度的变化规律，通常可以通过进行地表测量和数值模拟计算来获得。
土体的应变特性是指土体的压缩性、剪切性等特性，不同的应变特性会导致不同的土压力。
综上所述，基坑支护设计计算中的土压力是一个复杂的问题，涉及到土体力学和结构力学等多学科的知识。
准确计算土压力，对于基坑支护结构的设计和施工至关重要，可以确保基坑的稳定性和安全性。
对于工程师来说，选择合适的土压力计算方法，考虑好各种因素对土压力的影响，是进行基坑支护设计计算的关键。
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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。
4
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。