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：
Ｐ
t
＝ 9.81×h×r ×R=8×9.81×1.8×2.62 =370.11（kN／m2）
式中：Ｐ
t
—工作面合理的支护强度（kN／m2）
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8
9.81—重力常量
选取370.11kN／m2为工作面合理支护强度。

2、工作面合理的支护密度计算：
ｎ＝Ｐ
ｔ／R
ｔ
×N=370.11/300×0.85≈1.45(根/m2)
R
t
—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÷（0.5×4.2）=1.90根/m2＞1.45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。

二、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л型钢大棚支护及机尾三对六架л型钢大棚支护。

工作面机头
处采用四对八架л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л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-1000×600“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-1000×600“十”字型顶梁、HDJA-1000“一”字型顶梁和HDJB-1000×600“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范围内采用三排单体支柱支护。

人行道侧排距为1.2m，电缆道侧0.6m，柱距1m。

若超前支护以外的巷道出现变形时，可打点柱支护或架棚支护。

三、工作面平、剖面布置图
1000mm
1800mm
剖面 A-A
剖面 B-B
700mm
4200mm
1800mm
3200mm
工作面剖面图
方案一：使用切顶密集+戗柱作为切顶排的特殊支护。

支护规格中-中400mm.方案二：使用切顶密集+中-中5米一个木垛。

C
A
B
A
B 30m 超前架棚
材料道
运输机道
倾向架棚
工作面平面布置图
三对六架л型钢大棚支护
四对八架л型钢大棚支护
HDJB-1000×600“十”字型顶梁
HDJA-1000“一”字型顶梁
HDJB-1000×600“十”字型顶梁
HDJA-1000“一”字型顶梁
30m 超前架棚。