后退式分層采煤機械設備開采參數的計算

劉永強

（山西煤炭運銷集團古縣東瑞煤業有限公司， 山西 臨汾 041000）

引言

通過對薄煤層資源發生的分析，可以看出陡傾斜薄煤層在我國分布廣泛，但不能得到有效開采，需要改變現有的采煤方式，盡快實現綜合機械化采礦[1-3]。

在進行機械化采煤設備搭配和設計的過程中，尤其需要遵循如下幾點設計的原則：第一，要讓外圍的配套設備的生產能力都要高于一線采集煤礦配套設備的生產能力；第二，如果某煤礦機械設備僅僅具備一項功能，則其工作的穩定性飽和質量需要高于其他具有多項功能的配套設備；第三，具有單項功能的設備的使用壽命應該顯著高于具有多項功能的配套設備；第四，在選擇綜合機械設備的過程中，尤其需要結合實際情況選擇與其適應能力相當的設備，并讓設備在運行的過程中發揮出最大的效能。只有在運行的過程中更好地遵循以上幾點原則才能夠保證整體設備都能夠更加順暢地運行[4-5]。

1 工作面及水文概況

1.1 工作面

工作面回采范圍內煤層走向30°～70°，煤層傾角2°～7°，平均4.0°，在構造發育地段煤巖層產狀變化較大。煤厚5.4～8.8 m，平均7.1 m，結構簡單，屬穩定煤層。

1413A工作面與1611A工作面分屬F209斷層東西兩側的西二8號煤采區和西三9號煤上采區，兩工作面均為采區首采面。1413A工作面自2015年5月4日開始回采，至2016年3月15日已安全收作。

1.2 工作面回采水文變化

1413A工作面回采期間正常涌水量3～5 m3/h，最大涌水量8 m3/h，工作面回采期間除局部頂板有滴淋水現象外，均無大的出水異常情況，顯示工作面會采前底板灰巖含水層疏水降壓和頂板砂巖含水層疏放取得良好效果，保證了工作面安全正常回采完畢。

1.3 采煤方法

1）采煤方法。根據該采區煤層賦存情況和古縣東瑞煤業綜采工作面回采經驗，該面采用分層開采的方式進行回采，其中上分層采用后退式走向長壁綜合機械化進行回采，隨工作面回采，利用地面灌漿站輸送漿液進行注漿，造再生頂板，后期下分層開采措施另編。

2）采高。本工作面煤厚4.5～9.3m，平均煤厚6.8m。根據工作面液壓支架支撐范圍（3.0～6.5 m）及采煤機（采煤機最低過機高度為3.5 m）機頂與液壓支架頂梁間的允許間隙，及下分層采高盡量保證在2 m左右，本工作面采高控制按以下執行：工作面煤厚在5 m以下時一次采全高；煤厚在5～6 m時，保證煤機過機高度時盡量留底煤；煤厚在6 m以上時，留底煤2 m。其中留底煤情況以每天探煤及地測提供資料為準。

3）回采層位：跟頂回采。

2 設備選型

2.1 采煤機型號及主要參數

2.1.1 采煤機參數

型號：JOY-7LS6C。

主要技術參數如下：采高為6.0 m；截深為800 mm；裝機功率為1 855 kW；截割電機為2×750 kW；牽引電機為2×150 kW；泵電機為55 kW；滾筒直徑為3 000 mm。

2.1.2 生產能力的核算

式中：Qc為采煤機實際生產能力，t/h；B為截深，0.8 m；H為采高,最大6 m；U為給定條件下采煤機最大牽引速度，10.4 m/min；R為煤的實體密度 1.36 t/m3；K為工作面利用系數0.3～0.45，取0.4。代入數據計算得Qc=1 629.4 t/h。

循環進度按“二九一六”工作制計算，即生產班夜班、早班作業時間共計18 h，去除交接班及其他影響時間2 h，按煤機割煤16 h計算，可采煤26 070.4 t，大于設計日產10 212 t，滿足要求。

2.2 工作面刮板機的選型計算

2.2.1 工作面參數

運輸長度L=215 m，運輸角度α=9.5°，運輸量QC=1 629.4 t/h。

2.2.2 刮板機的初選

型號為SGZ1000/1710一臺；輸送能力為2 500t/h；刮板鏈速為1.44 m/s；電機功率為2×855 kW；電壓為3 300 V。

刮板鏈：雙鏈，2×Φ42×146加強鏈，破斷力≥2 700 kN，中心距220 m，刮板間距1 168 mm，刮板采用模段件。刮板固定方式：壓板、螺栓。刮板機鏈單重qc=70.6 kg/m。

減速器：平行布置行星減速器。槽間聯結形式：啞鈴銷，聯結強度＞4 000 kPa。

2.2.3 電機功率的驗算

2.2.3.1 運行阻力

單位長度裝煤量q=QC÷3.6v=1 629.4÷3.6÷1.44=314.3 kg/m。

重段運行阻力Wzh=[（qW1+qcW2）Lcosα＋（q+qc）×Lsinα]g=（314.3×0.6+70.6×0.4）×9.8×215×cos9.5°＋（314.3＋70.6）×215×sin9.5°×9.8=584 019 N。

空鏈運行阻力WK=qcgL（W2cosα-sinα）=70.6×215×9.8×（0.4×cos9.5°+sin9.5°）=83 230 N。式中：W1與W2均為阻力系數，W1=0.6，W2=0.4。

2.2.3.2 驅動牽引力采取雙機驅動各點張力為：S2=S1+Wzh，S4=S3+Wk。上驅動牽引力為Psh=1.1（Wzh+Wk）/2=1.1×（584 019+83 230）÷2=366 987 N。

如圖1所示，取最小張力點S1=0，則：S2=584019N；S3=283 757 N；S4=366 987 N。

圖1 工作面刮板機張力點

2.2.3.3 電機功率

上端電機功率為:N1=1.2P1V/（1 000η）=1.2[S4-S1+K（S4+S1）]V÷1 000÷0.85=1.2×[366 987－0＋0.045×（366987＋0）]×1.27÷1000÷0.85=628kW。

下端電機功率為:N2=1.2P2V/1 000η=1.2[S2－S3+k（S2＋S3）]V÷1000÷0.85=1.2×[584019-283757+0.045×（283 757+584 019）]×1.27÷1 000÷0.85=608 kW。式中：η取0.85，K取0.045。

配備的電機功率為2×700 kW；因此滿足要求。

2.2.3.4 鏈子安全系數

k=2λSp/1.2Smax=2×0.9×2700000÷1.2÷584019=6.9＞3.5。

式中：λ取0.9。

結論：鏈子強度滿足要求。

2.3 順槽皮帶機的選型計算

2.3.1 運順參數

順槽傾角α=3°；順槽長度L=1 600 m；輸送量Qc=1 629.4 t/h。

2.3.2 初定皮帶機

型號DSJ120/200/3×355一臺；輸送量Q=3000t/h；帶寬B=1 200 mm；帶速v=4 m/s；帶重qd=21.12 kg/m；上托輥單重q1=13.3kg/m；下托輥單重q2=6kg/m。

2.3.3 電機功率的驗算

2.3.3.1 運行阻力

單位長度裝煤量q=Qc÷3.6v=1 629.4÷3.6÷4=113 kg/m。

重 段 阻 力Wzh= （q+qd+q1）Lgw1cosα+ （q+qd）×Lgsinα=（113+21.12+13.3）×1600×9.8×0.03×cos3°+（113+21.12）×1 600×9.8×sin3°=167 695 N。

空段阻力WK=（qd+q2）Lgw2cosα+qdLgsinα=（21.12＋6）×1600×9.8×0.025×cos3°+21.12×9.8×1 600×sin3°=28001N。

2.3.3.2 輸送帶各點張力（見圖2）

圖2 上運皮帶機張力點示意圖

式中：μ為摩擦系數，0.25；α為圍包角，420°；n為備用系數，1.2。

按重段輸送帶垂度要求，重段最小張力應為：

故令S4=9844N，則：S1＝40741N，S2＝38435N，S3＝10 434 N，S5＝37 845 N。

2.3.3.3 電機功率

牽引力p=S1-S5+0.04（S1+S5）=40 741-37 845+0.04×（40741+37 845）=6 039 N。

電機功率N=1.2PV/1 000η=1.2×6 039×4÷1 000÷0.85=34.10 kW。

滿足要求。

因此順槽皮帶機選型為DSJ120/200/3×355，帶寬 1 200 mm，運量 3 000 t/h，運距 1 600 m，帶速 4 m/s。

2.3.3.4 膠帶強度驗算

安全系數M=Biσ/Smax=1 200×800÷40 741=23.56＞11。其中11為查《煤礦設備安裝工程質量驗收規范》所得。

阻燃輸送帶縱向拉伸強度不低于800 N/mm，可選用工作面常用阻燃輸送帶。

3 結論

1）考慮到支撐的三個自由度、初始支撐和工作狀態、工作面支撐，討論了煤層傾角、支撐重量、工作阻力、頂板壓力、縱橫比等因素對穩定性的影響。

2）采煤機配備制動系統和安全牽引絞車。減小或抵消導向系統的滑動，優化液壓支架的牽引方式，支撐座的結構和安裝位置，調整千斤頂的結構和工藝措施以及側面保護控制方式。