龍王溝煤礦綜放開采頂煤冒放性及設(shè)備選型分析

何振江

摘 要：本文針對龍王溝煤礦6#煤層地質(zhì)賦存條件，進行綜放開采頂煤冒放性分析，并對相應(yīng)的綜采設(shè)備選型進行分析，確定了液壓支架合理架型和工作阻力，對采煤機、刮板輸送機等設(shè)備功率、運輸能力等技術(shù)參數(shù)進行計算，確定了相應(yīng)設(shè)備型號。龍王溝煤礦現(xiàn)場生產(chǎn)實踐表明：6#煤層頂煤冒放性好，液壓支架工作阻力選擇合理，各個設(shè)備間協(xié)同運轉(zhuǎn)正常。

關(guān)鍵詞：特厚煤層;綜放開采;頂煤冒放性;設(shè)備選型

中圖分類號：TD823.49 文獻標識碼：A 文章編號：1003-5168（2019）07-0088-03

Abstract： This paper according to the geological deposit condition of 6# coal seam in Longwanggou coal mine， carried on the analysis of the capping coal of the comprehensive mining， reasonable support type and working resistance of hydraulic support were determined， and determined the rational frame type and working resistance of the hydraulic support. The technical parameters such as power and transportation capacity of coal mining machine and scraper conveyor were calculated， and the corresponding equipment models were determined. The field production practice of Longwanggou coal mine shows that： 6 # coal seam top coal discharge ability is good， the working resistance choice of hydraulic support is reasonable， and the coordination operation between various equipment is normal.

Keywords： extra thick seam;fully mechanized caving mining;caving property of top coal;equipment selection

1 煤層地質(zhì)賦存條件

龍王溝煤礦主采6#煤層，為近水平煤層，傾角約5°，煤層厚度14.5～23.4m，平均20.6m，埋深平均423.4m，煤層賦存穩(wěn)定，全區(qū)可采。煤層構(gòu)成復(fù)雜，含夾矸0～30層，夾矸總平均厚度2.8m，多為砂質(zhì)泥巖及泥巖。直接頂板主要為砂質(zhì)泥巖及粉砂巖，厚度平均約為25.1m，直接底板主要為砂質(zhì)泥巖與泥巖，厚度平均約為8.7m，泥巖具有遇水軟化的特性。6#煤層密度為1.43t/m3，普氏系數(shù)f=1.65。

2 頂煤冒放性分析

頂煤冒放性是決定放頂煤開采適用性的最基本也是最關(guān)鍵的因素。頂煤具有良好的冒放性才能順利放出，保證頂煤的采出率。因此，在選擇綜放開采方式前，需要對頂煤冒放性進行分析評價。影響頂煤冒放性的因素有煤層埋深、煤體強度、煤層厚度、煤層結(jié)構(gòu)、夾矸厚度、裂隙指標和直接頂充填系數(shù)等[1-3]。龍王溝煤礦煤層賦存條件各因素對頂煤冒放性的影響分析如下。

2.1 煤體強度

6#煤層整體強度普氏系數(shù)f值為1.65，強度不高，冒放性好。

2.2 煤層埋深因素

煤層賦存深度直接影響原巖應(yīng)力大小，同時影響工作面超前支承壓力峰值。因此，煤層埋深因素決定了頂煤是否能在超前支承壓力的作用下破壞。煤體強度與埋深影響因素關(guān)系如式（1）所示：

[H≥RcγK-λ×1+φ2+φ1-φ2-φ] ? ? ? ? ? ? ? ? ? ? ? ? ? ? （1）

式（1）中：[φ]為煤體內(nèi)摩擦系數(shù);[γ]為煤體密度，t/m3;[λ]為側(cè)壓系數(shù);K為應(yīng)力集中系數(shù);[Rc]為煤體單軸抗壓強度。

計算得[H≥]313.5m。

6#煤層平均埋深約423.4m，能夠滿足頂煤在超前支承壓力作用下破壞的條件，頂煤冒放性較好。

2.3 裂隙因素

6#煤層頂煤節(jié)理裂隙較發(fā)育，對頂煤冒放性有利。

2.4 夾矸影響

煤層夾矸對頂煤冒放性的影響比較復(fù)雜，其影響程度與夾矸層的巖性、層厚、層數(shù)及空間位置有關(guān)。龍王溝煤礦6#煤層含矸層數(shù)多，但夾矸平均抗壓強度15.8MPa，與煤體強度相近，因此，夾矸層對頂煤冒放性影響不大。

2.5 煤層厚度

6#煤層厚度較大，平均約20.6m，且夾矸層較多，建議適當增加工作面采煤機割煤高度，提高液壓支架支撐高度，增加頂煤松動和冒放空間，使頂煤順利放出，按采放比1∶3計算，采煤機割煤高度應(yīng)在5.0m左右。因此，要求支架最大支撐高度為5.0m左右。

綜上分析，龍王溝煤礦大采高綜放開采頂煤冒放性較好。

3 設(shè)備選型配套

龍王溝煤礦綜放工作面總體設(shè)備配套按年產(chǎn)1 000萬t原煤進行選型配套，要求各設(shè)備滿足基本的生產(chǎn)參數(shù)要求，且各運輸設(shè)備的運輸能力逐級增大。

3.1 液壓支架選型

3.1.1 合理液壓支架工作阻力計算。由于支架工作阻力由頂板覆巖結(jié)構(gòu)所決定，且覆巖運動復(fù)雜，難以進行精確計算，故主要采用載荷估算法和經(jīng)驗估算法進行計算[4-6]。

①載荷估算法。該計算方法的理論基礎(chǔ)是工作面液壓支架工作阻力能承受直接頂和頂煤的載荷，并平衡基本頂失穩(wěn)時對支架的沖擊動載，支護強度計算公式為式（2）：

[q=Kd×qd+qcqd=γd×hqc=γc×Mch=0.75MKp-1] ? ? ? ? ? ? ? ? ? ? ? ? ? ? （2）

式（2）中：[q]為工作面支架所需支護強度;[Kd]為基本頂失穩(wěn)時的動載系數(shù)，一般取1.1～1.5，此處取1.2;[qd]為直接頂自重應(yīng)力;[γd]為直接頂巖層容重，2 400kg/m3;[h]為直接頂垮落充填高度，m;[qc]為支架上方頂煤自重應(yīng)力;[γc]為煤層容重，1400kg/m3;[Mc]為支架上方頂煤高度，15.6m;[M]為煤層一次采出厚度，20.6m;[Kp]為直接頂垮落碎漲系數(shù)，一般取1.3～1.5，此處取1.4。

通過計算可得，支架的合理支護強度應(yīng)大于1.46MPa。

②經(jīng)驗估算法。工作面液壓支架工作阻力下限F可按式（3）進行計算。

[F=72.3M+4.5LB+78.9L-10.2N-62.1×cosβ×BL/η]（3）

式（3）中：[M]為機采割煤高度，5m;[L]為控頂距，5.45m;[LB]為基本頂來壓步距，23m;[B]為支架中心距，2.05m;N為充填系數(shù)，0.8;[η]為支架支撐效率，90%;[β]為煤層傾角，5°。

計算得[F]=10 227kN，考慮到綜放開采的特殊性和復(fù)雜性，為增強液壓支架的承載能力，取支架工作阻力冗余系數(shù)1.4，可得支架工作阻力應(yīng)大于14 317.5kN。

3.1.2 液壓支架架型選擇。目前，國內(nèi)使用較多的放頂煤液壓支架為四柱支撐掩護式和兩柱掩護式放頂煤液壓支架。雖然四柱支撐掩護式液壓支架工作阻力大、發(fā)展時間長，但兩柱掩護式放頂煤液壓支架具有控制系統(tǒng)簡單、平衡千斤頂易調(diào)節(jié)支架合力作用點位置、切頂能力強等優(yōu)點，且近年來具有更高工作阻力的兩柱掩護式強力放頂煤液壓支架使用和推廣較多，故液壓支架采用兩柱掩護式放頂煤液壓支架，支架型號及參數(shù)如表1所示。

3.2 采煤機選型

根據(jù)生產(chǎn)工藝要求，采煤機應(yīng)具有雙滾筒、雙向采煤自開缺口功能。對反映采煤機生產(chǎn)能力的主要參數(shù)討論如下。

3.2.1 截深。對于大采高工作面采煤機截深一般為0.8m或1.0m，由于放頂煤工作面頂板為破碎的頂煤，過大的截深不利于工作面頂板端面的控制，故此處選為0.8m。

3.2.2 滾筒直徑。工作面采高最大值大于5.0m，滾筒直徑一般為最大采高的0.55～0.60倍。為提高采煤機滾筒的臥底量及裝煤效率，可適當增大滾筒直徑，故采煤機滾筒直徑為2.7～3.0m。

3.2.3 采煤機機面高度。通常，工作面最小割煤高度應(yīng)比采煤機機面高度大0.5mm。由于采煤機最小采高為3.5m，支架頂梁厚度約為0.6m，故采煤機機面高度應(yīng)小于2.4m。

3.2.4 采煤機生產(chǎn)能力。配套設(shè)備年生產(chǎn)能力取1 000萬t，采煤機截深取0.8m，最大采高5.0m，按正常割煤速度5m/min，采煤機每小時的割煤量為：

[Qc=60×H×B×γ×Vc] ? ? ? ? ? ? ? ? ? ? （4）

式（4）中：[H]為采煤機割煤高度，5.0m;[B]為采煤機截深，0.8m;[γ]為煤體密度，1.4t/m3;[Vc]為采煤機割煤速度，5.0m/s。

計算得Qc=1 680t/h。

3.2.5 采煤機功率計算。采煤機理論裝機功率可按下式進行計算：

[Nf=Hw×Qc×η/γ] ? ? ? ? ? ? ? ? ? ?（5）

式（5）中：[Hw]為滾筒采煤機的單位能耗，[Hw]=0.3～1.2kW·h/m3，此處結(jié)合煤體硬度取值1.05;[Qc]為采煤機小時割煤量，t/h;[η]為采煤機在遇斷層等地質(zhì)構(gòu)造時需要割巖，需考慮1.3～1.5的割巖裝機功率系數(shù)，此處取值1.4;[λ]為側(cè)壓系數(shù)，取值1.4。

由式（5）計算得，實際裝機總功率應(yīng)大于1 764kW。

3.3 刮板輸送機、轉(zhuǎn)載機和破碎機選型

綜放工作面布置兩臺刮板輸送機，前部刮板輸送機用于運輸采煤機割下的煤壁，后部刮板輸送機用于運輸支架尾梁放出的頂煤，其選型分析計算如下。

前刮板輸送機的運輸能力應(yīng)不小于采煤機的最大割煤能力，即

[Qy≥Qmax×Ky×Kv×Kc] ? ? ? ? ? ? ? ? ? ? ? ? ? ?（6）

式（6）中：[Qmax]為采煤機的最大割煤能力，t/h;[Ky]為考慮刮板輸送機運輸方向及使用傾角的修正系數(shù)，1.05;[Kv]為考慮刮板輸送機與采煤機同向運行時的修正系數(shù)，1.05;[Kc]為采煤機割煤不均勻系數(shù)，1.3。

計算得[Qy≥]2 407.9t/h。故前部刮板輸送機運輸能力可取為2 500t/h。后部刮板輸送機主要運輸支架后方放出的頂煤，頂煤單位時間放出量與具體的放煤工藝相關(guān)，因此沒有固定的計算公式。參照相似綜放工作面開采情況[7]，取后部刮板輸送機輸送能力為3500t/h。前部和后部刮板輸送機型號如表2所示。

對于轉(zhuǎn)載機和破碎機選型，按照輸送能力逐級放大的方式，將轉(zhuǎn)載機運輸能力選為4 000t/h，轉(zhuǎn)載機型號為SZZ1350/700，具體參數(shù)參如表3所示。破碎機的選擇應(yīng)與轉(zhuǎn)載機配套，選擇型號為PCM700的破碎機，破碎能力為5 000t/h，具體參數(shù)如表4所示。

4 結(jié)論

①頂煤冒放性分析表明：龍王溝礦采用5m大采高放頂煤，頂煤冒放性好。

②礦井生產(chǎn)實踐表明：頂煤冒放性好，資源回收率高;液壓支架架型和工作阻力選擇合理，工作面圍巖穩(wěn)定性好;設(shè)備參數(shù)選型合理，協(xié)同運轉(zhuǎn)正常，能保證工作面高效運轉(zhuǎn)。

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