支护设计计算.doc

1、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(2.7 5.7)/4.34.3基本顶厚度m(17.9 28.0)/25.025.0直接底厚度m(7.70 15.5)/12.312.32直接顶初次垮落步距m(20 30)/25253初次来压来压步距m12.012.0最大平均支护强度kN/m 2240.2240.2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/m 2220.

2、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/m 2215.0215.0最大平均顶底板移近量mm4004006直接顶悬顶情况M(0 10.8)/227底板容放比压MPa(410 ) /768直接顶类型类IIIIII9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Pt = 9.81 xh j X=9.81 X2.0 X2.5 X7=294.3kN/m 3式中：Pt工作面合理的支护强度，kN/m 3;h采高，1.0 3.0 m，平均 2.0m ;丫 一一直接顶板岩石的密度，t/m 3，一般可取2.5

3、 t/m 3，取2.5 t/m 3 ;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Pt = 240.2kN/m 3因此工作支护强度应大于 343.35 kN/m 3，因此本工作面取300kN/m 3。3、支柱实际支撑力Rt = kg XkzXkb Xkh Xka XR=0.99 X0.95 X0.9 X0.95 X0.95 X250=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米咼系数；ka倾角系数；R支柱额定工

4、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米高系数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 / m 25、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 Xn）=1 十(1.0 X1.51 )=0.66m式

5、中：L柱工作面基本柱距，m ;L排一一工作面基本排距，m。取基本支柱的柱距0.6 m o6、支护密度验证n每棚支柱数/ (控顶距X柱距)=3/(3.8 X0.6)=1.32 棵/m 21.51 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、柱鞋直径边00. Rt = 200 X. 190.98 = 636 650 (mm)i Q6式中：一柱鞋直径，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.

6、8m长的n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 X6+6 = 1356 根密集柱：180 -0.8 X1 = 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、冗型钢（2.8m/棵）基本梁：180 -0.8 X2+2 = 452 根备用梁：45根（10 %的备用率）共计：497 根，2.8 X497 = 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（650mm ）所需数量为：1691块备用量：1