单体液压支柱的选型计算

单体液压支柱的选择计算

一、回采工作面支护形式的选择

采煤工作面的支护经历了重大的技术改革，经历了木支柱、摩擦柱、单体液压支柱及液压支架阶段，在顶板管理技术上，由传统的密集支柱、对柱、丛柱等切顶支柱，发展到无密集、切顶，在坚硬顶板工作面采用液压切顶墩柱，在采面刮搬输送机头支护上采用11#工字钢梁四柱八梁等支护方法，这些支护技术改革有利地促进了回采工作面单产的提高，安全情况也大有改观。

单体液压支柱有外注式DZ和内注式NDZ，由于内注式操作时初撑力不稳定和不便于检修，因此，本矿采用外注式单体液压支柱。

1、单体液压支柱规格的选择：

支柱规格的选择，主要依据支柱在开采煤层使用时需要达到最大高度和最小高度。

1）支柱的最大高度H max

H ma x=M max－b＋l

式中：M max—工作面最大采高，m；我矿26＃号煤层在最高1.7m

b—顶梁厚度，m；

l—为了避免支柱在完全抽出状态下工作，预留的活柱富裕行程，一

般为100mm。

如果在直接顶与煤层中存在有0.3~0.5m以下的随采随落的伪顶，支柱最大高度还应考虑伪顶厚度c，即为：

H max=M max＋c－b＋l=1.7 +0.3+0.1+0.1=2.2m

2）支柱的最小高度H min

应适用于放顶前支柱高度，为了方便的回收液压支柱，使支柱不致压死；按

普通采煤管理办法的规定，应留有100mm伸缩余量，则：H min=M min－s－b－a。

式中：M min—工作面最小高采，m；

s—顶板在最大控顶距处平均最大下沉量，m；

a—支柱卸戴高度（一般≥0.1）,m；

顶板在最大控顶距处平均下沉量，应根据同一层煤开采的实测资料确定。

也有估算方法可供参考，即：

S=ηMR

式中：η—0.04-0.05；

R—最大控顶距。

（三）单体液压支柱工作面支护强度的确定

采场支柱的支护强度要求支柱在“给定载荷”和“给定变形”工作状态下，既能有一定的承载能力，又要能够防止老顶来压时，顶板沿工作面煤壁切断。采场支柱的支护强度系数指单位面积内全部支柱的总支撑能力。支护强度的计算方法，基本上分为三种，有经验估算法、观测统计法和理论计算法。但目前通用的是经验估算法。

1、经验估算法按照煤层开采的厚度一定倍数的岩重，估算支柱应有的载荷计算方法：各国都不完全相同，而我国通过大量的实测资料分析得出P=(6~8)γM计算公式：

式中的M为煤层开采厚度，γ为顶板岩石容重。

云贵煤矿炮采工作面，采高1.8m，工作面斜长80m，采用三班生产自采自回的多循环作出方式，控顶采用3-4排管理、排距、柱距分别为1.0m，0.8m，全部陷落法管理顶板。

1、支护选型及支护密度计算

工作面选用DZ18-1800/100型单体液压支柱和HDJA-1000型铰接顶梁配套

使用。

支柱的额定工作阻力，294KN 。

初始工作阻力：114-154KN 。

最大支撑高度：2.24m 。

最小支撑高度：1.44m 。

支柱活柱行程：0.8m 。

泵站压力≥18Mpa 。

每根单体支柱的工作阻力为P 支=Fn=294×0.85=249.9KN/根

式中n —支柱实际利用系数，取0.85；

F —单体柱额定工作阻力，KN ；

单体面积顶板压力W 为：

W=K γM=6×24.5×1.8=265KN/m 2

式中：K —安全系数，取6；

γ—顶板岩石容重，24.5KN/m 3；

M —采高1.8m 。

1）工作面支护密度确定：

①最大控顶距为Lmax=4.0m ，工作面斜长L 为80m ，Smax=Lmax ·L=4.0×80=320(m 2)

最大控顶距时，支柱数目N 大。

Nmax=L a (0.5+Bmax)= 80／0.8 (1.5+4)=550（根）

最大控顶距工作面支柱密度d 为

d 大=Nmax Smax =550／320=1.7（根/m 2）

式中：a —工作面柱距 Nmax —最大控顶距时支柱棵数