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 矿压参数参考表序号项目单位同煤层实测本面选取1顶底板条件直接顶厚度m(2.75.7)/4.34.3基本顶厚度m(17.928.0)/25.025.0直接底厚度m(7.7015.5)/12.312.32直接顶初次垮落步距m(2030)/25253初次来压来压步距m12.012.0最大平均支护强度kN/m2240.2240.2最大平均顶底板移近量mm800800来压显现程度不明显不明显4周期来压来压步距m8.08.0最大平均支护强度kN/m2220.8220.8最大平均顶底板移近量mm600600来压显现程度不明显不明显5平时最大平均支护强度kN/m2215.0215.0最大平均顶底板移近量mm4004006直接顶悬顶情况M(010.8)/227底板容放比压MPa（410）/768直接顶类型类III III 9基本顶级别级IIIIII10巷道超前影响范围m25202、支护强度、采用经验公式计算支护强度 Pt9.81hk 9.812.02.57 294.3kN/m3 式中：Pt工作面合理的支护强度，kN/m3； h采高，1.03.0 m，平均2.0m； 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48，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。、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 Pt240.2kN/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Rtkgkzkbkhka R 0.990.950.90.950.95250 190.98kN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。表3-1-1 支柱阻力影响系数表项 目液压支柱微增阻支柱急增阻支柱木支柱工作系数kg0.990.910.50.5增阻系数kz0.950.850.70.7不均匀系数kb0.90.80.70.7采高系数kh2.2m1.00.950.950.9倾角系数ka45。1.00.950.90.854、工作面合理的支护密度nn Pt/ Rt 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（1.01.51） 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/(3.80.6） 1.32棵/m21.51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200200636650 (mm)式中：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：1800.86+61356根密集柱：1800.81225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、型钢（2.8m/棵）基本梁：1800.82+2452根备用梁：45根（10的备用率）共计：497根，2.84971391.6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（650mm）所需数量为