采煤工作面支护设计 毕业论文

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1、安全工程学院学生科技论文论文题目：采煤工作面支护设计课程名称：矿井围岩控制与灾害防治姓名：卞如班级：安全11-3班学号：01号成绩：采煤工作面支护设计摘要：为了能最大限度地消除压垮，漏垮，推垮型冒顶隐患，防止工作面顶板事故发生，保持顶底板移近量，台阶下沉量以及端面冒高等顶板状态参数在一定限度之内，保证顶底板处于良好状态，且尽量减少支护成本，本论文进行以下介绍，提出通过怎样的对单体液压支架的支护设计，从而满足以上支护要求。关键词：状态参数；顶底板；单体液压支架；支护设计前言：随着国家对煤矿安全监管力度的加大，安全工作成为企业各项工作的重中之重，落后的采煤工艺和支护方式已经不能满足安全

2、生产的需要，为了保证安全生产，必须淘汰落后的采掘工艺和支护方式。综采液压支架支护顶板是我国大力推广的一种关于采煤工作面顶板控制设备，但由于一些矿井规模限制不能采用。所以单体液压支架也是目前我国煤矿采煤工作面中常用的一种顶板控制设备，本篇论文就高档普采工作面单体液压支柱支护设计进行详细介绍。一、采煤工作面支护及顶板管理设计1、支柱的型号选择计算（1）、确定顶板下沉量ΔSx=η×Mmin×L=0.025×0.85×4.2＝0.089m=89mm式中：η——顶板下沉系数，取0.025Mmin——工作面开采范围内的煤层最小采高，取0.85mL——最大控顶距，取4.2m（2）、支柱规格确定采

3、用WD外注式型单体液压支柱：①、支柱最大高度计算Hmax=M－b0－e=0.9－0.1＝0.8m＝800mm式中：b0——顶梁厚度，取0.1m；M——工作面开采范围内的煤层最大采高，取0.90me——柱鞋厚度，根据本矿底板性质，支柱不穿鞋，为0。②、支柱最小高度计算Hmin＝Mmin－ΔSx－b0－a0＝0.85－0.089－0.1－0.05＝0.611m＝611mm式中：a0——工作面支柱备用下缩量，取0.05m。选取DW08－300/100外注式单体液压支柱，支撑高度为800～573mm。初撑力118～157kN，工作阻力为30kN/根。2、支护密度计算[1]（1）、支护的强度

4、P=（4～8）×M×γt/m2P=8×0.9×2.2=15.84t/m2式中：M——平均采高，0.9m；；γ——顶板容重，取2.2t/m3；按8倍采高取值。（2）、支护密度确定DW外注式单体液压支柱每柱的额定承载能力为30t，考虑相关因素的影响，使支撑能力减小，承载能力考虑0.8的系数，则每根支柱的承载能力为30×0.8=24t/根。根据支护强度的计算，支护所需要的支护强度为15.84t/m2，因此，从理论上，工作面支护密度n＝15.84t/m2÷24t/根＝0.66根/m2根据此结果，工作面的实际支护密度选择1根/m2，完全能满足支护采场顶板的要求。3、回采工作面支护方式及顶板管

5、理根据以上计算，工作面配备DW08－300/100外注式单体液压支柱，支撑高度为800～573mm。初撑力118～157kN，工作阻力为30kN/根。工作面采用“三、五”排控顶，排距1.0m，柱距1.0m，最大控顶距4.2m、最小控顶2.2m，放顶步距2m。根据回采工作面采高较小，且顶板完整，岩性坚硬以及周边开采同煤层的其他矿井经验等实际情况，单体液压支柱上不挂铰接顶梁，而采用长25cm，厚10cm的木方代替。采用密集支柱切顶。密集支柱间距50cm，每组密集长5.0m，留设一个0.8m的安全门。切顶困难或顶板破碎时，可采用木垛、毛石垛等方法进行管理。采用全部陷落法管理顶板，回柱绞车

6、安装在上部回风平巷，由下至上依次回收。4、临时超前支护[2]根据《煤矿安全规程》第五十条规定：采煤工作面所有安全出口与巷道连接处20m范围内，必须加强支护。因此，采煤工作面上、下出口20m范围内，设临时超前支护，其中距采煤工作面前10m采用双排单体液压支柱支护，后10m采用单排单体液压支柱支护，柱距为1m，采用顺巷棚支护。5、工作面上下出口支护及相关措施[3]（1）、在开采过程中根据顶板情况，若顶板压力较大，则将支柱柱距作适当调整。（2）、工作面支柱要布置整齐，排、行成直线，接顶及时，防止出现过大伞檐（小于0.2m）。（3）、工作面破碎带处要加强支护，采用密集支柱和铺荆芭，防止串矸

7、、漏矸等。（4）、工作面煤层平均倾角10°，刮板运输机等设备不需设防滑固定装置。（5）、要及时放顶，采用回柱绞车回柱，不得进入老塘作业；沿切顶线采用密集支柱和戗棚等加强支护并切顶。在回柱放顶前必须先打好放顶线的特殊支护，禁止先回后打。必须使用回柱绞车机械回柱，回下的支柱必须堆码整齐。（6）、换柱时，一定要先打临时柱，后换柱；沿工作面不能打正式柱时，必须打临时柱，不得空顶作业。（7）、特殊支护：在放顶线采用单体支柱密集支护、戗柱切顶。在煤壁线采用单体支柱打成贴帮柱进行支