姚慧芳

（同煤集團機電裝備科大機械有限公司， 山西 大同 037000）

引言

綜采放頂煤技術(shù)是我國開采厚煤層最常用的方法。工作面開采設(shè)備的合理選型是保障礦井安全高效生產(chǎn)的基礎(chǔ)。對于設(shè)備選型，首要就是要與煤層實際地質(zhì)條件相適應(yīng)。其次，所選設(shè)備要滿足工作面的生產(chǎn)能力，保證礦井的經(jīng)濟效益。最后，開采設(shè)備之間要相互配套，設(shè)備結(jié)構(gòu)相互匹配[1-2]。

某礦主要開采4—5號煤，煤層厚度平均為8.5m，采用低位放頂煤技術(shù)開采，初步擬定采煤機割煤高度為4.0 m，放煤高度為4.5 m，采放比為1∶1.125，屬于大采高綜放開采。本文以該礦實際地質(zhì)條件為背景，對工作面“三機”進行配套選型。

1 液壓支架選型

1.1 確定支架工作阻力

液壓支架的合理選型是保障工作面安全生產(chǎn)的關(guān)鍵環(huán)節(jié)，而支架選型的重點就在于工作阻力的確定[3]。對于綜放開采，液壓支架所承受載荷應(yīng)為頂板冒落巖層質(zhì)量和頂煤自重之和，再考慮一定動載系數(shù)，其表達式為：

式中：q為支架的支護強度，kPa；Kd為基本頂來壓時的動載系數(shù)，可取1.4；qd、qm分別為頂煤與頂板冒落巖層的質(zhì)量，kg，可由公式（2）、（3）計算得到。

式中：γd為頂煤平均容重，取15 kN/m3；Md為頂煤厚度，取4.5 m；γm為冒落巖層平均容重，取25 kN/m3；Cf為頂煤放出率，取0.75；M為煤層厚度，取8.5 m；Kp為巖層碎脹系數(shù)，取1.3。將數(shù)據(jù)代入公式（1）、（2）、（3），可得工作面支架支護強度應(yīng)為 594.25 kPa。

液壓支架的工作阻力與支護強度之間的關(guān)系由公式（4）所示：

式中：P為支架工作阻力，kN；Ks為安全系數(shù)，取1.3；Lk為支架梁端距，取0.5 m；LD為頂梁長度，取5.5 m；B為支架寬度，取1.75 m。將數(shù)據(jù)代入公式（4），可得支架工作阻力應(yīng)大于8 111.51 kN，考慮煤層埋深較大，可適當(dāng)增大支架阻力。

1.2 確定支架高度

支架高度主要與采煤機的割煤高度，針對該礦實際地質(zhì)條件，煤層厚度為8.5 m，最大割煤高度為4.0 m，最小割煤高度為3.2 m，則支架高度為：

式中：Hmax、Hmin分別為支架的最大、最小高度，m；Mmax、Mmin分別為采煤最大、最小割煤高度，分別取4.0 m和3.2 m；hf為液壓支架伸縮量富裕系數(shù)，一般取0.2 m；a為支架卸載高度，取0.1 m。將數(shù)據(jù)代入公式（5），可得支架最大高度為4.2m，最小高度為3.1m。

1.3 確定支架型號

根據(jù)前面的計算結(jié)果，選定ZFY10200/25/42型掩護式支架，其具體支護參數(shù)如表1所示。

表1 支架基本參數(shù)

由表1可以看出，該型液壓支架基本參數(shù)完全滿足礦井需求。

2 采煤機選型

2.1 確定滾筒直徑

一般來講，采煤機滾筒直徑應(yīng)為最大采高的0.55～0.6倍，由前面的分析可知，工作面最大割煤高度為4.0 m，則采煤機滾筒直徑應(yīng)為2.2～2.4 m，考慮工作面靠近皮帶機一端需適當(dāng)增大挖底量，因此，確定采煤機的滾筒直徑為2.5 m。

2.2 確定機面高度

采煤機的機面高度應(yīng)與液壓支架最小高度存在一定余量空間，以適應(yīng)煤層的起伏變化。采煤機的機面高度為：

式中：hc為采煤機機面高度，mm；ξ為采煤機與支架之間的余量，取150 mm；ld為支架頂梁厚度，取200 mm；M'min為支架實際最小高度，取2.5 m。將數(shù)據(jù)代入公式（6），得采煤機的機面高度為2 150 mm。

2.3 確定采煤機功率

采煤機的平均落煤能力可表示為[4]：

式中：Qm為采煤機平均落煤能力，t/h；Q為工作面每日產(chǎn)量，設(shè)計工作面年產(chǎn)量為500萬t，年生產(chǎn)天數(shù)為330 d，則日產(chǎn)量為15 152 t/d；B'為采煤機截深，可取0.865 m；C為工作面回采率，取0.95；L為工作面長度，取300m；Lm為采煤機滾筒中心距，取13.8 m；Td為采煤機反向時間，取1 min；Kj為采煤機開機率，取0.5；Tr為采煤機每日工作時間，取1 080 min；Cf為頂煤放出率，取0.75；μ為采煤機采煤時與不采煤時的牽引速度比，取0.42。將數(shù)據(jù)代入公式（7），可得采煤機的平均落煤能力為1 776 t/h。

通過采煤機落煤能力可計算得到平均割煤速度為：

式中：Vc為采煤機平均割煤速度，m/min。代入數(shù)據(jù)，可得采煤機平均割煤速度為2.68 m/min。

考慮采煤機工作時存在一定不均衡性，則采煤機最大牽引速度為：

式中：Vmax為采煤機最大牽引速度，m/min；Kb為采煤機不均衡系數(shù)，取1.5。代入數(shù)據(jù)，可得最大割煤速度為3.93 m/min。

式中：P為裝機功率，kW；Hw為單位能耗，一般可取0.8 kW·h/t，則可計算出采煤機的功率應(yīng)為1 411 kW。

2.4 確定采煤機型號

根據(jù)前面的計算分析，推薦工作面采用MG650/1630-WD型交流電牽引采煤機，其主要參數(shù)如表2所示。由表2可以看出，該型采煤機基本參數(shù)完全滿足礦井需求。

3 刮板運輸機選型

刮板運輸機選型的關(guān)鍵在于要滿足工作面的生產(chǎn)能力[5]，對于綜放工作面，分為前部和后部兩個刮板運輸機，下面分別進行選型計算。

表2 采煤機基本參數(shù)

3.1 確定前部刮板運輸機運輸能力

工作面前部刮板運輸機的運輸能力要滿足采煤機的割煤能力，其表達式為：

式中：Qq為前部刮板運輸機運輸能力，t/h；Ky為運輸機方向與傾角的修正系數(shù)，取1.0；Kv為運輸機與采煤機同向時的修正系數(shù)，取1.05。代入數(shù)據(jù)，可得工作面前部運輸機的運輸能力不小于2 797 t/h。

3.2 確定后部刮板運輸機運輸能力

工作面后部刮板運輸機的運輸能力要滿足頂煤的放煤能力，其表達式為：

式中：Qf為頂煤放煤能力，t/h；Cg為頂煤含矸率，取0.3；Vf為工作面平均放煤速度，取3 m/s。將數(shù)據(jù)代入，可得頂煤放煤能力不小于1 024.7 t/h。

則后部刮板運輸機的運輸能力為：

式中：Qh為后部運輸機運輸能力，t/h；Kf為頂煤放出不均衡系數(shù)，取1.8。將數(shù)據(jù)代入，可得后部刮板運輸機的運輸能力不小于1 844.46 t/h。

3.3 確定刮板運輸機功率

考慮前、后部運輸機的通用性，前、后可選用同一型號運輸機，現(xiàn)以前部運輸機為例，計算刮板運輸機的電機功率，首先確定運輸機上每米的煤重為：

式中：qb為刮板運輸機每米煤重，kN/m；Qe為運輸機的運量，取3 000 t/h；Vy為運輸機刮板鏈速，取1.54 m/s。將數(shù)據(jù)代入公式（14），可得運輸機每米煤重為5.3 kN/m。

刮板運輸機的上鏈拉力為：

式中：Fs為上鏈拉力，kN；qk為每米刮板鏈自重，取1.3 kN/m；L為工作面長度，取300 m；I為橫向傾斜率，取1；Cq為運輸機曲率，取1.08；C0為上鏈阻力系數(shù)，取0.42；α為運輸機上運角度，取10°。將數(shù)據(jù)代入公式（15），可得運輸機上鏈拉力為656.08 kN。

刮板運輸機的下鏈拉力為：式中：Fx為下鏈拉力，kN；Cu為下鏈阻力系數(shù)，取0.4。將數(shù)據(jù)代入公式（16），可得運輸機下鏈拉力為60.56 kN。

因此，可以算出刮板運輸機的實際消耗功率為：

式中：Py為刮板運輸機總消耗功率，kW；A為傳動功率，取0.95。將數(shù)據(jù)代入公式（17），可得刮板運輸機的總消耗功率為1 161.71 kW。

3.4 確定刮板運輸機型號

根據(jù)前面的計算，前、后部刮板運輸機均推薦使用SGZ-1000/2000型雙中心鏈可彎曲刮板輸送機，其主要參數(shù)如表3所示。

由表3可以看出，該型刮板運輸機基本參數(shù)完全滿足礦井需求。

表3 刮板運輸機主要參數(shù)

4 結(jié)論

根據(jù)某礦大采高綜放工作面實際地質(zhì)條件，為工作面開采設(shè)備進行合理選型，最終選擇ZFY10200/25/42型液壓支架、MG650/1630-WD型采煤機和SGZ-1000/2000型刮板輸送機。所選設(shè)備在實際生產(chǎn)中取得了良好的效果，完全滿足了礦井的生產(chǎn)需求，實現(xiàn)了工作面的長期安全、高效生產(chǎn)。