CN109404028A - 一种综放工作面多放煤口的起始放煤方法 - Google Patents
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Abstract
本发明公开了一种综放工作面多放煤口的起始放煤方法，所述起始放煤为第1个n个放煤口的放煤过程；第1个n个放煤口以近似倾斜直线的煤岩分界面进行放煤；在起始放煤开始时，同时打开第1个n个放煤口同时放煤，然后以时间间隔逆次关闭第n个放煤口至第2个放煤口，当第一个放煤口达到预定的时间间隔后，再同时打开第2至第n放煤口，使第1个n个放煤口同时放煤，根据见矸放煤的原则，依顺次关闭n个放煤口，此时，起始放煤结束。本发明能够提高综放工作面的放煤效率和顶煤回收率。
Description
技术领域
本发明属于综放工作面放煤的技术领域，尤其涉及一种综放工作面多放煤口的起始放煤方法。
背景技术
综放开采技术在我国经过三十多年的发展，取得了显著的技术效果，但仍存在一些问题，综放开采所面临的最突出的生产问题是工作面放煤效率不高和顶煤回收率低，目前综放面顶煤回收时间占工作面整个采煤时间的一半以上，顶煤回收率大多在60％左右，在一些设备先进，管理合理的综放面顶煤回收率也只有85％左右。
综放面放煤过程中，放煤方式参数的选择对放煤效率和顶煤回收率的高低起到重要的影响作用，以往研究的重点是单放煤口或不连续的单放煤口在综放面倾向方向上的放煤轮次、放煤间隔、放煤高度以及工作面走向方向上的放煤步距参数的选择。单放煤口(或者不连续的多个放煤口)放煤时，由于放煤口面积有限，顶煤冒落不畅，带来放煤效率低、顶煤回收率不高、混矸率高等诸多问题。在综放面放煤过程中，另一个对顶煤回收率和混矸率影响较大的因素是煤、矸石的识别，当前综放面采用人工判断放煤过程中冒落的煤、矸石，决定了不能一次开启多个连续的放煤口放煤，若一次开启多个连续的放煤口放煤，则各放煤口煤尘将互相叠加影响，降低放煤液压支架后方能见度，使放煤工看不清楚放煤支架后方煤、矸石冒放情况，不能对放煤口放煤情况进行判断，因此，目前综放面现场都采用的是单放煤口(或者不连续的多个放煤口)放煤，而起始放煤是整个多放煤口放煤过程中最关键的部分。
发明内容
本发明的目的是提供一种综放工作面多放煤口的起始放煤方法，提高综放工作面的放煤效率和顶煤回收率。
为达到上述目的，本发明采用的技术方案是：一种综放工作面多放煤口的起始放煤方法，所述起始放煤为第1个n个放煤口的放煤过程；第1个n个放煤口以近似倾斜直线的煤岩分界面进行放煤；在起始放煤开始时，同时打开第1个n个放煤口同时放煤，然后以时间间隔逆次关闭第n个放煤口至第2个放煤口，当第一个放煤口达到预定的时间间隔后，再同时打开第2至第n放煤口，使第1个n个放煤口同时放煤，根据见矸放煤的原则，依顺次关闭n个放煤口，此时，起始放煤结束。
所述的时间间隔的计算方法是根据放矿理论中的颗粒移动方程，估算各个放煤口开启的时间间隔，具体如下所述：
21)由类椭球体放矿理论知：
式中：Q：放出散体Qf时，颗粒A移动到达的位置相应的移动体体积，单位为m3；
Qf：放出时间t秒末放出的放出体体积，单位为m3；
K，n1，m—实验常数，与放出条件和物料性质有关，K称为移动边界系数，n1称为移动迹线系数，m为速度分布指数；
q—单位时间的放出体体积，单位为m3；
R、R0、X0—颗粒A移动前的坐标为(X0，Y0，Z0),径向坐标值为R0；颗粒A移动后的坐标为(X，Y，Z)，径向坐标值为R；
ρa为静止密度，ρ0为放出密度；散体放出前，散体场中的密度各处都相同，也不随时间而变化，即密度场是均匀场、定常场，设此时密度为ρa，ρa称为初始密度，ρ0称放出的散体密度；
22)类椭球体放矿理论实际散体的移动过渡方程为：
式中：α是密度变化常数，其值是与静止密度ρa和放出密度ρ0有关的常数，由试验得出；
松动范围系数C是一个与放出条件和散体性质相关的实验常数，近似取15；
式中：Q0—移动前坐标X0、R0的颗粒A相应的移动体体积，单位为m3；
将Q、Qf、Q0值代入式2-48得：
化简后得：
则
式2-52是根据实际散体的移动方程，推导出来的移动散体在由点(X0、R0)移动到点(X、R)所需要时间t的求解公式，将已知的K、m、n1、α、q0、X0、R0、X、R直接代入式2-52中，即可求解t值，式中的X0、R0、X、R可根据放煤口中线与煤岩分界面交点处的坐标确定；
但是由于式2-52中X0、R0、X、R值大小都与开启的放煤口数量和位置有关，而放煤口数量和位置是一直变化的，因此要想用此方法进行求解时间t，必须对计算参数进行简化处理，即将每个放煤口中线上方颗粒整个移动过程中的放煤口数量，近似为一个平均的放煤口数量Nn进行计算，计算公式如下：
…
Nn1，Nn2，Nn3…Nnn分别是第1、2、3、…n个放煤口中线上方颗粒整个移动过程中的放煤口数量；
23)、求解x
同时放煤的放煤口数量为x时，对第n个放煤口中线上的煤岩分界面有影响，则此时第n个放煤口的中线距离x/2放煤口处的水平距离为(nl-0.5l-0.5xl)，满足下式2-22：
nl-0.5l-0.5xl＜0.5xl+(0.30～0.36)h (2-22)
当同时放煤的放煤口数量为(x-1)时，此时放煤，对第n个放煤口中线上的煤岩分界面没有影响，则此时第n个放煤口的中线距离(x-1)/2放煤口处的水平距离为[nl-0.5l-0.5(x-1)l]，满足下式2-23：
nl-0.5l-0.5(x-1)l＞0.5(x-1)l+(0.30～0.36)h (2-23)
联立式2-22，2-23得：
0.5xl-l+(0.30～0.36)h＜nl-0.5l-0.5xl＜0.5xl+(0.30～0.36)h (2-24)
化简后得：
(0.30～0.36)h-l＜nl-0.5l-xl＜(0.30～0.36)h (2-25)
解不等式得：
对于求得的x值，取与x值最接近的整数值，第x个放煤口的关闭是第n个放煤口中线上方煤岩分界面稳定的标志；
24)、得到时间间隔：
用式2-26求解式2-53中的x值，根据估算的Nn值，可以得到每个放煤口中线与煤岩分界面起始交点处的X0、R0值，再根据放煤口中线与预期煤岩分界面交点处的X、R值，由X0、R0、X、R带入式2-52，可得时间间隔t，估算出每个放煤口中线上的煤岩分界面从最初状态运动到预期煤岩分界面所需要的总时间T，从而直接得到了每个放煤口开启的总时间T；
设第n个放煤口总的放煤时间为Tn，第(n-1)个放煤口总的放煤时间为T(n-1)...，第1个放煤口总的放煤时间为T1，则各个放煤口开启的时间T可用下式表示：
Tn＝t1
Tn-1＝t1+t2
Tn-2＝t1+t2+t3
…
T3＝t1+t2+…tn-2
T2＝t1+t2+…tn-1
T1＝t1+t2+…tn
根据求得的各个放煤口开启的时间T，对多放煤口起始放煤过程中各个放煤口的放煤时间进行精确的控制，以期达到在起始放煤过程结束后，能够形成一近似倾斜直线的煤岩分界面。
所述的参数n满足下述条件：
放煤口数量n满足关系式：
其中：b-放煤支架宽度，m；
L2-下位硬岩层沿工作面倾向方向的破断距，m；
h-下位硬岩层的厚度，m；
Rt-下位硬岩层的抗拉强度，MPa；
q2-下位硬岩层上部载荷，MPa。
本发明具有的优点是：本发明将起始放煤中的放煤口设置同时打开，逆次关闭的方式，且按照一定的时间间隔关闭，使起始放煤的过程形成近似倾斜直线的煤岩分界面，能够实现综放工作面的快速放煤，提高综放工作面放煤效率和顶煤回收率。
附图说明
图1是本发明中多放煤口起始放煤的示意图；
图2是本发明的多放煤口放煤的示意图；
图3是起始放煤的煤岩分界面的示意图；
图4是起始放煤过程中不同时刻煤岩分界面示意图。
具体实施方式
本发明公开了一种综放工作面多放煤口的起始放煤方法，设综放工作面有N个放煤口，则第1个n个放煤口的放煤过程为起始放煤，第1个n个放煤口以近似倾斜直线的煤岩分界面进行放煤；在起始放煤开始时，同时打开n个放煤口同时放煤，然后以一定的时间间隔逆次(以n、n-1、n-2……2的顺序)关闭各放煤口，简称同时开启逆次关闭，当第一个放煤口到达预定的时间间隔后，再同时打开第2至第n放煤口，使第1个n个放煤口同时放煤，如图1所示，此时，起始放煤结束。起始放煤是整个多放煤口放煤过程中最关键的部分，起始放煤中形成的煤岩分界面将直接影响到后续的中间放煤和末端放煤过程。
中间放煤：第1个n个放煤口和最后一个n个放煤口之间的放煤过程为中间放煤，此时第1个n个放煤口同时放煤；按照见矸关门的原则，当第1个放煤口见矸时，关闭第1个放煤口同时打开第(n+1)个放煤口，当第2个放煤口见矸时，关闭第2个放煤口同时打开第(n+2)个放煤口，始终保持n个放煤口同时连续放煤，按照这种放煤方式，直到当第(N-n)个放煤口见矸时，打开第N个放煤口，此时中间放煤过程结束，N为综放工作面的放煤口个数；
末端放煤：最后一个n个放煤口的放煤过程为末端放煤，此时第N-n+1至第N个放煤口同时放煤；按照见矸关门的原则，在第(N-n+1)个放煤口见矸时，关闭该放煤口，保持(n-1)个放煤口连续放煤；当第(N-n+2)个放煤口见矸，关闭该放煤口，保持(n-2)个放煤口同时放煤，直至仅有第N个放煤口放煤，第N个放煤口的关闭标志着末端放煤过程的结束。
在此举例说明：例如N为30，n＝5，则起始放煤的第一个n个放煤口即为第1-5放煤口，起始放煤过程中，同时打开第1-5个放煤口，5个放煤口同时放煤；
t1时间后关闭第5个放煤口；
t1+t2时间后关闭第4个放煤口；
t1+t2+t3时间后关闭第3个放煤口；
t1+t2+t3+t4时间后关闭第2个放煤口；
t1+t2+t3+t4+t5时间后，同时开启第2、3、4、5个放煤口，使得第1、2、3、4、5个放煤口处于同时打开状态；此时起始放煤结束。
起始放煤过程中，从图3中的预期煤岩分界面可以看出，在起始放煤结束后，这n个放煤口上方剩余的顶煤量不同，这就要求各放煤口的放出时间不同，需要根据各放煤口位置和预期煤岩分界面的关系对放煤口开启和关闭的时间进行计算求解，控制各放煤口上方顶煤的放出量，进而达到形成近似倾斜直线的煤岩分界面。
连续的多个放煤口放煤使得煤岩分界面能够平缓下降，如图3中所示，关闭第n个放煤口时，煤岩分界面如图3中的顶煤放出漏斗n所示，关闭第(n-1)个放煤口时，煤岩分界面如图中的顶煤放出漏斗(n-1)所示，随着放煤口的逆次逐个关闭，煤岩分界面的中间点逐渐向第1个放煤口上方运动，当关闭第1个放煤口时，煤岩分界面最低点运动到第1个放煤口上方，与此同时，以一定的时间间隔逆次关闭各放煤口，保证了各放煤口上方顶煤的冒落总时间不同，使得煤岩分界面在平缓下降的同时接近预期煤岩分界面的梯度。通过以上分析，可以看出，在起始放煤过程的控制中，求解关闭相邻两个放煤口的时间差是关键，下面对这一问题进行详细的分析计算。
设起始放煤过程中，各放煤口宽度为l，顶煤高度为h，关闭第n个放煤口的时间为t1，关闭第(n-1)个放煤口与关闭第n个放煤口之间的时间差为t2，关闭第(n-2)个放煤口与关闭第(n-1)个放煤口之间的时间差为t3…，关闭第1个放煤口与关闭第2个放煤口之间的时间差为tn，以矸石到达各放煤口中线与预期煤岩分界面交点处为标准，来控制每个放煤口上方顶煤运动。设当有(x-1)个放煤口同时放煤时，第n个放煤口上方的煤岩分界面不再发生移动，则第n个放煤口上方的煤岩分界面发生移动的最后一个时间段为tx，如图4所示不同时刻各放煤口上方的煤岩分界面形态，以第n个放煤口为例说明，第n个放煤口的中线与初始煤岩分界面交点设为P0，与预期煤岩分界面交点设为Px，开启第n个放煤口的时间为t1，设第n个放煤口中线与煤岩分界面交点在t1时间段内由P0点下降到P1点，关闭第(n-1)个放煤口与关闭第n个放煤口之间的时间差为t2，设第n个放煤口中线与煤岩分界面交点在t2时间段内由P1点下降到P2点…，关闭第x个放煤口与关闭第(x+1)个放煤口之间的时间差为tx，设第n个放煤口中线与煤岩分界面交点在tx时间段内由P(x-1)点下降到Px点，Px点为第n个放煤口中线与预期煤岩分界面的交点位置，此时关闭第x个放煤口，保持(x-1)个放煤口同时放煤，第n个放煤口上方的顶煤不再发生移动。按照这种方法，依次对起始放煤过程中各个放煤口的顶煤放出量进行控制。
具体的计算方法如下所述：
21)由类椭球体放矿理论知：
单放煤口放煤的顶煤放出体是一个旋转的类椭球体，颗粒只有向下移动和水平径向移动，式中：Q：放出散体Qf时，颗粒A移动到达的位置相应的移动体体积，单位为m3；
Qf：放出时间t秒末放出的放出体体积，单位为m3；
K，n1，m—实验常数，与放出条件和物料性质有关，K称为移动边界系数，n1称为移动迹线系数，m为速度分布指数；
q—单位时间的放出体体积，单位为m3；
R、R0、X0—颗粒A移动前的坐标为(X0，Y0，Z0),径向坐标值为R0；颗粒A移动后的坐标为(X，Y，Z)，径向坐标值为R；
ρa为静止密度，ρ0为放出密度；散体放出前，散体场中的密度各处都相同，也不随时间而变化，即密度场是均匀场、定常场，设此时密度为ρa，ρa称为初始密度，ρ0称放出的散体密度；
22)类椭球体放矿理论实际散体的移动过渡方程为：
式中：α是密度变化常数，其值是与静止密度ρa和放出密度ρ0有关的常数；可由试验得出。
松动范围系数C是一个与放出条件和散体性质相关的实验常数，可近似取15；
式中：式中：Q0—移动前坐标X0、R0的颗粒A相应的移动体体积，单位为m3；
将Q、Qf、Q0值代入式2-48得：
将Q、Qf、Q0值代入式2-48得：
化简后得：
则
式2-52是根据实际散体的移动方程，推导出来的移动散体在由点(X0、R0)移动到点(X、R)所需要时间t的求解公式，将已知的K、m、n1、α、q0、X0、R0、X、R直接代入式2-52中，即可求解t值，式中的X0、R0、X、R可根据放煤口中线与煤岩分界面交点处的坐标确定；
但是由于式2-52中X0、R0、X、R值大小都与开启的放煤口数量和位置有关，而放煤口数量和位置是一直变化的，因此要想用此方法进行求解时间t，必须对计算参数进行简化处理，即将每个放煤口中线上方颗粒整个移动过程中的放煤口数量，近似为一个平均的放煤口数量Nn进行计算，计算公式如下：
…
Nn1，Nn2，Nn3...Nnn分别是第1、2、3、...n个放煤口中线上方颗粒整个移动过程中的放煤口数量；
23)、求解x
同时放煤的放煤口数量为x时，对第n个放煤口中线上的煤岩分界面有影响，则此时第n个放煤口的中线距离x/2放煤口处的水平距离为(nl-0.5l-0.5xl)，满足下式2-22：
nl-0.5l-0.5xl＜0.5xl+(0.30～0.36)h (2-22)
当同时放煤的放煤口数量为(x-1)时，此时放煤，对第n个放煤口中线上的煤岩分界面没有影响，则此时第n个放煤口的中线距离(x-1)/2放煤口处的水平距离为[nl-0.5l-0.5(x-1)l]，满足下式2-23：
nl-0.5l-0.5(x-1)l＞0.5(x-1)l+(0.30～0.36)h (2-23)
联立式2-22，2-23得：
0.5xl-l+(0.30～0.36)h＜nl-0.5l-0.5xl＜0.5xl+(0.30～0.36)h (2-24)
化简后得：
(0.30～0.36)h-l＜nl-0.5l-xl＜(0.30～0.36)h (2-25)
解不等式得：
用式2-26求解式2-53中的x值，对于求得的x值，取与x值最接近的整数值，第x个放煤口的关闭是第n个放煤口中线上方煤岩分界面稳定的标志。
24)、得到时间间隔：
用式2-26求解式2-53中的x值，根据估算的Nn值，可以得到每个放煤口中线与煤岩分界面起始交点处的X0、R0值，再根据放煤口中线与预期煤岩分界面交点处的X、R值，由X0、R0、X、R带入式2-52，可得时间间隔t。估算出每个放煤口中线上的煤岩分界面从最初状态运动到预期煤岩分界面所需要的总时间T，从而直接得到了每个放煤口开启的总时间T。
设第n个放煤口总的放煤时间为Tn，第(n-1)个放煤口总的放煤时间为T(n-1)...，第1个放煤口总的放煤时间为T1，则各个放煤口开启的时间T可用下式表示：
Tn＝t1
Tn-1＝t1+t2
Tn-2＝t1+t2+t3
…
T3＝t1+t2+tn-2
T2＝t1+t2+…tn-1
T1＝t1+t2+…Tn
根据求得的各个放煤口开启的时间T，可以对多放煤口起始放煤过程中各个放煤口的放煤时间进行精确的控制，以期达到在起始放煤过程结束后，能够形成一近似倾斜直线的煤岩分界面。
除了上述计算时间间隔，还需考虑顶板稳定性对多放煤口同时放煤的制约。在多放煤口同时连续放煤条件下，顶煤冒落范围大，并且一次冒落顶煤量大，直接顶的垮落不足以充满采空区，下位硬岩层将与直接顶之间产生离层，在下位硬岩层与控顶区直接顶间形成较大的空间，则下位硬岩层在其结构平衡失稳瞬间对直接顶可能产生冲击，冲击力大小与失稳的下位硬岩层岩块重量及其上面的载荷、下位硬岩层与直接顶间的离层量以及直接顶的刚度等有关。
为了简化老顶冲击载荷计算的复杂过程，不计失稳的下位硬岩层岩块的变形，且失稳的下位硬岩层岩块与直接顶接触后无回弹；不计直接顶的质量及在冲击过程中，声、热等能量损耗。顶板岩层沿工作倾向方向失稳，作用在放煤支架上的冲击载荷q1，可用下式计算：
式中：L1-下位硬岩层沿工作面走向方向的破断距，m；
L2-下位硬岩层沿工作面倾向方向的破断距，m；
h—下位硬岩层的厚度，m；
ρ2—下位硬岩层的密度，kg/m3；
V—失稳岩块与支架接触发生冲击时的速度，m/s；
Δt—发生冲击接触作用的时间，s；
n—放煤口的数量；
b—支架宽度，m；
Lk—支架控顶距，m
工作面倾向方向上悬露的下位硬岩层破断距L2，按照固支梁计算，计算公式如下式2-59所示
式中：Rt—下位硬岩层的抗拉强度，MPa；
q2—下位硬岩层上部载荷，MPa；
综放工作面的下位顶板一般比较破碎，顶板稳定性较差。在多放煤口放煤条件下，由于同时打开多个连续的放煤口放煤，顶煤冒落范围更大，更容易使支架上方冒空，导致支架支护效果有所减弱。另外由于邻近支架放煤时的影响，不可避免地会使放煤口两侧未放煤的支架受到较大的侧向力影响。
在这种情况下，如果发生冲击载荷，可能会带来工作面支架的失稳，不利于综放面顶板的控制。为了避免由于同时打开放煤口数量过多而导致顶煤大范围冒空，带来的顶板岩层沿工作面倾向方向的不稳定而造成的冲击载荷。要求同时打开的放煤口总长度nb小于下位硬岩层沿工作面倾向方向上的破断距L2，即放煤口数量n满足关系式2-60。
本发明采用多放煤口协同放煤方式，同时有n个放煤口进行放煤，并对起始放煤过程中采用同时打开，逆次关闭的方式打开放煤口和关闭放煤口，来控制放煤口顶煤的放出量，形成近似倾斜直线的煤岩分界面，从而能够提高放煤效率和顶煤回收率。
Claims (3)
1.一种综放工作面多放煤口的起始放煤方法，其特征在于：所述起始放煤为第1个n个放煤口的放煤过程；第1个n个放煤口以近似倾斜直线的煤岩分界面进行放煤；在起始放煤开始时，同时打开第1个n个放煤口同时放煤，然后以时间间隔逆次关闭第n个放煤口至第2个放煤口，当第一个放煤口达到预定的时间间隔后，再同时打开第2至第n放煤口，使第1个n个放煤口同时放煤，根据见矸放煤的原则，依顺次关闭n个放煤口，此时，起始放煤结束。
2.如权利要求1所述的综放工作面多放煤口的起始放煤方法，其特征在于：所述的时间间隔的计算方法是根据放矿理论中的颗粒移动方程，估算各个放煤口开启的时间间隔，具体如下所述：
21)由类椭球体放矿理论知：
式中：Q：放出散体Qf时，颗粒A移动到达的位置相应的移动体体积，单位为m3；
Qf：放出时间t秒末放出的放出体体积，单位为m3；
K，n1，m—实验常数，与放出条件和物料性质有关，K称为移动边界系数，n1称为移动迹线系数，m为速度分布指数；
q—单位时间的放出体体积，单位为m3；
R、R0、X0—颗粒A移动前的坐标为(X0，Y0，Z0),径向坐标值为R0；颗粒A移动后的坐标为(X，Y，Z)，径向坐标值为R；
ρa为静止密度，ρ0为放出密度；散体放出前，散体场中的密度各处都相同，也不随时间而变化，即密度场是均匀场、定常场，设此时密度为ρa，ρa称为初始密度，ρ0称放出的散体密度；
22)类椭球体放矿理论实际散体的移动过渡方程为：
式中：α是密度变化常数，其值是与静止密度ρa和放出密度ρ0有关的常数，由试验得出；
松动范围系数C是一个与放出条件和散体性质相关的实验常数，近似取15；
式中：Q0—移动前坐标X0、R0的颗粒A相应的移动体体积，单位为m3；
将Q、Qf、Q0值代入式2-48得：
化简后得：
则
式2-52是根据实际散体的移动方程，推导出来的移动散体在由点(X0、R0)移动到点(X、R)所需要时间t的求解公式，将已知的K、m、n1、α、q0、X0、R0、X、R直接代入式2-52中，即可求解t值，式中的X0、R0、X、R可根据放煤口中线与煤岩分界面交点处的坐标确定；
但是由于式2-52中X0、R0、X、R值大小都与开启的放煤口数量和位置有关，而放煤口数量和位置是一直变化的，因此要想用此方法进行求解时间t，必须对计算参数进行简化处理，即将每个放煤口中线上方颗粒整个移动过程中的放煤口数量，近似为一个平均的放煤口数量Nn进行计算，计算公式如下：
…
Nn1，Nn2，Nn3…Nnn分别是第1、2、3、…n个放煤口中线上方颗粒整个移动过程中的放煤口数量；
23)、求解x
同时放煤的放煤口数量为x时，对第n个放煤口中线上的煤岩分界面有影响，则此时第n个放煤口的中线距离x/2放煤口处的水平距离为(nl-0.51-0.5xl)，满足下式2-22：
nl-0.5l-0.5xl＜0.5xl+(0.30～0.36)h (2-22)
当同时放煤的放煤口数量为(x-1)时，此时放煤，对第n个放煤口中线上的煤岩分界面没有影响，则此时第n个放煤口的中线距离(x-1)/2放煤口处的水平距离为[nl-0.51-0.5(x-1)1]，满足下式2-23：
nl-0.5l-0.5(x-1)l＞0.5(x-1)l+(0.30～0.36)h (2-23)
联立式2-22，2-23得：
0.5xl-l+(0.30～0.36)h＜nl-0.5l-0.5xl＜0.5xl+(0.30～0.36)h (2-24)
化简后得：
(0.30～0.36)h-l＜nl-0.5l-xl＜(0.30～0.36)h (2-25)
解不等式得：
对于求得的x值，取与x值最接近的整数值，第x个放煤口的关闭是第n个放煤口中线上方煤岩分界面稳定的标志；
24)、得到时间间隔：
用式2-26求解式2-53中的x值，根据估算的Nn值，可以得到每个放煤口中线与煤岩分界面起始交点处的X0、R0值，再根据放煤口中线与预期煤岩分界面交点处的X、R值，由X0、R0、X、R带入式2-52，可得时间间隔t，估算出每个放煤口中线上的煤岩分界面从最初状态运动到预期煤岩分界面所需要的总时间T，从而直接得到了每个放煤口开启的总时间T；
设第n个放煤口总的放煤时间为Tn，第(n-1)个放煤口总的放煤时间为T(n-1)…，第1个放煤口总的放煤时间为T1，则各个放煤口开启的时间T可用下式表示：
Tn＝t1
Tn-1＝t1+t2
Tn-2＝t1+t2+t3
…
T3＝t1+t2+…tn-2
T2＝t1+t2+…tn-1
T1＝t1+t2+…tn
根据求得的各个放煤口开启的时间T，对多放煤口起始放煤过程中各个放煤口的放煤时间进行精确的控制，以期达到在起始放煤过程结束后，能够形成一近似倾斜直线的煤岩分界面。
3.如权利要求1所述的综放工作面多放煤口的起始放煤方法，其特征在于：所述的参数n满足下述条件：
放煤口数量n满足关系式：
其中：b-放煤支架宽度，m；
L2-下位硬岩层沿工作面倾向方向的破断距，m；
h-下位硬岩层的厚度，m；
Rt-下位硬岩层的抗拉强度，MPa；
q2-下位硬岩层上部载荷，MPa。
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Citations (8)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| SU1710750A1 (ru) * | 1990-04-18 | 1992-02-07 | Институт Горного Дела Со Ан Ссср | Способ разработки мощных угольных пластов с закладкой |
| CN102434158A (zh) * | 2011-11-21 | 2012-05-02 | 大同煤矿集团有限责任公司 | 两段双轮顺序放顶煤法 |
| RU2555712C1 (ru) * | 2014-05-06 | 2015-07-10 | Федеральное государственное бюджетное образовательное учреждение высшего профессионального образования "Сибирский государственный индустриальный университет" | Способ подготовки и отработки мощного пологого угольного пласта |
| CN105201507A (zh) * | 2015-09-07 | 2015-12-30 | 神华集团有限责任公司 | 急倾斜特厚煤层短壁工作面的开采系统及开采方法 |
| CN205120704U (zh) * | 2015-09-28 | 2016-03-30 | 中国矿业大学(北京) | 一种工作面推进方向多切面可视化煤岩分界面观测试验台 |
| CN106522953A (zh) * | 2016-12-27 | 2017-03-22 | 中国矿业大学(北京) | 一种急倾斜厚煤层走向长壁综放开采动态分段采放工艺 |
| CN107676095A (zh) * | 2017-11-01 | 2018-02-09 | 天地科技股份有限公司 | 厚煤层放顶煤开采装置及方法 |
| CN108343439A (zh) * | 2017-01-21 | 2018-07-31 | 董合祥 | 一种特厚煤层低位抖动高位预裂分层放煤法 |
-
2018
- 2018-10-15 CN CN201811197364.8A patent/CN109404028B/zh active Active
Patent Citations (8)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| SU1710750A1 (ru) * | 1990-04-18 | 1992-02-07 | Институт Горного Дела Со Ан Ссср | Способ разработки мощных угольных пластов с закладкой |
| CN102434158A (zh) * | 2011-11-21 | 2012-05-02 | 大同煤矿集团有限责任公司 | 两段双轮顺序放顶煤法 |
| RU2555712C1 (ru) * | 2014-05-06 | 2015-07-10 | Федеральное государственное бюджетное образовательное учреждение высшего профессионального образования "Сибирский государственный индустриальный университет" | Способ подготовки и отработки мощного пологого угольного пласта |
| CN105201507A (zh) * | 2015-09-07 | 2015-12-30 | 神华集团有限责任公司 | 急倾斜特厚煤层短壁工作面的开采系统及开采方法 |
| CN205120704U (zh) * | 2015-09-28 | 2016-03-30 | 中国矿业大学(北京) | 一种工作面推进方向多切面可视化煤岩分界面观测试验台 |
| CN106522953A (zh) * | 2016-12-27 | 2017-03-22 | 中国矿业大学(北京) | 一种急倾斜厚煤层走向长壁综放开采动态分段采放工艺 |
| CN108343439A (zh) * | 2017-01-21 | 2018-07-31 | 董合祥 | 一种特厚煤层低位抖动高位预裂分层放煤法 |
| CN107676095A (zh) * | 2017-11-01 | 2018-02-09 | 天地科技股份有限公司 | 厚煤层放顶煤开采装置及方法 |
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