鄭傳哲,王 維
(山東能源新汶礦業(yè)集團,山東 新泰 271200)
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沙章圖礦井大傾角工作面設(shè)備選型解析
鄭傳哲,王維
(山東能源新汶礦業(yè)集團,山東 新泰 271200)
[摘要]介紹沙章圖礦井1905S大傾角大采高煤層條件下工作面綜采設(shè)備關(guān)鍵數(shù)據(jù)的確定,指出大傾角大采高配套問題及配套設(shè)備數(shù)據(jù)的互換性,分析大傾角大采高支架的防滑調(diào)整要求,在大傾角工作面情況下,MG650/1710-WD采煤機通過加大牽引電機功率、行走機構(gòu)齒軌輪節(jié)距、改進導(dǎo)向滑靴和齒軌輪來提高行走機構(gòu)的可靠性。
[關(guān)鍵詞]大傾角;大采高;液壓支架;采煤機;配套
[引用格式]鄭傳哲,王維.沙章圖礦井大傾角工作面設(shè)備選型解析[J].煤礦開采,2015,20(6):37-40.
山東能源內(nèi)蒙公司針對所屬礦井大傾角、大采高等復(fù)雜難采煤層,進行了幾個綜采工作面探索和嘗試,積累了經(jīng)驗,效果明顯。
1煤層賦存情況
首采區(qū)1905S運輸巷、回風(fēng)巷等地點揭露9煤,根據(jù)實際觀測,9煤采高在4.32~4.8m之間,平均采高4.6m,含夾矸1~2層,其中回風(fēng)巷開門處夾矸2層,夾矸厚度0.09~0.45m,純煤厚4.13~4.51m,平均4.28m。1905S運輸巷普遍含0.2~0.5m的泥質(zhì)粉砂巖偽頂,偽頂較破碎,在截割掘進迎頭時一起冒落。根據(jù)相鄰煤礦調(diào)查,南鄰礦井北翼現(xiàn)已連續(xù)開采3個工作面,揭露9煤為結(jié)構(gòu)復(fù)雜煤層,煤層分為上、下分層,其中分層界限為厚0.05~0.27m的砂巖,為主要標(biāo)志層。上分層平均厚度1.31m,下分層平均厚度3.1m,平均采高4.52m(含夾矸),夾矸1~5層。
工作面標(biāo)高+666~+550m,地面標(biāo)高+1248m,最大埋深698m,最淺埋深582m。工作面走向長度2150m;傾斜長度320m,傾角44°,工作面地質(zhì)儲量4.061Mt。首采區(qū)共計18個見煤鉆孔,9煤頂板為石灰?guī)r(四灰),厚度 1.5~3.81m,平均3.0m,局部含厚0.1~0.5m的泥巖偽頂;底板以泥質(zhì)粉砂巖為主,厚1.95~4.65m,局部為砂質(zhì)泥巖和細砂巖。結(jié)合1905S工作面運輸巷和回風(fēng)巷揭露9煤煤厚,首采區(qū)采高4.15~5.21m,平均采高4.6m,含夾矸1~5層,厚0.16~1.15m;純煤厚3.5~4.8m,平均3.99m。
首采區(qū)南翼有9個見煤鉆孔,結(jié)合3個井檢孔和1905S工作面運輸巷、回風(fēng)巷揭露9煤煤厚,采高4.15~5.15m,平均采高4.59m,含夾矸1~4層,厚0.16~1.15m;純煤厚3.5~4.56m,平均3.98m。
2液壓支架支護強度計算及工作阻力確定
2.1經(jīng)驗估算法
支架與圍巖之間是相互作用力學(xué)體系。支架受圍巖作用力分為兩部分:首先是基本頂作用于支架的載荷Q2(通過直接頂施加),還有直接頂?shù)妮d荷Q1,其受力狀況可簡化,如圖1所示。
圖1 回采工作面的頂板壓力
(1)直接頂載荷Q1
Q1=Σh·L1·γ
式中,L1為懸頂距;Σh為直接頂厚度;γ為體積力。
整個懸頂距L1作用于支架頂梁上,由頂梁分擔(dān),視為支架控頂距L,則Q1=Σh·L·γ
其載荷為:q1=Σh·γ
(2)基本頂載荷Q2
實踐中常常依據(jù)直接頂載荷倍數(shù)關(guān)系推算基本頂載荷大小,這種方法在粗算確定支護強度時經(jīng)常用到。根據(jù)礦井綜采一般工作面礦壓測定可得,周期來壓時的載荷不超過平時載荷的2倍。因此可以得出下式關(guān)系:
p=q1+q2=n·Σh·γ
式中,p為考慮直接頂及基本頂來壓時的支護強度;n為基本頂來壓與平時壓力強度的比值,稱為增載系數(shù),取2。
K值一般取頂板破碎時碎脹系數(shù)1.25~1.5,可得:
p=2×(2~4)M·γ=(4~8)M·γ
根據(jù)礦井煤層賦存條件,綜采面最大采高M為5.2m;頂板巖層平均密度取2600kg/m3,γ=ρg=26000kg/(s·m)2;由于頂板巖層為灰?guī)r,堅硬,來壓強度較大,其附加系數(shù)取8,支架的合理支護強度為:
p=8×4.8×26000=0.998(MPa)
此方法確定的支架支護強度應(yīng)不小于0.998MPa。
2.2基于頂板分類的支架支護強度計算方法
根據(jù)國家煤炭行業(yè)技術(shù)標(biāo)準(zhǔn)《緩傾斜煤層采煤工作面頂板分類》(MT554-1996)附錄D《頂板分類對液壓支架額定支護強度的要求》來確定支架所需支護強度下極限值。
基本頂?shù)姆旨壷笜?biāo)是基本頂初次來壓當(dāng)量Pe,其值由基本頂初次來壓步距Lf,直接頂充填系數(shù)N和煤層采高hm按下式關(guān)系確定:
Pe=241.3lnLf-15.5N+52.6hm
直接頂充填系數(shù)N為:N=h/hm
式中,h為直接頂厚度。
礦井綜采面采高為5.2m,根據(jù)CS4號鉆孔,直接頂為2.66m的灰?guī)r,基本頂初次來壓步距約為45m,根據(jù)2005年西安理工大學(xué)進行的巖石力學(xué)參數(shù)測試結(jié)果,基本頂為粉砂巖的單軸抗壓強度為32.54~70.95MPa,巖石強度較大,得出基本頂?shù)某醮蝸韷寒?dāng)量:
Pe=241.3×ln45-15.5×2.66/4.8+52.6×4.8=1162.44(kN/m2)
根據(jù)表1的基本頂分級指標(biāo)可對基本頂進行分級,得出該煤層基本頂為Ⅳb級頂板,基本頂來壓應(yīng)屬于非常強烈。
表1 基本頂分級指標(biāo)
根據(jù)各級基本頂?shù)念~定支護強度下限公式,計算綜采液壓支架支護強度下限為:
Ps=(241.31×lnLf+52.6×hm-15.5×N-455)·Ck
式中,hm為采高,取5.2m;Lf為基本頂初次來壓步距,取45m;N為充填系數(shù),N=2.66/4.8=0.554;Ck為備用系數(shù),Ⅳb級基本頂取1.4~1.6。則
Ps=(241.31×ln45+52.6×4.8-15.5×0.554-455)×1.6=1.16(MPa)
綜上所述,基于頂板分類法確定的支架支護強度應(yīng)不小于1.16MPa。
2.3數(shù)值模擬計算方法
支架與圍巖的關(guān)系,一方面表現(xiàn)在圍巖運動規(guī)律決定著支架載荷的變化規(guī)律,另一方面表現(xiàn)在支架性能與結(jié)構(gòu)影響著圍巖的運動規(guī)律。
根據(jù)這個理論,依據(jù)礦井實際地質(zhì)條件,采用3DEC數(shù)值模擬軟件進行工作面開挖模擬,建立了數(shù)值計算模型,確定支護強度臨界點。分別進行了支護強度為0.5MPa,0.7MPa,0.9MPa,1.0MPa,1.1MPa,1.2MPa,1.3MPa,1.4MPa等數(shù)值模擬計算,得出支護強度與頂板下沉量曲線,如圖2所示。
圖2 支架支護強度與頂板下沉量關(guān)系曲線
由圖2可以看出,支護強度大于1.2MPa時,頂板下沉量隨支護強度增加沒有明顯減小,因此確定支架的合理支護強度為1.2MPa左右較為合適。
2.4經(jīng)驗類比法
福城煤礦與沙章圖礦井相鄰,同樣開采9號煤層,煤層厚度及賦存條件與1905S工作面相似,該礦井采用ZQY9000/24/50型大采高支架,曾發(fā)生過支架壓死情況,且福成煤礦1901S工作面最大長度為240m,平均埋深僅為280m,遠小于沙章圖礦井工作面長度320m及礦井埋深582~698m,因此,通過經(jīng)驗類比分析,認(rèn)為支架工作阻力9000kN偏小,考慮類似條件工作面礦壓顯現(xiàn)狀況,建議支架工作阻力增大至11000kN以上較合適。
3采煤機主要技術(shù)參數(shù)的校核
MG650/1710-WD采煤機,原配套牽引功率為2×110kW,行走機構(gòu)齒軌節(jié)距147mm,適應(yīng)開采煤層傾角≤35°及工作面走向≤10°的工作面。在煤層傾角為35~40°,局部45°,工作面走向8~10°開采過程中,行走機構(gòu)銷軌輪頻繁損壞,造成制動下滑,采煤機行走機構(gòu)的可靠性和穩(wěn)定性無法實現(xiàn),需要解決采煤機的防滑、防倒、采煤機與輸送機相互配合的行走機構(gòu)部分以及殼體的耐磨程度的提高。
3.1采煤機行走機構(gòu)的優(yōu)化設(shè)計
針對采煤機下滑,將牽引電機由原來的110kW增大到150kW,采煤機上行受力如圖3所示。
圖3 采煤機上行受力
采煤機設(shè)計最大牽引力F牽=1318kN(牽引電機150kW,牽引速度0~11.6~ 23.2m/min)。
采煤機上行開采時,需要克服的上行阻力F下滑力,F(xiàn)正摩擦力,F(xiàn)側(cè)摩擦力和滾筒割煤阻力Fz分別計算如下。
(1)煤層傾角40°時引起的下滑力
F下滑力=G·sin40°=120×0.64×9.8=752.64(kN)
式中,G為采煤機重量,120t。
(2)采煤機移動時產(chǎn)生的正摩擦力
F正壓力=G·cos40°·cos8°=95(t)
F正摩擦力=n·F正壓力×9.8=139.65(kN)
式中,n為摩擦系數(shù),取0.15;煤層走向傾角±8°。
(3)采煤機移動時產(chǎn)生的側(cè)向摩擦力
F側(cè)壓力=G× cos40 °×sin8°=12.8(t)
F側(cè)摩擦力=F側(cè)壓力×0.15×9.8=18.82(kN)
(4)滾筒割煤阻力Fz(包括裝煤阻力)
實際截割功率按滿負荷的80%計算,截割電機功率P=650kW;滾筒轉(zhuǎn)速n=29.76r/min;滾筒半徑R=2700/2=1350mm;滾筒扭矩T=9549×P×0.8/n=166850(N·m);滾筒切割力F=T×1000/R=124kN。
主滾筒割煤時與煤體接觸包角取180°,則工作截齒系數(shù)取1,故主滾筒產(chǎn)生的割煤前進阻力F主阻為:
F主阻=F×1=124(kN)
副滾筒割煤時與煤體接觸包角取180°,則工作截齒系數(shù)取1,故副滾筒產(chǎn)生的割煤前進阻力F副阻為:
F副阻=F×1=124(kN)
Fz=F主阻+F副阻=124+124=248(kN)
其他阻力忽略不計,采煤機在傾角為40°工作面上行割煤時所需最小牽引力為:Fmin=F下滑力+F正摩擦力+F側(cè)摩擦力+Fz=1159.11kN,牽引力理論能滿足。采煤機在傾角為40°工作面上行空載時所需最小牽引力為:Fmin=F下滑力+F正摩擦力+F側(cè)摩擦力=911.11kN, 牽引力富裕。
3.2行走箱齒軌輪節(jié)距的選擇
采煤機原采用147mm節(jié)距的無鏈牽引系統(tǒng),行走輪模數(shù)46.76mm,齒軌輪寬度75mm。齒形采用標(biāo)準(zhǔn)漸開線,齒形比較短而胖,齒根強度較大,對嚙合中心距的變化適應(yīng)性較差。176mm節(jié)距無鏈牽引系統(tǒng)使用漸開線復(fù)合齒形,模數(shù)56mm,齒寬90mm,對于復(fù)雜地質(zhì)條件適用性好。
3.3導(dǎo)向滑靴和齒軌輪的改進
導(dǎo)向滑靴采用楔形結(jié)構(gòu),橢圓安裝孔,可以適應(yīng)工作面水平彎曲±2°,垂直彎曲±10°的地質(zhì)條件,同時加長導(dǎo)向滑靴導(dǎo)向面,使導(dǎo)向滑靴與輸送機銷排具有良好的適應(yīng)性。
齒軌輪組采用分體結(jié)構(gòu)形式,分別進行熱處理,提高齒面硬度及韌性,以適應(yīng)不同嚙合情況,并解決齒形與磨齒工藝沖突,提高表面光潔度,加強耐磨性能,僅需更換易磨損的齒軌嚙合部分。齒軌輪組處調(diào)心滾子軸承改進為免維護調(diào)心滾子軸承,內(nèi)置油脂潤滑腔,改進齒軌輪組重載軸承情況,提高了齒軌輪組的使用壽命。
3.4使用新材料,增強行走機構(gòu)使用壽命
殼體材料采用合金鑄鋼材料,通過優(yōu)化熱處理工藝,使殼體硬度達到HB>180,大幅延長部件的使用壽命。采煤機行走機構(gòu)齒軌輪材料選用電渣重熔鋼材質(zhì),極大提高了齒軌輪的耐磨性能。
4綜采支架液壓系統(tǒng)的改進
1905S綜采面配套以KSW-1500EU1型采煤機為準(zhǔn),其滾筒寬度為850mm,而國內(nèi)采煤機截深為865mm,為便于進口采煤機與國產(chǎn)采煤機互換配套,采用截深865mm的滾筒時,液壓支架只需調(diào)整不同的梁端距,即能保證配套設(shè)備不做改動,就能滿足兩種采煤機互換要求。
ZQY12500/25.5/55液壓支架中心距1750mm,調(diào)架間隙160mm,為了保證調(diào)架后支架之間有足夠間隙,以免影響下面后續(xù)調(diào)整,頂梁設(shè)置了前后2個獨立調(diào)節(jié)油缸,前獨立調(diào)節(jié)油缸(缸徑100mm)采用雙液控雙向鎖安全閥控制,要求頂梁側(cè)推油缸伸出時通過雙液控雙向鎖液控口能夠?qū)?個獨立調(diào)節(jié)油缸解鎖,調(diào)節(jié)油缸被動伸出。頂梁1片閥實現(xiàn)2個獨立調(diào)架油缸分開收回控制,防止誤操作引起相鄰架側(cè)護板之間發(fā)生憋卡,不能主動供液。
在頂梁側(cè)護板伸出時,實現(xiàn)移架調(diào)架,這時頂梁上的穿越千斤頂被動伸出,不發(fā)揮作用。在移架到位后頂梁升起,完全接頂密實之前,將頂梁側(cè)護板收回來,這時穿越千斤頂仍然保持和側(cè)護板伸出去一樣的狀態(tài),和鄰架接觸,保證支架不下滑,待支架完全接頂后,分別收回前后穿越千斤頂,這樣為下部鄰架提供了調(diào)整空間和距離。
4結(jié)束語
內(nèi)蒙能源公司在總結(jié)長城一礦、二礦在三、九兩個煤層共采設(shè)備的基礎(chǔ)上,針對液壓支架和采煤機使用中遇到的問題進行改進提高,開采煤層傾角在35~40°之間,局部45°,工作面走向8~10°,MG650/1710-WD采煤機改進前牽引功率過小,開采使用過程中行走機構(gòu)銷軌輪頻繁損壞,出現(xiàn)制動下滑事故,可靠性和穩(wěn)定性無法實現(xiàn)。采煤機通過加大牽引電機功率、改變節(jié)距、增大模數(shù),以及齒軌輪和導(dǎo)向滑靴改進,提高性能和使用壽命,解決了銷軌輪斷裂損壞和制動下滑的問題,適用于大傾角煤層開采,解決了采煤機牽引、制動困難和可靠性差的技術(shù)難題,避免了機組下滑所導(dǎo)致的安全問題。
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[責(zé)任編輯:鄒正立]
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Analysis on the Selection of Equipment for the Large Indined Coal-seam in Shazhangtu Mine
ZHENG Chuan-zhe,WANG Wei
(Shandong Energy Xinwen Mining Group Co.Ltd.,Xintai 271200,China)
Abstract:This paper concentrates mostly on the typical full mechanized coal mining equipments in large inclined and large mining height coal seam of the 1905S in Shazhangtu mine and introduces the characteristics of full mechanized mining equipments of similar coal seam,especially the the technical requirements on hydraulic powered support and coal shearer design is stated in this paper as well.In the case of large dip angle,for MG650/1710-WD coal shearer,the reliability of the walking mechanism is improved by increasing the traction motor power,the pitch of the traveling mechanism,the improvement of the guide roller and the gear wheel.
Key words:large inclination;large mining height;hydraulic powered support;coal shearer;full mechanized coal mining equipments
[作者簡介]鄭傳哲(1964-),男,山東新泰人,工程師,主要從事綜采、綜掘機電設(shè)備的開發(fā)、引進,舊設(shè)備的改造升級工作。
[基金項目]國家科技部資源技術(shù)領(lǐng)域重大項目(863計劃)資助項目(2012AA06A407)
[DOI]10.13532/j.cnki.cn11-3677/td.2015.06.010
[收稿日期]2015-05-13
[中圖分類號]TD355.41
[文獻標(biāo)識碼]A
[文章編號]1006-6225(2015)06-0037-04