郑苛苛, 韩 彬, 魏宏伟, 张加齐, 刘县委, 杨发军,张 阳, 张靖凯

(1.库车县榆树岭煤矿有限责任公司,新疆维吾尔自治区 阿克苏地区库车 842000; 2.中国矿业大学 煤炭资源与安全开采国家重点实验室, 江苏 徐州 221116; 3.中国矿业大学 矿业工程学院, 江苏 徐州 221116)

综放开采技术在我国已发展30多a年，取得了一定技术经济成果，但目前面临的最突出的问题是工作面顶煤采出率低，大多在60%左右，在一些设备先进的工作面，顶煤采出率也只有85%左右[1-3]。新疆地区煤炭资源普遍存在埋藏较浅、煤层较厚、煤层与顶板较硬的特点，顶煤的冒放性较差，设备选型需综合考虑矿压和顶煤放出率优化问题等多重因素，有一定难度[4-5]。综放工作面想要提高生产效率和产量必须加大工作面设备能力，保证安全性和设备系统协调性[6-7]。因此，需要针对具体矿区工作面条件选取合适的工作面设备。

针对综放面关键装备选型配套方案，相关学者做了大量研究。宋启[8]理论分析了薄煤层支架的特点、支架选型原则和影响因素，确定了支架支护阻力的计算和支架结构选择的方法，总结了常用的选型方法及步骤，完善了薄煤层支架选型的理论体系。赵光荣[9]根据孟家窑煤矿5号煤层大倾角厚煤层独特的地质条件，对其进行了综放工作面设备选型与配套研究，确定了“三机”及其他配套设备的型号。唐永志等[10]通过理论分析、数值模拟分析、类比分析，得到支架合理支护强度数值，支架采用四柱式整体顶梁带伸缩梁和二级护帮板结构型式。董小帅[11]根据郭庄煤业煤层的地质条件，对其进行了综放工作面设备选型与配套研究，确定了“三机”及其他配套设备的型号。柳金晖[12]详细分析华亭煤业集团砚北煤矿130101综采工作面“三机”设备选型及配套设计中关键参数的确定方法，在实际应用中给出了采煤机滚筒的卧底量、刮板输送机的卸载高度等参数。汪卫兵等[13]基于黄陵矿某采煤工作面的实际条件，研究分析了该煤矿的设计生产能力和选型工作要求，最终得到了采煤机、刮板机和液压支架的建议型号。任保红[14]采用理论计算和“三机”配套原则等方法对凌志达煤矿15211工作面具体参数进行了一系列计算，选取了合适的工作面设备。王丹等[15]依据山西段王煤业集团段王矿8号+9号煤地质条件及采用5 m综合机械化一次采全高试采存在的问题，证明该矿8号+9号煤不适合一次采全高开采。经多次调研分析论证，结合多年放顶煤开采经验，最后选用大截深电液控综放设备并进行了配套设计。董博[16]依照过往矿井工作综采设备的配套经验，以现实生产中安全、有效应用为依据，对综采工作面“三机”设备选型及配套原则进行分析，并浅谈了几点有效的配套管理措施。张鹏亮[17]通过理论分析综放工作面生产体系构成及厚煤层开采技术应用情况，分析了“三机”的性能参数基本要求，提出了基于设备尺寸和生产能力的“三机”配套原则。缪志炳[18]为使分层综采技术得到更好的推广与应用，结合厚煤层分层开采的特点，研究了分层综采工作面设备的配套原则、选型原则，并介绍了两种适合山西地区综采工作面设备配套的典型配套方案。总体而言，针对综放面关键装备选型配套方案的研究已经较为丰富，但是针对浅埋双硬特厚煤层综放面关键装备选型配套方案的相关研究还较少。

本文主要探究浅埋双硬特厚煤层综放面的合理采放比设计以及关键装备选型配套方案，以榆树岭煤矿110501综放工作面为工程案例，优化设计综放面采放比，并选取合适的设备，为类似条件下双硬特厚煤层综放面采放比设计及关键装备选型配套方案提供了参考。

1 矿井地质条件

榆树岭煤矿110501工作面采下5煤，煤层厚度7.99～9.34 m，平均8.60 m。地面标高1 793～1 834 m，工作面标高1 653～1 688 m，工作面长155 m，可推进长度1 284 m。110501工作面不存在伪顶，基本顶为厚硬的粉砂岩，煤层普氏硬度系数达到3.8。直接顶以粉砂岩为主，含细砂岩和粗砂岩；基本顶以粉砂岩为主，夹细砂岩、中砂岩和粗砾砂岩，见图1。

图1 110501综放面平面布置图及树岭煤矿下5煤层柱状图

2 采放比设计

综放工作面开采最突出的问题是矿压显现不强以及顶煤采出率低[19-22]，所以采放比对顶煤冒放效果的影响较大，因此设计合理的采放比非常重要。

2.1 工程类比设计

通过调研各大矿区内厚煤层综放开采工作面工作参数及设备配套情况，整理分析了对应工程条件下常用的参数、支架型号及配套设备。本次统计的煤矿煤层厚度在6～18 m之间，采高在2.5～4.9 m之间，采放比在1∶0.7～1∶3.75之间，对应的支架支护阻力在4 000～18 000 kN，矿井生产能力在100～1 000万t/a之间。具体情况如表1所示。

表1 典型矿井放顶煤液压支架应用现状

图2给出了主要煤矿采高与煤厚之间的关系分布。由图2可知，在9～10 m煤厚范围内，采高一般选取3.5～4.0 m，对应采放比为1.29～1.62。110501综放面平均煤厚为8.6 m，考虑工作面煤层及顶板坚硬，为了提高采出率，采高应大于4.0 m。

图2 主要煤矿采高-煤厚关系

图3给出了采放比与矿井生产能力之间的关系。已知榆树岭矿井核定生产能力150万t/a，且计划后期提升产能至300万t/a，而高产矿井的采放比一般小于1∶1.5。考虑到本矿煤层坚硬，为保证顶煤采出率，采放比应大于1∶1.5。

图3 主要煤矿采放比-生产能力关系

2.2 模拟量化

本次模拟中，采用FLAC3D软件分析综放面回采过程中的煤岩破坏规律。以工作面推进方向不同采高顶煤的冒放性破坏特征为主要研究内容，模型尺寸为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，整体施加重力加速度9.8 m/s2，模型内各单元均考虑自重作用。运算过程中工作面采高分别按3.0 m、3.5 m、4.0 m、4.5 m考虑，即采放比为1∶1.87、1∶1.46、1∶1.15、1∶0.91。

根据模拟结果，煤层厚度为8.6 m，煤层开采厚度分别为3.0 m、3.5 m、4.0 m、4.5 m，即采放比为1∶1.87、1∶1.46、1∶1.15、1∶0.91时，沿工作面走向中部剖面，顶煤破坏情况及超前支承应力峰值与采高关系如图4所示。

图4 顶煤屈服破坏系数及超前支承应力峰值与采高关系

由图4(a)、图4(b)可知：

1) 采高由2.5 m增加至5.0 m时，综放工作面顶煤塑性破坏的最大深度在6～20 m之间变化，最小破坏深度在2～5 m之间变化。采高的增大会导致冒放性逐渐增大，顶煤会产生大面积的拉剪破坏。采高不断加大，顶煤的屈服破坏系数随采高增大呈逐渐增大趋势，且成近似对数函数拟合关系，变化范围约为0.32～0.97。

2) 采高由2.5 m增加至5.0 m时，煤帮超前支承应力由5.4 MPa增加至10.9 MPa，煤帮超前支承应力影响范围由6.8～15.9 m逐渐增大，整体矿压显现特征趋于强烈。采高不断加大，工作面煤壁超前支承应力峰值逐渐增大，且同样成近似对数函数拟合关系，变化约为5.4～10.9 MPa。

综上可知，在采高设计合理时榆树岭煤矿110501工作面适合进行综放开采。结合不同采高下工作面顶煤的冒放性特征及超前支承应力峰值数值模拟分析结果，为了保证顶煤冒放性及采场围岩的稳定性，建议最优的割煤高度为4.0～4.2 m，即采放比约为1∶1.05～1∶1.15。

3 综放面液压支架选型

3.1 综放面液压支架架型选择

目前综放工作面根据煤层赋存条件、产量要求、矿井条件和应用情况，可选择四柱低位放顶煤液压支架或两柱掩护式放顶煤液压支架，两柱式与四柱式放顶煤支架的具体特性对比如表2所示。

表2 两柱式与四柱式放顶煤支架特性对比

综合榆树岭煤矿110501综放面采高大、煤层及顶板双硬覆存等条件，结合四柱正四连杆低位放顶煤液压支架顶梁较长、顶煤破碎效果较好、工作阻力大、稳定性强、工人操作简单等特点，选定榆树岭煤矿110501综放面放顶煤液压支架架型为四柱低位放顶煤液压支架。

3.2 综放面液压支架支护参数设计

针对榆树岭煤矿综放面煤层硬度较高，覆岩为全基岩且埋深较浅的开采特征，选择的液压支架工作阻力及支护强度计算方法包括：台阶式悬臂—砌体梁组合结构理论、支架工作阻力的动载荷法，具体计算结果如下。

3.2.1 按照“台阶式悬臂-砌体梁组合结构”理论计算

直接顶为台阶式悬臂垮落和基本顶砌体梁结构组合，如图5所示。

图5 台阶式悬臂—砌体梁组合结构

当顶煤坚硬，f≥2.0，直接顶较厚，分层分次垮落，基本顶一次垮落厚度大于残留空间高度时，支架除承受顶煤和直接顶重量外，还承受着基本顶为实现铰接平衡所需的力。此时顶煤和直接顶的重量应包括悬臂部分的重量，顶煤重量为：

(1)

直接顶的重量为：

(2)

故计算支架载荷为：

P=PM+Pz+Pq

(3)

式中：l为控顶距；α为顶煤顶板悬臂的平均破断角；Pq为满足砌体梁的平衡条件，其计算公式见式(4)。

(4)

式中：L为周期来压步距；φ为顶板岩石内摩擦角；θ为基本顶破断余角；H为基本顶一次垮落厚度；Q为基本顶岩块重量；l为采场控顶距；S为基本顶回转最大下沉值，其计算公式为：S=M-M2(1-K2)K＇p-∑h(Kp-1)，K2为顶煤放出率，K＇p为顶煤碎胀系数，Kp为直接顶碎胀系数，M2为顶煤厚度。

根据榆树岭煤矿110501综放面参数及地质条件，L=30 m(由于榆树岭煤矿顶板的硬度较高，可能存在强烈的到顶来压现象，根据基本顶来压等级分类，设定榆树岭煤矿基本顶周期来压步距30 m)；φ=20°；α=45°；θ=3°；H=8 m(考虑到基本顶的RQD为0.58，基本顶不会一次性垮落，基本顶一次性垮落厚度按照基本顶厚度与RQD的乘积计算)；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，计算可得支架支护强度P=0.713 MPa。

3.2.2 动载荷法

目前确定支架工作阻力的主要思想是，支架需要直接顶和破断的基本顶以及破断基本顶以上的载荷，该方法认为直接顶、基本顶和基本顶以上的载荷以静载荷的方式施加到支架上，但是实际生产中，以这种方式确定的支架工作阻力往往偏低，在坚硬顶板和浅埋深条件下尤为突出。王家臣教授由此引入了动载荷系数法来解释和确定支架的合理工作阻力。但是本公式原用于一次采全高开采，支架支护载荷没有考虑顶煤载荷，以下公式为增加了顶煤载荷的修改后公式。原理如图6所示。

图6 基本顶岩块突然失稳的动载荷计算模型

1) 直接顶及顶煤载荷计算。直接顶及顶煤的全部重量作为载荷。

(5)

式中：M为采煤机割煤高度，4.0 m；LD为悬顶距，考虑到放顶煤开采直接顶应随采随跨，悬顶距为端面距+放顶煤支架顶梁长度，为5.6 m；∑h为垮落的直接顶和顶煤厚度；γ直接顶或顶煤容重，分别为25 kN/m3和12.9 kN/m3；Kp为碎胀系数，取1.3；B为支架中心距，取1.5 m。

2) 基本顶冲击载荷计算。在对基本顶动载荷Fd进行估算时，考虑基本顶在煤壁上方断裂这一最不利的情况，并将直接顶和支架看做整体考虑。

基本顶的支护载荷为：

(6)

(7)

式中：Fd为基本顶冲击载荷；Kd为冲击动载系数；∑h为垮落的直接顶和顶煤厚度；E为直接顶或顶煤的弹性模量；A为直接顶或顶煤的悬顶面积；Δst为直接顶的静围岩；Δh为基本顶自由下落的高度。

由上式可知，可以通过减小基本顶自由下落的高度Δh来降低冲击动载系数Kd，在采场围岩控制中，可以通过增加支架初撑力来减小Δh，当Δh趋近0时，基本顶与直接顶不发生离层，即相当于基本顶的冲击动载系数Kd为2。事实上，由于直接顶和支架的弹性作用，会部分吸收基本顶岩块的冲击能量，缓解冲击载荷，对于支架的实际载荷计算而言，Kd介于1～2之间。对于坚硬顶板的工作面可取较大值。

3) 支架的支护强度p：

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

(8)

式中：p为支架的支护强度；QD为直接顶及顶煤载荷；Fd为基本顶冲击载荷；Kd为冲击动载系数；Qb为基本顶重量；S为支架的支护面积。

针对榆树岭煤矿的实际情况，基本顶的冲击动载系数Kd取1.5，计算得出的支架支护强度为0.735 MPa。

3.2.3 支架工作阻力确定

根据支护强度、配套设备尺寸、支架顶梁长度等计算支架工作阻力：

P=n·(LK+LD)Bp/(η1η2)×103=11 716 kN

(9)

式中:n为安全系数，1.1；B为架间距，B=1.5 m；η1为支护效率，由于立柱倾角较小，取0.95；η2为安全阀波动系数，取0.95；p为顶板来压强度，MPa；LK为空顶距，550 mm；LD为顶梁长度，5 050 mm。

根据台阶式悬臂—砌体梁组合结构理论、支架工作阻力动载荷法的计算结果，考虑支架工作阻力留有一定富裕量，推荐选择支护强度为1.0 MPa，支架中心距1.5 m，工作阻力10 000 kN的四柱支撑掩护式正四连杆低位放顶煤支架，初步选择中部支架为ZF10000/23/45四柱正四连杆低位放顶煤。支架技术参数如表3所示，支架示意图如图7所示。

表3 支架技术参数

图7 中部支架结构(mm)

4 综放面其他关键设备选型

4.1 综放面采煤机选型

综放面采煤机的选型不仅要在外形尺寸上满足空间上的布置，还需要根据工作面的设计生产能力确定采煤机的生产能力、采高、截深、截割速度、牵引速度、牵引力和功率等参数。而采煤机的生产能力主要取决于采高、截深、牵引速度以及工作时间利用系数。

1) 滚筒直径的选择。双滚筒采煤机的滚筒直径应大于最大采高的一半，双滚筒采煤机的滚筒直径按经验公式：

D=(0.52～0.6)hmax

(10)

榆树岭煤矿110501综放面煤层采高为4.0 m，滚筒直径应大于2.18 m，考虑到煤层厚度变化，采煤机采高应留一定富余系数，初步选取滚筒直径为2 500 mm。

2) 截深的选择。滚筒截深是采煤机工作机构截-入煤壁的深度，截深的确定与煤层的压张效应、截割阻抗(截齿截割单位切削厚度所对应的截割阻力)大小、煤层厚度、倾角、顶板稳定性及采煤机稳定性有关。采煤机在厚煤层中的工作截深宜大，根据目前采煤机的系列通用截深，选取采煤机的截深为0.8 m。

3) 滚筒转速。滚筒的转速对能耗、装载、煤尘影响很大。采煤机截齿的最大切削厚度为：

(11)

可知，当采煤机一条截线上安装的截齿数m、牵引速度v一定时，转速n愈高，煤尘产生量愈大，截割部耗能也就愈高。在实践中滚筒转速愈高则循环愈快，采煤机装煤效果不好。一般认为滚筒的转速控制在(30～40) r/min。

4) 采煤机生产能力。

(12)

式中：Qm为采煤机平均生产能力，t/h；Q为工作面平均日产量，9 091 t/d；B为采煤机截深，0.8 m；H为平均采高，4.0 m；γ为煤的容重，1.29 t/m3；C为割煤回采率，95%；L为工作面长度，155 m；Lm为采煤机两滚筒中心距，7 m；td采煤机返向时间，30 min；Hf放顶煤平均厚度，4.6 m；Cf为顶煤回收率，80%；Lf为沿工作面方向放顶煤面长，155 m；K采煤机日生产时间系数，取0.75；i为采煤机割煤速度与空刀牵引速度之比，一般取0.66。

计算得出采煤机生产能力为706.0 t/h。采煤机最大截割能力一般为平均产能的1.5倍，即1 059.0 t/h。

5) 采煤机截割牵引速度。采煤机平均截割牵引速度Vc一般按下式计算：

Vc≥Qm/(60BHγCk)

(13)

式中：Vc为采煤机平均截割牵引速度，m/min；Qm为采煤机平均割煤生产能力；H为工作面平均采高，取4.0 m；B为截深，0.8 m；γ为煤的容重，1.29 t/m3；C为工作面割煤回采率，取0.95；k为采煤班开机率，60%.

则采煤机平均割煤速度为6.26 m/min，最大割煤速度一般为平均速度的1.5倍，为9.39 m/min。

6) 采煤机装机功率。装机功率包括截割电动机、牵引电动机、破碎电动机、液压泵电动机、机载增压喷雾泵电动机等电动机功率总和。装机功率由下式估算：

P≥72BHvmaxHw

(14)

式中：P为装机功率，kW；B为截深，0.8 m；H为工作面平均采高，取4.0 m；vmax为采煤机最大割煤速度，取7.14 m/min；Hw为采煤机单位能耗，(Hw一般取(1.1～4.4) MJ/m3，即(0.31～1.22) kW·h/m3，硬煤及韧性煤取上限值，软煤及脆性煤取下限值)，取0.7 kW·h/m3。

经计算，综采装机功率应不小于1 209.8 kW。

7) 采煤机选型。根据目前国产采煤机情况，结合矿井煤层条件及开采要求，并考虑到其它煤层的开采，综采(放)工作面初选MG550/1380-WD型无链电牵引双滚筒采煤机。

4.2 综放面前、后部刮板运输机选型

1) 运输能力。根据刮板输送机的选型原则，前刮板输送机的选择应当满足工作面生产要求，运输能力应大于采煤机的割煤能力，由前面计算得出采煤机的实际生产能力为706.0 t/h。前部刮板输送机的输送能力应大于采煤机的生产能力的20%，因此选取的前刮板输送机的运输能力应大于847.2 t/h。

工作面的放煤能力可由下式确定：

Qf=60HfSmγCf(1+Cg)Vfn

式中：Qf为工作面放顶煤能力；Hf为放煤高度，4.6 m；Cf为顶煤回收率，0.8；Cg为放出顶煤的含矸率，0.05；Vf为沿工作面平均的放煤速度，1 m/min；m为放煤宽度，1.5 m；n为放煤口的数量，1；S为放煤步距，1.6 m。

计算得出工作面的平均放煤能力为775.5 t/h。

工作面后部刮板输送机的运输能力应满足：

Qc≥KfKyQf

式中：Qc为刮板输送机应具有的运输能力，t/h；Kf为放煤流量不均衡系数，取1.7；Qf为工作面平均放煤能力，取775.5 t/h；Ky为运输方向及倾角系数，取0.9。

经计算，工作面后部刮板输送机的运输能力应不小于1 186.5 t/h。

2) 功率。工作面输送机的重段、空段阻力W1与W2为：

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

W2=q0L(f2cosα+sinα)×9.8

式中:W1、W2为重段、空段阻力，N；q0为刮板输送机每米刮板链的重量，取30 kg/m；q为每米刮板输送机负荷，q=Qc/(3.6V)，Qc为前刮板输送机运输能力，847.2 t/h，V为链速，取0.9 m/s；L为刮板输送机的铺设长度，取155 m；f1为煤与刮板之间的摩擦因数，取0.7；f2为金属板之间的摩擦因数，取0.4；α为输送机的倾斜坡度，取10°。

经计算，前刮板输送机W1=111 009.9 N，W2=25 861.9 N；后刮板输送机W1=146 062.4 N，W2=25 861.9 N。

刮板输送机运行所需的最大最小轴功率N1和N2为：

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

N2=KbqLVcosα/(1 000Kd)

式中：Ka、Kb为功率备用系数，分别取1.15、1.20；Kd为传动效率，取0.83；K0为刮板弯曲段阻力因数，取1.12。

经计算，前刮板输送机N1=204.8 kW，N2=57.7 kW，后刮板输送机N1=240.1 kW，N2=80.8 kW。

刮板输送机所需的电机功率Np为：

式中：Np为刮板输送机电机必备功率，kW；Kp为电机容量备用因数，取1.3。

经计算，前刮板输送机Np=310.6 kW，后刮板输送机Np=375.9 kW。

由刮板输送机的选型原则，选择运输能力为1 500 t/h前、后刮板输送机，经査表得，选择SGZ800/2×525型前、后刮板输送机。

4.3 工程应用

工作面设备总体选型配套结果如表4所示。

表4 110501综放面设备总体选型配套结果

110501综放面实测初次来压步距为33.5 m，平均周期来压步距为25.8 m，来压期间支架立柱平均应力为30.8 MPa，来压期间平均动载系数为1.11，整体来压强度较小。

如图8所示，因选取的采放比比较合理，煤壁维护效果好，没有片帮出现。自2020年4月29日至2021年3月初，累计推进850 m，110501综放面煤炭回采率平均83%，顶煤冒放效果较好。

图8 110501综放面煤壁及顶板支护情况

5 结 语

1) 对榆树岭煤矿110501综放工作面采放比设计问题，采用FLAC3D软件分析综放面回采过程中的煤岩破坏规律，结合工程类比及不同采高下工作面顶煤的冒放性及煤帮破坏片帮特征数值模拟分析结果表明，为了保证顶煤冒放性及采场围岩的稳定性，割煤高度为4.0～4.2 m，采放比一般为1∶1.05～1∶1.15。

2) 综合榆树岭煤矿110501综放面采高大、煤层及顶板双硬覆存等条件，选定榆树岭煤矿110501综放面放顶煤液压支架架型为四柱低位放顶煤液压支架。根据台阶式悬臂-砌体梁组合结构理论、支架工作阻力动载荷法的计算结果，选择中部支架为ZF10000/23/45四柱正四连杆低位放顶煤。

3) 对采煤机选型问题，工作面选取MG550/1380-WD型无链电牵引双滚筒采煤机。对前、后部刮板运输机选型问题，选取的前、后刮板输送机为SGZ800/2×525型。