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文档简介

小发路煤矿炮采工作面支护方式设计参考一、工作面支护强度计算1、合理支护强度的计算采用经验公式计算: t 9.81hr R=89.811.82.62 =370.11(kNm2)式中:t工作面合理的支护强度(kNm2)h采高(m)r顶板岩石容重(t/m3),R 工作面上覆岩石厚度一般取4-8倍的采高,取89.81重力常量选取370.11kNm2为工作面合理支护强度。2、工作面合理的支护密度计算: RN=370.11/3000.851.45(根/m2)Rt单体液压支柱额定工作阻力, 300KN;N单体额定工作阻力实际利用系数,一般取0.85; 3、根据合理的支护密度,结合顶板岩性,为满足护顶需要,确定排距为1.0m、柱距为0.5m;实际支护密度为4(0.54.2)=1.90根/m21.45根/满足要求。 4、选择合理的控顶距根据工作面实际采高和岩性,采用“三四”硐管理顶板,最大控顶距4.2m,最小控顶距3.2m。 5、切顶排支柱:方案1使用切顶密集+戗柱作为切顶排的特殊支护。支护规格支柱中-中400mm.,在切顶位置两棚支柱间加打一棵戗柱形成切顶排支柱,柱距0.4m。方案2:使用切顶密集+中-中5米一个木垛。2、 工作面支护 工作面支护:采用普通支护与特殊支护相结合。1、普通支护:(1)普通支护形式:该面采用齐梁直线正悬臂棚式支护,选用DZ22-30/100型单体液压支柱配合HDJA-1000型铰接顶梁,扶一梁一柱走向棚,正悬臂棚支柱支设在距梁尾300mm处,顶梁垂直于煤壁,梁销小头向上,支柱三用阀注液孔朝下。(2)支柱排、柱距的选定:根据顶板控制设计,选定支柱的柱距为0.5m ,排距为1.0 m ,支护密度为1.90根/m2。靠老塘侧柱子打对柱。支柱打成直线,柱距偏差不大于50mm,排距不超过 100mm。(3)工作面端头支护:机头采用四对八架型钢大棚支护及机尾三对六架型钢大棚支护。工作面机头处采用四对八架型钢大棚支护,保持1.0m的超前峒,四架超前,四架拖后,一梁三柱,交替前移,对棚间距0.6m,大棚靠老塘侧四排金属顶梁,配单体支柱,随大棚前移挂梁,一梁二柱支护,支柱支设在梁子两端头0.3m处。靠老塘侧柱子打对柱,基本柱打对柱。工作面机尾处采用三对六架型钢大棚支护。端头第一架棚与巷道支护间的距离不大于0.5m,结合部要用木料或枇子和笆片搭接严密。(4)工作面材料、运输顺槽的超前支护:上、下顺槽超前支护距离不少于30米1、运输顺槽破碎机后超前支护采用HDJB-1000600“十”字型顶梁、HDJA-1000“一”字型顶梁配合型号为DZ18-30/100、DZ20-30/100或DZ22-30/100单体支柱支护,支护两排单体支柱,长度不低于30m,柱距1.0m。若超前支护以外的巷道出现变形时,可用点柱或架棚支护;若巷道原顶网不完好时,超前支护时应铺单层金属网护顶;在回采过程中,不影响设备前移的超前支护予以保留至切顶线。2、轨道顺槽超前支护采用HDJB-1000600“十”字型顶梁、HDJA-1000“一”字型顶梁和HDJB-1000600“十”字型顶梁网状铰接,配合型号为DZ18-30/100、DZ20-30/100或DZ22-30/100单体支柱支护,“十”字型顶梁布置在两边,长边沿走向铰接;超前支护距离保证从煤壁算起不低于30m,距煤壁30m范围内采用三排

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