采煤工作面單體液壓支柱的選擇計算

1、采煤工作面單體液壓支柱的選擇計算一、回采工作面支護形式的選擇 采煤工作面的支護經(jīng)歷了重大的技術改革，經(jīng)歷了木支柱、摩擦柱、單體液壓支柱及液壓支架階段，在頂板管理技術上，由傳統(tǒng)的密集支柱、對柱、叢柱等切頂支柱，發(fā)展到無密集、切頂，在堅硬頂板工作面采用液壓切頂墩柱，在采面刮板輸送機頭支護上采用11#工字鋼梁四柱八梁等支護方法，這些支護技術改革有利地促進了回采工作面單產(chǎn)的提高，安全情況也大有改觀。 單體液壓支柱有外注式DW和內(nèi)注式NDZ，由于內(nèi)注式操作時初撐力不穩(wěn)定和不便于檢修，因此，本礦采用外注式單體液壓支柱。 1、單體液壓支柱規(guī)格的選擇： 支柱規(guī)格的選擇，主要依據(jù)支柱在開采煤層使用時需要達到最大

2、高度和最小高度。 支柱的最大高度Hmax Hmax=Mmaxbl式中：Mmax工作面最大采高，m；我礦26號煤層在最高1.7m b頂梁厚度，m； l為了避免支柱在完全抽出狀態(tài)下工作，預留的活柱富裕行程，一般為100mm。 如果在直接頂與煤層中存在有0.30.5m以下的隨采隨落的偽頂，支柱最大高度還應考慮偽頂厚度c，即為： Hmax=Mmaxcbl=1.7 +0.3+0.1+0.1=2.2m 2）支柱的最小高度Hmin 應適用于放頂前支柱高度，為了方便的回收液壓支柱，使支柱不致壓死；按普通采煤管理辦法的規(guī)定，應留有100mm伸縮余量，則：Hmin=Mminsba。 式中：Mmin工作面最小高采，

3、m； s頂板在最大控頂距處平均最大下沉量，m； a支柱卸戴高度（一般0.1）,m； 頂板在最大控頂距處平均下沉量，應根據(jù)同一層煤開采的實測資料確定。 也有估算方法可供參考，即： S=MR 式中：0.040.05； R最大控頂距。 （三）單體液壓支柱工作面支護強度的確定 采場支柱的支護強度要求支柱在“給定載荷”和“給定變形”工作狀態(tài)下，既能有一定的承載能力，又要能夠防止老頂來壓時，頂板沿工作面煤壁切斷。采場支柱的支護強度系數(shù)指單位面積內(nèi)全部支柱的總支撐能力。支護強度的計算方法，基本上分為三種，有經(jīng)驗估算法、觀測統(tǒng)計法和理論計算法。但目前通用的是經(jīng)驗估算法。 1、經(jīng)驗估算法按照煤層開采的厚度一定倍

4、數(shù)的巖重，估算支柱應有的載荷計算方法：各國都不完全相同，而我國通過大量的實測資料分析得出計算公式：P=(68)M 式中的M為煤層開采厚度，為頂板巖石容重。 云貴煤礦炮采工作面，采高1.8m，工作面斜長80m，采用三班生產(chǎn)自采自回的多循環(huán)作出方式，控頂采用3-4排管理、排距、柱距分別為1.0m， 0.8m，全部陷落法管理頂板。 1、支護選型及支護密度計算 工作面選用DZ18-1800/100型單體液壓支柱和HDJA-1000型鉸接頂梁配套使用。 支柱的額定工作阻力，294KN。 初始工作阻力：114-154KN。 最大支撐高度：2.24m。 最小支撐高度：1.44m。 支柱活柱行程：0.8m。

5、泵站壓力18Mpa。 每根單體支柱的工作阻力為P支=Fn=2940.85=249.9KN/根 式中F單體柱額定工作阻力，KN；n支柱實際利用系數(shù)，取0.85； 單體面積頂板壓力W為： W=KM=624.51.8=265KN/m2 式中：K安全系數(shù)，取6； 頂板巖石容重，24.5KN/m3； M采高1.8m。 1）工作面支護密度確定： 采場最大支護面積Smax：最大控頂距為Lmax=4.0m，工作面斜長L為80m，Smax=LmaxL=4.080=320(m2) 最大控頂距時，支柱數(shù)目Nmax： LNmax= (0.5+Bmax)= 800.8 (1.5+4)=550（根） a最大控頂距工作面支

6、柱密度d為 Nmaxd大= =550320=1.7（根/m2） Smax式中：a工作面柱距 Nmax最大控頂距時支柱棵數(shù) 單體液壓支柱工作面支護設計方法1、根據(jù)工作面采高需要選擇合適的支柱型號，當煤厚變異系數(shù)較大時應選擇大行程支柱。2、參考本礦或鄰近礦井同煤層礦壓觀測資料，選擇本工作面礦壓參數(shù)。同煤層礦壓觀測數(shù)據(jù)與本工作面預計礦壓參數(shù)表3、合理確定支護強度。根據(jù)采高及上覆巖層碎脹系數(shù)計算跨落帶高度（緩傾斜煤層）M-Hi（Ki-1）=0Hk=Hi式中：M-采高（m）Hi-上覆巖層第i分層厚度(m)Ki-上覆巖層第i分層巖石碎脹系數(shù)Hk-跨落帶高度(m)注：淮北礦區(qū)常見頂板碎脹系數(shù)一般在1.151

7、.25之間。根據(jù)跨落帶高度計算支護強度：ptHkcos式中：pt-工作面支護強度，kN/m2；Hk-上覆巖層跨落帶高度（m）-頂板巖石容重，kN/m3。一般可取25kN/m3。-工作面煤層傾角（）選定參照工作面初次來壓時的實測最大支護強度Pc。確定工作面合理支護強度Pr：根據(jù)以上兩個支護強度(Pt、Pc)，選取其中最大值作為本工作面的設計支護強度Pr。工作面合理的支柱密度，可以采用下式計算：nprRt式中：n-支柱密度，根m2。Rt-支柱支撐能力，kN根，按所選支柱額定工作阻力的60%計算。5、根據(jù)合理的支柱密度、排距，確定柱距。6、在滿足安全生產(chǎn)的條件下，可以根據(jù)工作面的實際條件選擇控頂距。

8、7、柱鞋直徑的選擇：根據(jù)支柱對底板的壓強應小于底板允許比壓的原則，采用下列公式計算：200)10(Re/Q式中：-柱鞋直徑，mm。Q-底板比壓，Mpa。Re-支柱額定工作阻力，KN/根確定工作面正常生產(chǎn)期間切頂排支柱線密度沿放頂線每米采空區(qū)上方跨落帶巖重qkqk=zHzLz+iHi(Li-Lx)cos（kN/m）式中：i-跨落帶第i分層老頂巖石容重，kN/m3，一般可取25kN/m3。Hi-跨落帶第i分層老頂巖層厚度（m）。Li-跨落帶第i分層老頂在采空區(qū)的極限懸頂長度（m），老頂厚1.5m時可取6m，厚2.0m時為10m，厚2.5m時為14m，當Li小于10m時用Li代替Li-Lx。Lx-最

9、小控頂距，即工作面煤壁至采空區(qū)頂梁末端距離（m）。z-直接頂巖石容重，kN/m3。Hz-跨落帶中直接頂巖層厚度（m）。Lz-跨落帶中直接頂在采空區(qū)的極限懸頂長度（m），一般直接頂為頁巖時約為1m，砂頁巖時約為2m。切頂排支柱線密度計算（支柱工作阻力Pm按額定工阻的80%計）nm=qk/Pm（根/m）9、確定工作面初次放頂期間切頂排支柱線密度：初放期間切頂排支柱線密度按正常生產(chǎn)期間切頂排密度的24倍執(zhí)行，或采取有效加強切頂排支護強度措施，將切頂排支護強度提高到正常生產(chǎn)期間的兩倍以上。10、單體支柱初撐力破碎頂板初撐力不小于50KN/棵，中等穩(wěn)定頂板不小于70KN/棵，堅硬頂板不小于90KN/棵。

10、單體支柱支護工作面支護設計實例工作面基本參數(shù):煤層平均厚度2.3m,平均傾角7，直接頂為細中粒砂巖，厚15m，老頂為灰色塊狀泥巖，厚29m，底板比壓Q=4.0MPa，參考相鄰工作面老頂初次來壓時支柱最大載荷140KN/根。1、選擇支柱型號：根據(jù)煤層平均厚度，設計采高M=2.3m,選擇DZ25-25/100型支柱；Re=250KN參照工作面礦壓參數(shù)（略）3、確定合理支護強度根據(jù)采高及上覆巖層碎脹系數(shù)確定跨落帶高度M=2.3m,直接頂為細中粒砂巖,碎脹系數(shù)取1.25,老頂為塊狀泥巖,取1.2按公式M-Hi(Ki-1)=0計算,Hi=M/(Ki-1),Hi=2.3/(1.25-1)=9.2(m),由

11、于直接頂厚度為15m,大于跨落帶高度,老頂不進入跨落帶.根據(jù)跨落帶高度計算支護強度PtPt=Hk*cos=9.2*25*cos7=228.3(KN/m2)所參照工作面初次來壓時實測的最大支護強度Pc=140KN/m2選定設計支護強度Pr:因為Pt=228.3Pc=140,故,選定Pr=228.3KN/m24、確定工作面合理支柱密度n=Pr/Rt=228.3/150=1.5225、確定支柱柱、排距：因使用1m鉸接頂梁，確定排距1m，故柱距為1/1*1.52=0.66m;考慮直接頂裂隙較發(fā)育,選定柱距為550mm50mm6、確定控頂距:采用三、四排管理，最大控頂距4.0m,最小3.0m。7、確定柱鞋直徑：=200)10(Re/Q=200*250/10*3.14*4=282mm,選擇柱鞋直徑=300mm8、正常生產(chǎn)條件下切頂排支護線密度計算沿放頂線每米采空區(qū)上方跨落帶巖重qK：qK=Hk*Lz*cos=9.2*25*2*cos7=456.6(KN/m)(因跨落帶處在直接頂內(nèi),老頂未進入跨落帶,故只計算公式前項,取Lz=2)切頂排支柱線密度計算nm