淺埋雙硬煤層綜放面關(guān)鍵設(shè)備選型配套研究

鄭苛苛, 韓 彬, 魏宏偉, 張加齊, 劉縣委, 楊發(fā)軍,張 陽, 張靖凱

(1.庫車縣榆樹嶺煤礦有限責(zé)任公司,新疆維吾爾自治區(qū) 阿克蘇地區(qū)庫車 842000; 2.中國礦業(yè)大學(xué) 煤炭資源與安全開采國家重點(diǎn)實(shí)驗(yàn)室, 江蘇 徐州 221116; 3.中國礦業(yè)大學(xué) 礦業(yè)工程學(xué)院, 江蘇 徐州 221116)

綜放開采技術(shù)在我國已發(fā)展30多a年，取得了一定技術(shù)經(jīng)濟(jì)成果，但目前面臨的最突出的問題是工作面頂煤采出率低，大多在60%左右，在一些設(shè)備先進(jìn)的工作面，頂煤采出率也只有85%左右[1-3]。新疆地區(qū)煤炭資源普遍存在埋藏較淺、煤層較厚、煤層與頂板較硬的特點(diǎn)，頂煤的冒放性較差，設(shè)備選型需綜合考慮礦壓和頂煤放出率優(yōu)化問題等多重因素，有一定難度[4-5]。綜放工作面想要提高生產(chǎn)效率和產(chǎn)量必須加大工作面設(shè)備能力，保證安全性和設(shè)備系統(tǒng)協(xié)調(diào)性[6-7]。因此，需要針對(duì)具體礦區(qū)工作面條件選取合適的工作面設(shè)備。

針對(duì)綜放面關(guān)鍵裝備選型配套方案，相關(guān)學(xué)者做了大量研究。宋啟[8]理論分析了薄煤層支架的特點(diǎn)、支架選型原則和影響因素，確定了支架支護(hù)阻力的計(jì)算和支架結(jié)構(gòu)選擇的方法，總結(jié)了常用的選型方法及步驟，完善了薄煤層支架選型的理論體系。趙光榮[9]根據(jù)孟家窯煤礦5號(hào)煤層大傾角厚煤層獨(dú)特的地質(zhì)條件，對(duì)其進(jìn)行了綜放工作面設(shè)備選型與配套研究，確定了“三機(jī)”及其他配套設(shè)備的型號(hào)。唐永志等[10]通過理論分析、數(shù)值模擬分析、類比分析，得到支架合理支護(hù)強(qiáng)度數(shù)值，支架采用四柱式整體頂梁帶伸縮梁和二級(jí)護(hù)幫板結(jié)構(gòu)型式。董小帥[11]根據(jù)郭莊煤業(yè)煤層的地質(zhì)條件，對(duì)其進(jìn)行了綜放工作面設(shè)備選型與配套研究，確定了“三機(jī)”及其他配套設(shè)備的型號(hào)。柳金暉[12]詳細(xì)分析華亭煤業(yè)集團(tuán)硯北煤礦130101綜采工作面“三機(jī)”設(shè)備選型及配套設(shè)計(jì)中關(guān)鍵參數(shù)的確定方法，在實(shí)際應(yīng)用中給出了采煤機(jī)滾筒的臥底量、刮板輸送機(jī)的卸載高度等參數(shù)。汪衛(wèi)兵等[13]基于黃陵礦某采煤工作面的實(shí)際條件，研究分析了該煤礦的設(shè)計(jì)生產(chǎn)能力和選型工作要求，最終得到了采煤機(jī)、刮板機(jī)和液壓支架的建議型號(hào)。任保紅[14]采用理論計(jì)算和“三機(jī)”配套原則等方法對(duì)凌志達(dá)煤礦15211工作面具體參數(shù)進(jìn)行了一系列計(jì)算，選取了合適的工作面設(shè)備。王丹等[15]依據(jù)山西段王煤業(yè)集團(tuán)段王礦8號(hào)+9號(hào)煤地質(zhì)條件及采用5 m綜合機(jī)械化一次采全高試采存在的問題，證明該礦8號(hào)+9號(hào)煤不適合一次采全高開采。經(jīng)多次調(diào)研分析論證，結(jié)合多年放頂煤開采經(jīng)驗(yàn)，最后選用大截深電液控綜放設(shè)備并進(jìn)行了配套設(shè)計(jì)。董博[16]依照過往礦井工作綜采設(shè)備的配套經(jīng)驗(yàn)，以現(xiàn)實(shí)生產(chǎn)中安全、有效應(yīng)用為依據(jù)，對(duì)綜采工作面“三機(jī)”設(shè)備選型及配套原則進(jìn)行分析，并淺談了幾點(diǎn)有效的配套管理措施。張鵬亮[17]通過理論分析綜放工作面生產(chǎn)體系構(gòu)成及厚煤層開采技術(shù)應(yīng)用情況，分析了“三機(jī)”的性能參數(shù)基本要求，提出了基于設(shè)備尺寸和生產(chǎn)能力的“三機(jī)”配套原則。繆志炳[18]為使分層綜采技術(shù)得到更好的推廣與應(yīng)用，結(jié)合厚煤層分層開采的特點(diǎn)，研究了分層綜采工作面設(shè)備的配套原則、選型原則，并介紹了兩種適合山西地區(qū)綜采工作面設(shè)備配套的典型配套方案。總體而言，針對(duì)綜放面關(guān)鍵裝備選型配套方案的研究已經(jīng)較為豐富，但是針對(duì)淺埋雙硬特厚煤層綜放面關(guān)鍵裝備選型配套方案的相關(guān)研究還較少。

本文主要探究淺埋雙硬特厚煤層綜放面的合理采放比設(shè)計(jì)以及關(guān)鍵裝備選型配套方案，以榆樹嶺煤礦110501綜放工作面為工程案例，優(yōu)化設(shè)計(jì)綜放面采放比，并選取合適的設(shè)備，為類似條件下雙硬特厚煤層綜放面采放比設(shè)計(jì)及關(guān)鍵裝備選型配套方案提供了參考。

1 礦井地質(zhì)條件

榆樹嶺煤礦110501工作面采下5煤，煤層厚度7.99～9.34 m，平均8.60 m。地面標(biāo)高1 793～1 834 m，工作面標(biāo)高1 653～1 688 m，工作面長155 m，可推進(jìn)長度1 284 m。110501工作面不存在偽頂，基本頂為厚硬的粉砂巖，煤層普氏硬度系數(shù)達(dá)到3.8。直接頂以粉砂巖為主，含細(xì)砂巖和粗砂巖；基本頂以粉砂巖為主，夾細(xì)砂巖、中砂巖和粗礫砂巖，見圖1。

圖1 110501綜放面平面布置圖及樹嶺煤礦下5煤層柱狀圖

2 采放比設(shè)計(jì)

綜放工作面開采最突出的問題是礦壓顯現(xiàn)不強(qiáng)以及頂煤采出率低[19-22]，所以采放比對(duì)頂煤冒放效果的影響較大，因此設(shè)計(jì)合理的采放比非常重要。

2.1 工程類比設(shè)計(jì)

通過調(diào)研各大礦區(qū)內(nèi)厚煤層綜放開采工作面工作參數(shù)及設(shè)備配套情況，整理分析了對(duì)應(yīng)工程條件下常用的參數(shù)、支架型號(hào)及配套設(shè)備。本次統(tǒng)計(jì)的煤礦煤層厚度在6～18 m之間，采高在2.5～4.9 m之間，采放比在1∶0.7～1∶3.75之間，對(duì)應(yīng)的支架支護(hù)阻力在4 000～18 000 kN，礦井生產(chǎn)能力在100～1 000萬t/a之間。具體情況如表1所示。

表1 典型礦井放頂煤液壓支架應(yīng)用現(xiàn)狀

圖2給出了主要煤礦采高與煤厚之間的關(guān)系分布。由圖2可知，在9～10 m煤厚范圍內(nèi)，采高一般選取3.5～4.0 m，對(duì)應(yīng)采放比為1.29～1.62。110501綜放面平均煤厚為8.6 m，考慮工作面煤層及頂板堅(jiān)硬，為了提高采出率，采高應(yīng)大于4.0 m。

圖2 主要煤礦采高-煤厚關(guān)系

圖3給出了采放比與礦井生產(chǎn)能力之間的關(guān)系。已知榆樹嶺礦井核定生產(chǎn)能力150萬t/a，且計(jì)劃后期提升產(chǎn)能至300萬t/a，而高產(chǎn)礦井的采放比一般小于1∶1.5?？紤]到本礦煤層堅(jiān)硬，為保證頂煤采出率，采放比應(yīng)大于1∶1.5。

圖3 主要煤礦采放比-生產(chǎn)能力關(guān)系

2.2 模擬量化

本次模擬中，采用FLAC3D軟件分析綜放面回采過程中的煤巖破壞規(guī)律。以工作面推進(jìn)方向不同采高頂煤的冒放性破壞特征為主要研究內(nèi)容，模型尺寸為200 m×50 m×120 m。模型四周固定水平位移，底面固定水平位移及垂直位移，整體施加重力加速度9.8 m/s2，模型內(nèi)各單元均考慮自重作用。運(yùn)算過程中工作面采高分別按3.0 m、3.5 m、4.0 m、4.5 m考慮，即采放比為1∶1.87、1∶1.46、1∶1.15、1∶0.91。

根據(jù)模擬結(jié)果，煤層厚度為8.6 m，煤層開采厚度分別為3.0 m、3.5 m、4.0 m、4.5 m，即采放比為1∶1.87、1∶1.46、1∶1.15、1∶0.91時(shí)，沿工作面走向中部剖面，頂煤破壞情況及超前支承應(yīng)力峰值與采高關(guān)系如圖4所示。

圖4 頂煤屈服破壞系數(shù)及超前支承應(yīng)力峰值與采高關(guān)系

由圖4(a)、圖4(b)可知：

1) 采高由2.5 m增加至5.0 m時(shí)，綜放工作面頂煤塑性破壞的最大深度在6～20 m之間變化，最小破壞深度在2～5 m之間變化。采高的增大會(huì)導(dǎo)致冒放性逐漸增大，頂煤會(huì)產(chǎn)生大面積的拉剪破壞。采高不斷加大，頂煤的屈服破壞系數(shù)隨采高增大呈逐漸增大趨勢(shì)，且成近似對(duì)數(shù)函數(shù)擬合關(guān)系，變化范圍約為0.32～0.97。

2) 采高由2.5 m增加至5.0 m時(shí)，煤幫超前支承應(yīng)力由5.4 MPa增加至10.9 MPa，煤幫超前支承應(yīng)力影響范圍由6.8～15.9 m逐漸增大，整體礦壓顯現(xiàn)特征趨于強(qiáng)烈。采高不斷加大，工作面煤壁超前支承應(yīng)力峰值逐漸增大，且同樣成近似對(duì)數(shù)函數(shù)擬合關(guān)系，變化約為5.4～10.9 MPa。

綜上可知，在采高設(shè)計(jì)合理時(shí)榆樹嶺煤礦110501工作面適合進(jìn)行綜放開采。結(jié)合不同采高下工作面頂煤的冒放性特征及超前支承應(yīng)力峰值數(shù)值模擬分析結(jié)果，為了保證頂煤冒放性及采場(chǎng)圍巖的穩(wěn)定性，建議最優(yōu)的割煤高度為4.0～4.2 m，即采放比約為1∶1.05～1∶1.15。

3 綜放面液壓支架選型

3.1 綜放面液壓支架架型選擇

目前綜放工作面根據(jù)煤層賦存條件、產(chǎn)量要求、礦井條件和應(yīng)用情況，可選擇四柱低位放頂煤液壓支架或兩柱掩護(hù)式放頂煤液壓支架，兩柱式與四柱式放頂煤支架的具體特性對(duì)比如表2所示。

表2 兩柱式與四柱式放頂煤支架特性對(duì)比

綜合榆樹嶺煤礦110501綜放面采高大、煤層及頂板雙硬覆存等條件，結(jié)合四柱正四連桿低位放頂煤液壓支架頂梁較長、頂煤破碎效果較好、工作阻力大、穩(wěn)定性強(qiáng)、工人操作簡單等特點(diǎn)，選定榆樹嶺煤礦110501綜放面放頂煤液壓支架架型為四柱低位放頂煤液壓支架。

3.2 綜放面液壓支架支護(hù)參數(shù)設(shè)計(jì)

針對(duì)榆樹嶺煤礦綜放面煤層硬度較高，覆巖為全基巖且埋深較淺的開采特征，選擇的液壓支架工作阻力及支護(hù)強(qiáng)度計(jì)算方法包括：臺(tái)階式懸臂—砌體梁組合結(jié)構(gòu)理論、支架工作阻力的動(dòng)載荷法，具體計(jì)算結(jié)果如下。

3.2.1 按照“臺(tái)階式懸臂-砌體梁組合結(jié)構(gòu)”理論計(jì)算

直接頂為臺(tái)階式懸臂垮落和基本頂砌體梁結(jié)構(gòu)組合，如圖5所示。

圖5 臺(tái)階式懸臂—砌體梁組合結(jié)構(gòu)

當(dāng)頂煤堅(jiān)硬，f≥2.0，直接頂較厚，分層分次垮落，基本頂一次垮落厚度大于殘留空間高度時(shí)，支架除承受頂煤和直接頂重量外，還承受著基本頂為實(shí)現(xiàn)鉸接平衡所需的力。此時(shí)頂煤和直接頂?shù)闹亓繎?yīng)包括懸臂部分的重量，頂煤重量為：

(1)

直接頂?shù)闹亓繛椋?/p>

(2)

故計(jì)算支架載荷為：

P=PM+Pz+Pq

(3)

式中：l為控頂距；α為頂煤頂板懸臂的平均破斷角；Pq為滿足砌體梁的平衡條件，其計(jì)算公式見式(4)。

(4)

式中：L為周期來壓步距；φ為頂板巖石內(nèi)摩擦角；θ為基本頂破斷余角；H為基本頂一次垮落厚度；Q為基本頂巖塊重量；l為采場(chǎng)控頂距；S為基本頂回轉(zhuǎn)最大下沉值，其計(jì)算公式為：S=M-M2(1-K2)K＇p-∑h(Kp-1)，K2為頂煤放出率，K＇p為頂煤碎脹系數(shù)，Kp為直接頂碎脹系數(shù)，M2為頂煤厚度。

根據(jù)榆樹嶺煤礦110501綜放面參數(shù)及地質(zhì)條件，L=30 m(由于榆樹嶺煤礦頂板的硬度較高，可能存在強(qiáng)烈的到頂來壓現(xiàn)象，根據(jù)基本頂來壓等級(jí)分類，設(shè)定榆樹嶺煤礦基本頂周期來壓步距30 m)；φ=20°；α=45°；θ=3°；H=8 m(考慮到基本頂?shù)腞QD為0.58，基本頂不會(huì)一次性垮落，基本頂一次性垮落厚度按照基本頂厚度與RQD的乘積計(jì)算)；M=8.6 m；M2=4.6 m；K2=0.8；K＇p=1.3；∑h=5 m；Kp=1.3；l=5.6 m；Q=1 034 kN/m，計(jì)算可得支架支護(hù)強(qiáng)度P=0.713 MPa。

3.2.2 動(dòng)載荷法

目前確定支架工作阻力的主要思想是，支架需要直接頂和破斷的基本頂以及破斷基本頂以上的載荷，該方法認(rèn)為直接頂、基本頂和基本頂以上的載荷以靜載荷的方式施加到支架上，但是實(shí)際生產(chǎn)中，以這種方式確定的支架工作阻力往往偏低，在堅(jiān)硬頂板和淺埋深條件下尤為突出。王家臣教授由此引入了動(dòng)載荷系數(shù)法來解釋和確定支架的合理工作阻力。但是本公式原用于一次采全高開采，支架支護(hù)載荷沒有考慮頂煤載荷，以下公式為增加了頂煤載荷的修改后公式。原理如圖6所示。

圖6 基本頂巖塊突然失穩(wěn)的動(dòng)載荷計(jì)算模型

1) 直接頂及頂煤載荷計(jì)算。直接頂及頂煤的全部重量作為載荷。

(5)

式中：M為采煤機(jī)割煤高度，4.0 m；LD為懸頂距，考慮到放頂煤開采直接頂應(yīng)隨采隨跨，懸頂距為端面距+放頂煤支架頂梁長度，為5.6 m；∑h為垮落的直接頂和頂煤厚度；γ直接頂或頂煤容重，分別為25 kN/m3和12.9 kN/m3；Kp為碎脹系數(shù)，取1.3；B為支架中心距，取1.5 m。

2) 基本頂沖擊載荷計(jì)算。在對(duì)基本頂動(dòng)載荷Fd進(jìn)行估算時(shí)，考慮基本頂在煤壁上方斷裂這一最不利的情況，并將直接頂和支架看做整體考慮。

基本頂?shù)闹ёo(hù)載荷為：

(6)

(7)

式中：Fd為基本頂沖擊載荷；Kd為沖擊動(dòng)載系數(shù)；∑h為垮落的直接頂和頂煤厚度；E為直接頂或頂煤的彈性模量；A為直接頂或頂煤的懸頂面積；Δst為直接頂?shù)撵o圍巖；Δh為基本頂自由下落的高度。

由上式可知，可以通過減小基本頂自由下落的高度Δh來降低沖擊動(dòng)載系數(shù)Kd，在采場(chǎng)圍巖控制中，可以通過增加支架初撐力來減小Δh，當(dāng)Δh趨近0時(shí)，基本頂與直接頂不發(fā)生離層，即相當(dāng)于基本頂?shù)臎_擊動(dòng)載系數(shù)Kd為2。事實(shí)上，由于直接頂和支架的彈性作用，會(huì)部分吸收基本頂巖塊的沖擊能量，緩解沖擊載荷，對(duì)于支架的實(shí)際載荷計(jì)算而言，Kd介于1～2之間。對(duì)于堅(jiān)硬頂板的工作面可取較大值。

3) 支架的支護(hù)強(qiáng)度p：

p=(QD+Fd)/A=(QD+KdQb)/S

(8)

式中：p為支架的支護(hù)強(qiáng)度；QD為直接頂及頂煤載荷；Fd為基本頂沖擊載荷；Kd為沖擊動(dòng)載系數(shù)；Qb為基本頂重量；S為支架的支護(hù)面積。

針對(duì)榆樹嶺煤礦的實(shí)際情況，基本頂?shù)臎_擊動(dòng)載系數(shù)Kd取1.5，計(jì)算得出的支架支護(hù)強(qiáng)度為0.735 MPa。

3.2.3 支架工作阻力確定

根據(jù)支護(hù)強(qiáng)度、配套設(shè)備尺寸、支架頂梁長度等計(jì)算支架工作阻力：

P=n·(LK+LD)Bp/(η1η2)×103=11 716 kN

(9)

式中:n為安全系數(shù)，1.1；B為架間距，B=1.5 m；η1為支護(hù)效率，由于立柱傾角較小，取0.95；η2為安全閥波動(dòng)系數(shù)，取0.95；p為頂板來壓強(qiáng)度，MPa；LK為空頂距，550 mm；LD為頂梁長度，5 050 mm。

根據(jù)臺(tái)階式懸臂—砌體梁組合結(jié)構(gòu)理論、支架工作阻力動(dòng)載荷法的計(jì)算結(jié)果，考慮支架工作阻力留有一定富裕量，推薦選擇支護(hù)強(qiáng)度為1.0 MPa，支架中心距1.5 m，工作阻力10 000 kN的四柱支撐掩護(hù)式正四連桿低位放頂煤支架，初步選擇中部支架為ZF10000/23/45四柱正四連桿低位放頂煤。支架技術(shù)參數(shù)如表3所示，支架示意圖如圖7所示。

表3 支架技術(shù)參數(shù)

圖7 中部支架結(jié)構(gòu)(mm)

4 綜放面其他關(guān)鍵設(shè)備選型

4.1 綜放面采煤機(jī)選型

綜放面采煤機(jī)的選型不僅要在外形尺寸上滿足空間上的布置，還需要根據(jù)工作面的設(shè)計(jì)生產(chǎn)能力確定采煤機(jī)的生產(chǎn)能力、采高、截深、截割速度、牽引速度、牽引力和功率等參數(shù)。而采煤機(jī)的生產(chǎn)能力主要取決于采高、截深、牽引速度以及工作時(shí)間利用系數(shù)。

1) 滾筒直徑的選擇。雙滾筒采煤機(jī)的滾筒直徑應(yīng)大于最大采高的一半，雙滾筒采煤機(jī)的滾筒直徑按經(jīng)驗(yàn)公式：

D=(0.52～0.6)hmax

(10)

榆樹嶺煤礦110501綜放面煤層采高為4.0 m，滾筒直徑應(yīng)大于2.18 m，考慮到煤層厚度變化，采煤機(jī)采高應(yīng)留一定富余系數(shù)，初步選取滾筒直徑為2 500 mm。

2) 截深的選擇。滾筒截深是采煤機(jī)工作機(jī)構(gòu)截-入煤壁的深度，截深的確定與煤層的壓張效應(yīng)、截割阻抗(截齒截割單位切削厚度所對(duì)應(yīng)的截割阻力)大小、煤層厚度、傾角、頂板穩(wěn)定性及采煤機(jī)穩(wěn)定性有關(guān)。采煤機(jī)在厚煤層中的工作截深宜大，根據(jù)目前采煤機(jī)的系列通用截深，選取采煤機(jī)的截深為0.8 m。

3) 滾筒轉(zhuǎn)速。滾筒的轉(zhuǎn)速對(duì)能耗、裝載、煤塵影響很大。采煤機(jī)截齒的最大切削厚度為：

(11)

可知，當(dāng)采煤機(jī)一條截線上安裝的截齒數(shù)m、牽引速度v一定時(shí)，轉(zhuǎn)速n愈高，煤塵產(chǎn)生量愈大，截割部耗能也就愈高。在實(shí)踐中滾筒轉(zhuǎn)速愈高則循環(huán)愈快，采煤機(jī)裝煤效果不好。一般認(rèn)為滾筒的轉(zhuǎn)速控制在(30～40) r/min。

4) 采煤機(jī)生產(chǎn)能力。

(12)

式中：Qm為采煤機(jī)平均生產(chǎn)能力，t/h；Q為工作面平均日產(chǎn)量，9 091 t/d；B為采煤機(jī)截深，0.8 m；H為平均采高，4.0 m；γ為煤的容重，1.29 t/m3；C為割煤回采率，95%；L為工作面長度，155 m；Lm為采煤機(jī)兩滾筒中心距，7 m；td采煤機(jī)返向時(shí)間，30 min；Hf放頂煤平均厚度，4.6 m；Cf為頂煤回收率，80%；Lf為沿工作面方向放頂煤面長，155 m；K采煤機(jī)日生產(chǎn)時(shí)間系數(shù)，取0.75；i為采煤機(jī)割煤速度與空刀牽引速度之比，一般取0.66。

計(jì)算得出采煤機(jī)生產(chǎn)能力為706.0 t/h。采煤機(jī)最大截割能力一般為平均產(chǎn)能的1.5倍，即1 059.0 t/h。

5) 采煤機(jī)截割牽引速度。采煤機(jī)平均截割牽引速度Vc一般按下式計(jì)算：

Vc≥Qm/(60BHγCk)

(13)

式中：Vc為采煤機(jī)平均截割牽引速度，m/min；Qm為采煤機(jī)平均割煤生產(chǎn)能力；H為工作面平均采高，取4.0 m；B為截深，0.8 m；γ為煤的容重，1.29 t/m3；C為工作面割煤回采率，取0.95；k為采煤班開機(jī)率，60%.

則采煤機(jī)平均割煤速度為6.26 m/min，最大割煤速度一般為平均速度的1.5倍，為9.39 m/min。

6) 采煤機(jī)裝機(jī)功率。裝機(jī)功率包括截割電動(dòng)機(jī)、牽引電動(dòng)機(jī)、破碎電動(dòng)機(jī)、液壓泵電動(dòng)機(jī)、機(jī)載增壓噴霧泵電動(dòng)機(jī)等電動(dòng)機(jī)功率總和。裝機(jī)功率由下式估算：

P≥72BHvmaxHw

(14)

式中：P為裝機(jī)功率，kW；B為截深，0.8 m；H為工作面平均采高，取4.0 m；vmax為采煤機(jī)最大割煤速度，取7.14 m/min；Hw為采煤機(jī)單位能耗，(Hw一般取(1.1～4.4) MJ/m3，即(0.31～1.22) kW·h/m3，硬煤及韌性煤取上限值，軟煤及脆性煤取下限值)，取0.7 kW·h/m3。

經(jīng)計(jì)算，綜采裝機(jī)功率應(yīng)不小于1 209.8 kW。

7) 采煤機(jī)選型。根據(jù)目前國產(chǎn)采煤機(jī)情況，結(jié)合礦井煤層條件及開采要求，并考慮到其它煤層的開采，綜采(放)工作面初選MG550/1380-WD型無鏈電牽引雙滾筒采煤機(jī)。

4.2 綜放面前、后部刮板運(yùn)輸機(jī)選型

1) 運(yùn)輸能力。根據(jù)刮板輸送機(jī)的選型原則，前刮板輸送機(jī)的選擇應(yīng)當(dāng)滿足工作面生產(chǎn)要求，運(yùn)輸能力應(yīng)大于采煤機(jī)的割煤能力，由前面計(jì)算得出采煤機(jī)的實(shí)際生產(chǎn)能力為706.0 t/h。前部刮板輸送機(jī)的輸送能力應(yīng)大于采煤機(jī)的生產(chǎn)能力的20%，因此選取的前刮板輸送機(jī)的運(yùn)輸能力應(yīng)大于847.2 t/h。

工作面的放煤能力可由下式確定：

Qf=60HfSmγCf(1+Cg)Vfn

式中：Qf為工作面放頂煤能力；Hf為放煤高度，4.6 m；Cf為頂煤回收率，0.8；Cg為放出頂煤的含矸率，0.05；Vf為沿工作面平均的放煤速度，1 m/min；m為放煤寬度，1.5 m；n為放煤口的數(shù)量，1；S為放煤步距，1.6 m。

計(jì)算得出工作面的平均放煤能力為775.5 t/h。

工作面后部刮板輸送機(jī)的運(yùn)輸能力應(yīng)滿足：

Qc≥KfKyQf

式中：Qc為刮板輸送機(jī)應(yīng)具有的運(yùn)輸能力，t/h；Kf為放煤流量不均衡系數(shù)，取1.7；Qf為工作面平均放煤能力，取775.5 t/h；Ky為運(yùn)輸方向及傾角系數(shù)，取0.9。

經(jīng)計(jì)算，工作面后部刮板輸送機(jī)的運(yùn)輸能力應(yīng)不小于1 186.5 t/h。

2) 功率。工作面輸送機(jī)的重段、空段阻力W1與W2為：

W1=[q0(f1cosα-sinα)+q(f2cosα-sinα)]×9.8 L

W2=q0L(f2cosα+sinα)×9.8

式中:W1、W2為重段、空段阻力，N；q0為刮板輸送機(jī)每米刮板鏈的重量，取30 kg/m；q為每米刮板輸送機(jī)負(fù)荷，q=Qc/(3.6V)，Qc為前刮板輸送機(jī)運(yùn)輸能力，847.2 t/h，V為鏈速，取0.9 m/s；L為刮板輸送機(jī)的鋪設(shè)長度，取155 m；f1為煤與刮板之間的摩擦因數(shù)，取0.7；f2為金屬板之間的摩擦因數(shù)，取0.4；α為輸送機(jī)的傾斜坡度，取10°。

經(jīng)計(jì)算，前刮板輸送機(jī)W1=111 009.9 N，W2=25 861.9 N；后刮板輸送機(jī)W1=146 062.4 N，W2=25 861.9 N。

刮板輸送機(jī)運(yùn)行所需的最大最小軸功率N1和N2為：

N1=KaK0(W1+W2)V/(1 000Kd)

N2=KbqLVcosα/(1 000Kd)

式中：Ka、Kb為功率備用系數(shù)，分別取1.15、1.20；Kd為傳動(dòng)效率，取0.83；K0為刮板彎曲段阻力因數(shù)，取1.12。

經(jīng)計(jì)算，前刮板輸送機(jī)N1=204.8 kW，N2=57.7 kW，后刮板輸送機(jī)N1=240.1 kW，N2=80.8 kW。

刮板輸送機(jī)所需的電機(jī)功率Np為：

式中：Np為刮板輸送機(jī)電機(jī)必備功率，kW；Kp為電機(jī)容量備用因數(shù)，取1.3。

經(jīng)計(jì)算，前刮板輸送機(jī)Np=310.6 kW，后刮板輸送機(jī)Np=375.9 kW。

由刮板輸送機(jī)的選型原則，選擇運(yùn)輸能力為1 500 t/h前、后刮板輸送機(jī)，經(jīng)査表得，選擇SGZ800/2×525型前、后刮板輸送機(jī)。

4.3 工程應(yīng)用

工作面設(shè)備總體選型配套結(jié)果如表4所示。

表4 110501綜放面設(shè)備總體選型配套結(jié)果

110501綜放面實(shí)測(cè)初次來壓步距為33.5 m，平均周期來壓步距為25.8 m，來壓期間支架立柱平均應(yīng)力為30.8 MPa，來壓期間平均動(dòng)載系數(shù)為1.11，整體來壓強(qiáng)度較小。

如圖8所示，因選取的采放比比較合理，煤壁維護(hù)效果好，沒有片幫出現(xiàn)。自2020年4月29日至2021年3月初，累計(jì)推進(jìn)850 m，110501綜放面煤炭回采率平均83%，頂煤冒放效果較好。

圖8 110501綜放面煤壁及頂板支護(hù)情況

5 結(jié) 語

1) 對(duì)榆樹嶺煤礦110501綜放工作面采放比設(shè)計(jì)問題，采用FLAC3D軟件分析綜放面回采過程中的煤巖破壞規(guī)律，結(jié)合工程類比及不同采高下工作面頂煤的冒放性及煤幫破壞片幫特征數(shù)值模擬分析結(jié)果表明，為了保證頂煤冒放性及采場(chǎng)圍巖的穩(wěn)定性，割煤高度為4.0～4.2 m，采放比一般為1∶1.05～1∶1.15。

2) 綜合榆樹嶺煤礦110501綜放面采高大、煤層及頂板雙硬覆存等條件，選定榆樹嶺煤礦110501綜放面放頂煤液壓支架架型為四柱低位放頂煤液壓支架。根據(jù)臺(tái)階式懸臂-砌體梁組合結(jié)構(gòu)理論、支架工作阻力動(dòng)載荷法的計(jì)算結(jié)果，選擇中部支架為ZF10000/23/45四柱正四連桿低位放頂煤。

3) 對(duì)采煤機(jī)選型問題，工作面選取MG550/1380-WD型無鏈電牽引雙滾筒采煤機(jī)。對(duì)前、后部刮板運(yùn)輸機(jī)選型問題，選取的前、后刮板輸送機(jī)為SGZ800/2×525型。