古城煤礦N1303工作面開采方式及液壓支架選型設計

許 秀

(山西潞安機械有限責任公司，山西 長治 046204)

1 礦井條件及工作面概況

2 采煤方法選取

根據煤層厚度結合當前成熟的采煤方法，可以選擇大采高一次采全高采煤法或者放頂煤采煤法，現主要從以下幾方面對兩種采煤方法進行分析比較，擇優選取：

1) 回采率。據統計資料，放頂煤工作面回采率平均為75%～90%，采用大采高一次采全高采煤法工作面回采率能達到95%，一次采全高采煤法有優勢。

2) 安全生產工藝及管理。3號煤硬度較低，屬于較軟煤層，頂底板強度也比較低，有利于頂煤垮落，對于放頂煤采煤法來說，煤層冒落性好是有利的；但對于大采高一次采全高采煤法來說，采高增加、煤層越軟，煤壁片幫冒頂概率增加，不利于支架對頂板的管理，放頂煤采煤法有優勢。

3) 設備投資。大采高一次采全高采煤法由于采高大、支架支撐高度高、工作阻力大、重量大、相關配套設備功率大，造成工作面設備投資明顯高于放頂煤采煤法工作面，無形增加了礦井運營成本。

4) 放頂煤采煤法在潞安應用多年，生產管理雖復雜但已熟練掌握；大采高一次采全高采煤法雖然工藝簡單，但在潞安集團應用較少，古城礦井需對工人進行專門培訓，熟練掌握該工藝，礦井要達到設計產能，所需時間較長。因此古城煤礦選擇放頂煤采煤法進行開采。

3 液壓支架支護強度確定

3.1 采用倍數巖重法計算

倍數巖重法計算公式[1]：

q=n×M×γ

式中：q為支護強度，kN/m2；M為工作面采高，取3.6 m；γ為巖石容重，取27 kN/m3；n為不同條件下的巖重倍數，一般取6～8。

經計算：q=(538～778)kN/m2，考慮支護強度 1.2 倍富裕系數，支護強度確定為(0.64～0.93)MPa。

2.1.2 氧化還原電位 處理1、處理2的土壤表層溶液氧化還原電位均表現為前期快速下降，移栽后7 d分別下降至最低值-301 mV和-426 mV，之后開始上升，11 d后趨緩。說明，隨著秸稈覆蓋量的增加，土壤中還原性物質隨之大幅度增加。

3.2 根據頂煤、直接頂頂板斷裂角確定放頂煤支架支護強度[2]

建立如圖1所示液壓支架工作狀態力學模型，以支架上方冒落帶重量并考慮頂板來壓時的動載系數計算所得。

1) 頂板對支架施加的靜載荷:qj=γ1h1+γ2H，考慮頂板來壓時的動載作用及支架的支護效率，支架的支護強度為qz，則：qz=k(γ1h1+γ2H)(qz為支架的動載支護強度，kN/m2；qj為支架的靜載支護強度，kN/m2；γ1為頂煤容重，14 kN/m3；γ2為頂板巖石的容重，27 kN/m3；h1為放煤厚度,取最大值6.65 m；H為對支架有直接影響的巖層厚度，m；k為動載備用系數，取1.1～1.4)。

2) 已知工作面采高3.6 m，放煤最大厚度6.65 m。計算影響支架載荷的上覆巖層厚度:H=(L+h1/tanα)tanθ(L為有效控頂距，選取5.9 m；α為頂煤斷裂角，選取70°；θ為頂板斷裂角，選取65°)。求得H=(5.9+6.65/tan70°)tan65°=17.43 m。

則支架所需動載支護強度為：

qz=(1.1～1.4)(14×3.6+27×17.43) =(573～729) kN/m2=(0.57～0.73)MPa。

綜合上述兩種方法計算結果，支護強度不低于0.93 MPa，可以達到安全可靠的目的。

圖1 工作面液壓支架力學模型

4 液壓支架型號確定及三機配套

4.1 支架高度確定

由地質資料知，3號煤層純煤厚度3.35～10.25 m，平均6.05 m。根據放頂煤合理的采放比例控制在1∶1～1∶3之間，以及采煤機、刮板輸送機配套后兩機斷面機面高度1.9 m,選取支架最大采高Mmax=3.6 m，最小采高Mmin=2.8 m，液壓支架最大高度Hmax=Mmax+(200～600)；最小高度Hmin=Mmin-(500～800)。結合液壓支架高度參數優選系列，選取液壓支架最大高度4.2 m，最小高度2.2 m。

4.2 支架中心距選取

液壓支架中心距對應刮板輸送機一節溜槽長度，常規配套1.5 m和1.75 m，本工作面優選1.5 m中心距，因為較寬的支架中心距增加了支架重量，會增加運輸系統成本，也容易損壞推移千斤頂。

4.3 支架工作阻力確定

1) 支架工作阻力值主要取決于支護強度和支護頂板的控頂面積S。選取S=L×B=5.9 m×1.5 m=8.85 m2，則支架工作阻力P=qz×S=930 kN/m2×8.85 m2=8 230 kN。

2) 根據放頂煤工作面實測數據回歸公式計算液壓支架工作阻力：P=1 939+2.2H+471f+155/Md[3](P為支架工作阻力，f為煤層普氏系數，H為煤層埋藏深度，Md為放頂煤厚度)。經計算：P=1 939+2.2×(460～580)+471×2.5+155/2.45=(4 192～4 456)kN，考慮支架動載因素影響，取(4 192～4 456)×(1.1～1.4)=(4 611～6 238)kN。最終選取支架工作阻力為8 500 kN。

4.4 支架結構設計

結合礦井罐籠下井尺寸、最大運輸重量以及頂底板地質條件，支架結構設計為：①優先支架整體下井，進行輕量化設計，在保證強度的前提下重量設計為28.5 t；②頂梁與掩護梁的鉸接處設置防漏煤裝置，掩護梁尾部帶尾梁插板低位放煤機構；③頂梁前端采用鉸接式前梁帶三箱型結構伸縮梁和鉸接小四連桿護幫板機構，護幫板長度1 200 mm，能翻轉 180°，可臨時支護頂板；④底座采用不封底結構，前端采用弧形上翹結構，減小拉架的阻力，后端增大與推移桿的空間，同時設計有抬底裝置、底調裝置，更好適應工作面復雜環境。

最終選取液壓支架型號為ZF8500/22/42型支撐掩護式、正四連桿機構、低位放頂煤液壓支架，中心距1.5 m，支護強度為1.08 MPa，底板比壓2.8 MPa，滿足礦井條件。

4.5 工作面設備型號及中部配套

為滿足礦井產能需求，優先選用國內成熟設備，以可靠性、適用性、先進性為原則，工作面設備功率和強度都預留適當富余系數。分別選取采煤機MG400/930-WD型，前、后部刮板輸送機SGZ1000/2×1 000型，并進行工作面三機中部配套關系驗證。

圖2 工作面中部三機配套(mm)

如圖2在最大采高3 600 mm，前、后刮板輸送機中心距設定為6 250 mm，尾梁插板放煤機構處在比較合理的放煤位置，梁端距為478 mm，滿足割煤需求，前部刮板輸送機與液壓支架采用雙耳連接頭連接，后部刮板輸送機與支架采用單、雙耳鏈環卡連接，雙耳鏈環卡可以調整鏈環長度，進而調節刮板輸送機中心距。

5 結 語

ZF8500/22/42型液壓支架在工作面投入使用后，除個別拉后溜方軸發生斷裂問題外，未發生任何問題。已進行多個工作面的開采，液壓支架與采煤機、刮板輸送機各設備之間互相適應，動作有序。應用結果表明，該架型結構緊湊、功能齊全、空間合理，能夠適應古城煤礦井下支護，滿足高產高效使用需求。