劉 闖，李化敏，周 英，李東印

(1.河南工程學院 安全工程學院，河南 鄭州 451191; 2.河南理工大學 能源科學與工程學院，河南 焦作 454000)

綜放開采技術在我國經(jīng)過30多年的發(fā)展，已經(jīng)取得了顯著的技術和經(jīng)濟效果，但仍存在一些問題有待進一步研究。綜放開采所面臨的最突出的生產(chǎn)問題是工作面頂煤采出率低，目前綜放工作面頂煤采出率大多在60%左右，在一些設備先進、管理合理的綜放工作面頂煤采出率也只有85%左右[1-4]。綜放工作面放煤過程中，放煤方式及其參數(shù)的選擇對頂煤采出率的高低起到重要作用，以往研究的重點是基于單放煤口或不連續(xù)的多個放煤口在工作面方向上的放煤輪次、放煤間隔、放煤高度，以及工作面走向方向上的放煤步距參數(shù)的選擇。吳健[5]根據(jù)綜放工作面放煤過程中頂煤運動和礦壓顯現(xiàn)規(guī)律，對合理的放煤方式的選擇、提高頂煤采出率的途徑、以及放頂煤開采過程中的安全技術等主要問題作了詳細的介紹和闡釋。王家臣等[6-10]基于BBR研究體系，提出分段大間隔放煤方式，討論特厚頂煤條件下合理放煤間隔的計算公式。仲濤、劉長友等[11-13]采用理論分析、數(shù)值模擬和現(xiàn)場實測的方法，分析特厚煤層條件下煤矸流場的變化規(guī)律，為確定合理放煤工藝參數(shù)提供了一定參考。孫利輝等[14]采用相似材料模擬，對比分析不同放煤條件下對頂煤采出率、頂煤與矸石運動規(guī)律的影響。以上針對綜放工作面頂煤冒放規(guī)律的研究內(nèi)容多關注基于單放煤口理論條件下的頂煤放出體形態(tài)的描述，煤矸流場的研究，頂煤冒落成拱機理研究，頂煤壓力、位移變化規(guī)律，頂煤采出率的影響因素分析等，而單放煤口(或者不連續(xù)的多個放煤口)放煤時，由于單個放煤口面積有限，頂煤冒落不暢，放煤口易成拱，帶來放煤效率低、頂煤采出率不高、混矸率高等諸多問題。隨著煤礦大型化和集約化的發(fā)展，對于綜放開采礦井來說，通過提高放煤效率來提高產(chǎn)量的需求日益增長。因此，需要研究新的綜放工作面放煤方式來解決上述問題。

針對綜放工作面放煤過程中放煤方式復雜、放煤效率低、頂煤采出率低、含矸率高等問題，筆者在以往研究的基礎上，以理論分析、數(shù)值模擬為手段，圍繞多放煤口協(xié)同放煤方法，研究在多放煤口協(xié)同放煤條件下，多放煤口的放煤方式及煤巖運動特征對頂煤采出率和放煤效率的影響，優(yōu)化綜放工作面放煤方式，提高綜放工作面頂煤采出率，降低含矸率，為今后實現(xiàn)綜放工作面放煤過程的自動化控制奠定一定的技術基礎。

1 多放煤口協(xié)同放煤方法的定義

綜放工作面多放煤口協(xié)同放煤方法，即在工作面方向，同時打開n個(n≥2)連續(xù)的放煤口，以一定的放煤方式，使打開的n個放煤口上方的煤巖分界面能夠保持為一近似傾斜的直線進行同時放煤，每關閉1個放煤口，打開1個鄰近的放煤口，始終保持n個放煤口同時放煤。在放煤過程中，不僅保證n個放煤口之間的協(xié)調(diào)，同時與綜放工作面的運輸系統(tǒng)、通風系統(tǒng)和頂板巖層控制系統(tǒng)等相互協(xié)同。

綜放工作面多放煤口協(xié)同放煤，具體是指工作面連續(xù)的n個放煤口始終以近似傾斜直線的煤巖分界面進行放煤，第1個有n個放煤口的放煤過程稱為多放煤口放煤的起始放煤，如圖1所示，最后1個有n個放煤口的放煤過程稱為多放煤口放煤的末端放煤，起始放煤和末端放煤之間的放煤過程稱為中間放煤，如圖2所示。

2 多放煤口協(xié)同放煤起始放煤方法

多放煤口放煤過程中，工作面第1個有n個放煤口通過一定的放煤方式，形成一個近似傾斜直線的煤巖分界面的放煤過程稱為多放煤口放煤的起始放煤過程，起始放煤是整個多放煤口放煤過程中最關鍵的部分，起始放煤中形成的煤巖界面將直接影響到后續(xù)的中間放煤和末端放煤過程。為了能夠在起始放煤結(jié)束后形成近似傾斜直線的煤巖分界面，需要對起始放煤中各放煤口之間的放煤過程進行協(xié)調(diào)控制。

圖1 多放煤口起始放煤示意Fig.1 Schematic diagram of initial top coal caving process in multi-windows top coal caving method

圖2 多放煤口放煤示意Fig.2 Schematic diagram of multi-windows top coal caving method

2.1 起始放煤過程

為了在起始放煤過程中，形成近似傾斜直線的煤巖分界面，如圖3所示，就必須對各放煤口的開啟和關閉進行控制和協(xié)調(diào)。從圖3中的預期煤巖分界面可以看出，在起始放煤結(jié)束后，這n個連續(xù)的放煤口上方剩余的頂煤量不同，這就要求各放煤口的放出時間不同，需要根據(jù)各放煤口位置和預期煤巖分界面的關系對放煤口開啟和關閉的時間進行計算求解，控制各放煤口上方頂煤的放出量，進而形成近似傾斜直線的煤巖分界面。

圖3 起始放煤煤巖分界面示意Fig.3 Schematic diagram of the coal-rock moving boundary in initial top coal caving process

由圖3可知，在預期的起始放煤結(jié)束后，各放煤口上方剩余的頂煤量不同，則在放煤時間的控制上，總體上應該滿足頂煤剩余量少的放煤口需要更多的放煤時間，相應的頂煤剩余量多的放煤口需要較少的放煤時間。這就需要各放煤口上方頂煤的冒落時間有一定的梯度，要求在起始放煤過程中，對放煤口的開啟和關閉進行一定的時間控制，以一定的開啟或者關閉時間差來控制放煤口頂煤的放出量;預期煤巖分界面是一條連續(xù)的曲線，連續(xù)的煤巖分界面曲線要求在放煤過程中放煤口的間距盡可能小，形成連續(xù)放煤的放煤口，使煤巖分界面平緩下降;預期的煤巖分界面是一條以第1個放煤口中線與頂煤底部的交點和第n個放煤口中線與頂煤頂部的交點的連線，煤巖分界面的最低點須出現(xiàn)在第1個放煤口上方。常規(guī)的順次放煤方式或者間隔放煤方式以一定的時間間隔打開各放煤口進行起始放煤，不能實現(xiàn)煤巖界面的最低點在第1個放煤口上方，也不能實現(xiàn)煤巖界面的均勻連續(xù)下降，因為頂煤放出漏斗母線的最低點(中間點)一直向開啟的放煤口總寬度的中間線位置移動，若按照常規(guī)的放煤方式以一定的時間間隔順次或者間隔打開各放煤口，則起始放煤結(jié)束后，煤巖分界面的最低點不在第1個放煤口上方;另外，常規(guī)的放煤方式，即按照一定的時間間隔增加同時打開的放煤口數(shù)量，由于各放煤口之間的相互干擾，使得煤巖分界面彎曲不平滑。因此，綜合考慮以上因素，對于起始放煤的控制，采用在起始放煤開始時，同時打開n個放煤口同時放煤，然后以一定的時間間隔逆次(以n，n-1，n-2,…,1的順序)關閉各放煤口，簡稱為“多放煤口同時開啟逆次關閉”起始放煤方式。隨著放煤口的逆次逐個關閉，煤巖分界面的中間點逐漸向第1個放煤口上方運動，當關閉第1個放煤口時，煤巖分界面最低點運動到第1個放煤口上方，與此同時，以一定的時間間隔逆次關閉各放煤口，保證了各放煤口上方頂煤的冒落總時間不同，使得煤巖分界面在平緩下降的同時接近預期煤巖分界面的梯度。通過以上分析，可以看出，在起始放煤過程的控制中，求解關閉相鄰兩個放煤口的時間差是關鍵。

2.2 起始放煤方法理論計算法

圖4 起始放煤過程中不同時刻煤巖分界面示意Fig.4 Schematic diagram of coal-rock moving boundary at different time in initial top coal caving process

(1)

根據(jù)放煤過程中放煤口影響范圍R的計算式(2)[15]，對方程式中的x值進行估算求解。當?shù)?,2,3,…,x-1個放煤口同時放煤時，對第n個放煤口中線上的煤巖分界面沒有影響，當?shù)?,2,3,…,x個放煤口同時放煤時，對第n個放煤口中線上的煤巖分界面有影響，即同時放煤的放煤口數(shù)量為x時，對第n個放煤口中線上的煤巖分界面有影響，則此時第n個放煤口的中線距離x/2放煤口處的水平距離為(nl-0.5l-0.5xl)，且滿足

R=(0.30～0.36)h+0.5xl

(2)

nl-0.5l-0.5xl<0.5xl+(0.30～0.36)h

(3)

當同時放煤的放煤口數(shù)量為x-1時，此時放煤，對第n個放煤口中線上的煤巖分界面沒有影響，則此時第n個放煤口的中線距離(x-1)/2放煤口處的水平距離為nl-0.5l-0.5(x-1)l，且滿足

nl-0.5l-0.5(x-1)l>0.5(x-1)l+

(0.30～0.36)h

(4)

聯(lián)立式(3)，(4)得到

(0.30～0.36)h-l

xl<(0.30～0.36)h

(5)

解不等式可得

n-0.5-(0.30～0.36)h/l

0.5-(0.30～0.36)h/l

(6)

對于求得的x值，取與x值最接近的整數(shù)值，第x個放煤口的關閉是第n個放煤口中線上方煤巖分界面穩(wěn)定的標志。

式(1)中等號右側(cè)各放煤口上方煤巖分界面的總下降量hx，可根據(jù)放煤口的位置與預期煤巖分界面的相對位置，進行等比例換算，換算結(jié)果為

(7)

式(8)為實際散體的垂直下移速度方程[15]，在求解關閉相鄰兩個放煤口之間的時間差tx時，參照對象是放煤口中線上的煤巖分界面垂直下降速度，與煤巖分界面的水平移動速度無關，僅考慮放煤口中線與煤巖分界面交點處的顆粒垂直下降速度。將各參數(shù)數(shù)值以及顆粒坐標代入式(8)，可計算方程組(1)中的煤巖界面下降速度V，進而對方程組中的n個時間段進行求解:

(8)

式中，K，n，m為實驗常數(shù)，與放出條件和物料性質(zhì)有關;q為單位時間的放出體體積;q0為單位時間的放出體積;ρa為散體初始密度;ρ0為放出散體密度;η為散體的松散系數(shù);X,Y,Z分別為顆粒坐標值。

根據(jù)求解出的的各個tx值，設第n個放煤口總放煤時間為Tn，第n-1個放煤口總放煤時間為Tn-1,…，第1個放煤口總的放煤時間為T1，則各個放煤口開啟的時間T可表示為

(9)

根據(jù)求得的各個放煤口開啟的時間T，可以對多放煤口起始放煤過程中各個放煤口的放煤時間進行精確控制，以期在起始放煤過程結(jié)束后，能夠形成一近似傾斜直線的煤巖分界面。文中計算各放煤口開啟時間T的很多參數(shù)是通過實驗室試驗獲得，與現(xiàn)場實際值存在偏差，由于現(xiàn)場不易獲取這些參數(shù)，目前僅從理論上推導放煤口開啟時間T的計算方法，現(xiàn)場應用過程中，這一部分的參數(shù)獲取和計算還需進一步的深入研究和現(xiàn)場試驗。

3 多放煤口協(xié)同放煤中間放煤方法

3.1 中間放煤過程

中間放煤過程相對于起始放煤方式比較簡單，中間放煤是在頂煤形成一個近似傾斜直線的煤巖分界面之后，同時打開n個放煤口進行放煤，按照“見矸關門”的原則，依次關閉見矸的放煤口，打開鄰近的未放煤的放煤口進行放煤，即當?shù)?個放煤口見矸時，關閉第1個放煤口，打開第n+1個放煤口，當?shù)?個放煤口見矸時，關閉第2個放煤口，打開第n+2個放煤口，始終保持n個放煤口同時連續(xù)放煤，按照這種放煤方式，依次對工作面未放煤的放煤口進行放煤，直到打開第N個放煤口進行放煤，多放煤口放煤的中間放煤過程結(jié)束。

3.2 中間放煤煤巖分界面特征分析

多放煤口放煤過程中，以一定的時間先后順序開啟各個放煤口會導致各個放煤口上方的頂煤松動程度不均一。放煤時間長的放煤口上方頂煤松動時間長，頂煤顆粒松散程度大，在冒落過程中各顆粒相互間的擠壓力和摩擦力相對較小，冒落速度快;對于放煤時間短的放煤口上方的頂煤松散程度相對較小，在冒落過程中的相互擠壓力和摩擦力相對較大，不利于頂煤的冒落，冒落速度相對較慢，即在多放煤口中間放煤過程中的同一組多放煤口中，序號小的比序號大的放煤口上方的頂煤冒落速度快，導致在放煤過程中，序號小的放煤口在見矸關閉時，臨近的放煤口煤巖分界面還沒有到達預期煤巖分界面位置，使臨近放煤口的煤巖分界面位置比預期煤巖分界面位置高，形成了煤巖分界面在底部形成一個類似勾形的“回勾”形狀，如圖5所示。這種“回勾”程度隨著放煤的進行，會逐步累積，即放煤的架次越多，煤巖分界面底部的“回勾”程度越大(圖5)。煤巖分界面底部的“回勾”程度與同時打開的放煤口數(shù)量和頂煤厚度有一定的關系，當同時打開的放煤口數(shù)量增加時，可以減小相鄰兩個放煤口上方的頂煤松散程度差異，減弱煤巖分界面底部的“回勾”程度，使其更接近于預期煤巖分界面。當頂煤厚度增加時，需要的冒落時間增加，則相鄰兩個放煤口的放煤時間差隨之增加，導致相鄰兩個放煤口上方的頂煤松散程度差異增加，使得煤巖分界面底部的“回勾”程度增強。因此，多放煤口中間放煤過程中出現(xiàn)的煤巖分界面底部“回勾”程度在同一放煤過程中隨放煤的進行而增強，隨同時打開的放煤口數(shù)量增多而減弱，并且隨頂煤厚度的增加而增強。

圖5 中間放煤過程中不同時刻的煤巖分界面形態(tài)Fig.5 Schematic diagram of coal-rock moving boundary at different time in middle top coal caving process

4 多放煤口協(xié)同放煤末端放煤方法

末端放煤是多放煤口放煤的最后階段，與起始放煤和中間放煤階段相比，末端放煤過程不再打開新的放煤口，按照“見矸關門”的原則，逐次減少同時放煤的放煤口數(shù)量直到1為止，在第(N-n+1)個放煤口見矸時，關閉該放煤口，保持n-1個放煤口連續(xù)放煤;當?shù)?N-n+2)個放煤口見矸，關閉該放煤口，保持n-2個放煤口同時放煤，直至僅有第N個放煤口放煤，第N個放煤口的關閉，標志著末端放煤過程的結(jié)束，也是整個綜放工作面該輪頂煤回收的結(jié)束。末端放煤過程中，同時打開的放煤口數(shù)量逐次減少，導致頂煤冒落速度逐漸減小，放煤效率和頂煤采出率與中間放煤過程相比，均有所降低。

5 多放煤口協(xié)同放煤同時開啟放煤口數(shù)量的優(yōu)化

綜放工作面多放煤口協(xié)同放煤方法同時開啟的放煤口數(shù)量越多，放煤效率越高，但是除了考慮放煤方法上的可行性外，還需要考慮與工作面頂板的穩(wěn)定性、后部刮板輸送機的運輸能力、工作面瓦斯?jié)舛?、工作面粉塵濃度等限制性因素相協(xié)同，另外，還需考慮采煤機割煤和放煤工序之間的協(xié)調(diào)關系。根據(jù)上述主要影響因素對多放煤口放煤的制約，對多放煤口放煤條件下同時打開的放煤口數(shù)量n進行優(yōu)化。

(1)在多放煤口放煤條件下，由于同時打開多個連續(xù)的放煤口放煤，頂煤冒落范圍更大，更容易使支架上方冒空，導致支架支護效果有所減弱。另外，由于鄰近支架放煤時的影響，不可避免地會使放煤口兩側(cè)未放煤的支架受到較大的側(cè)向力影響。在這種情況下，如果發(fā)生沖擊載荷，可能會造成工作面支架的失穩(wěn)，不利于綜放工作面頂板控制。為避免由于同時打開放煤口數(shù)量過多而導致頂煤大范圍冒空所帶來的頂板巖層沿工作面傾向方向的不穩(wěn)定而造成的沖擊載荷，要求同時打開的放煤口總長度n1l小于下位硬巖層沿工作面傾向方向上的破斷距L。

(2)在多放煤口放煤條件下，工作面產(chǎn)量集中，瓦斯涌出量瞬時變化大，特別是高瓦斯礦井或煤與瓦斯突出礦井，頂煤放落后，工作面極易造成瓦斯超限。為保證風流中瞬時瓦斯?jié)舛炔怀^規(guī)定，必須對多放煤口放煤過程中的放煤量進行控制。根據(jù)煤礦井下采掘工作面回風巷風流中瓦斯?jié)舛鹊囊?guī)定，工作面通風量以及煤層相對瓦斯涌出量等參數(shù)，計算工作面同時打開的放煤口數(shù)量的最大值n2。

(3)綜放工作面后部刮板輸送機輸送能力對頂煤的單位時間放煤量也起到關鍵性的制約作用。在多放煤口放煤條件下，頂煤落煤范圍大，放煤速度快，單位時間放煤量大，這對后部刮板輸送機的運輸能力提出了更高的要求。為保證后部刮板輸送機的正常運行，需要對多放煤口放煤條件下同時打開的放煤口數(shù)量n3進行限定，來控制頂煤單位時間的放煤量。

(4)在多放煤口放煤條件下，同時打開放煤口數(shù)量多，頂煤單位時間內(nèi)放煤量大，產(chǎn)塵強度高，粉塵污染范圍大。因此，需要根據(jù)工作面供風量和粉塵濃度的限制計算最大的放煤口數(shù)量n4。

(5)在綜放工作面多放煤口放煤過程中，同時打開連續(xù)的多個放煤口，放煤口寬度增大，頂煤冒落過程中容易形成較大塊度的頂煤，大塊度頂煤的直接冒落會對后部刮板輸送機帶來比較大的瞬時載荷，影響后部刮板輸送機的正常工作，嚴重的可能會導致后部刮板輸送機停機、斷鏈等情況。為了防止在多放煤口放煤過程中，出現(xiàn)大塊頂煤的直接冒落，對同時打開放煤的液壓支架后部尾梁進行控制和協(xié)調(diào)，即在進行多放煤口放煤時，放煤液壓支架后部尾梁連續(xù)上下擺動，相鄰兩架放煤液壓支架后部尾梁進行錯位擺動，將大塊頂煤擠壓破碎成小塊頂煤，根據(jù)大塊頂煤的破碎效果給出可同時開啟的放煤口數(shù)量最大值n5。

通過分析以上主要影響因素對多放煤口協(xié)同放煤同時開啟的放煤口數(shù)量的限制，得到同時開啟的最大放煤口數(shù)量nmax可表示為

nmax=min{n1,n2,n3,n4,n5}

(10)

此外，在綜放工作面多放煤口協(xié)同放煤過程中需考慮采煤機割煤和放煤工序之間的協(xié)調(diào)關系，即根據(jù)采煤機的截深、割煤速度、割煤高度等參數(shù)對放煤工藝中的放煤步距、放煤速度和高度進行計算和調(diào)整。

6 多放煤口協(xié)同放煤數(shù)值模擬

由于多放煤口協(xié)同放煤方法在現(xiàn)場的應用需要煤、矸石的自動識別，而目前在井下還難以實現(xiàn)可靠的煤、矸石自動識別，因此暫時還不能進行工業(yè)性試驗來驗證多放煤口協(xié)同放煤方法。為對比多放煤口協(xié)同放煤方法與單放煤口放煤方法在頂煤采出率和放煤效率方面的差異，以同忻煤礦8202綜放工作面煤層條件為基礎，建立數(shù)值模擬模型，模擬在不同的放煤方法條件下頂煤的回收率和放煤效率。8202綜放工作面煤層平均厚度15.26 m，工作面采煤機割煤高度3.9 m，平均放煤高度約12.0 m。

6.1 數(shù)值模擬模型建立

數(shù)值模擬模型長120.0 m，單個放煤口寬度1.75 m，一共模擬50個放煤口的放煤規(guī)律，左右預留邊界分別為16 m，固定模型的左右兩側(cè)和下部，頂煤厚度12 m，煤層上部為3 m厚的直接頂(矸石)，直接頂上部是7 m厚的硬巖層，如圖6所示。

圖6 綜放工作面傾向方向放頂煤數(shù)值模擬模型Fig.6 Simulation model along the dip direction in LTCC working face

6.2 單放煤口放煤數(shù)值模擬

模擬綜放工作面單放煤口順次放煤、間隔一架放煤和間隔兩架放煤條件下，頂煤采出率、放煤效率和煤巖分界面特征(圖7)。單放煤口放煤條件下，放煤口寬度小，容易使頂煤顆粒在冒落過程中相互擠壓形成受力平衡的煤拱而堵塞放煤口，在煤拱的影響下，頂煤不能順利放出，降低了頂煤的回收率和放煤效率。

圖7 單放煤口放煤數(shù)值模擬Fig.7 Simulation of single window top coal caving method

12 m厚的頂煤在單放煤口順次放煤條件下所形成的煤巖分界面不規(guī)整，在頂煤厚度較大時，頂煤的回收需要的計算步數(shù)相對較多，頂煤不能在矸石到達放煤口之前回收完畢，出現(xiàn)煤矸互層現(xiàn)象，造成煤巖分界面不規(guī)整，由于矸石提前到達放煤口而導致該放煤口放煤的提前結(jié)束，導致煤炭損失相對嚴重，頂煤采出率較低(圖8)。

圖8 順次放煤煤巖分界面形態(tài)Fig.8 Coal-rock moving boundary of single window top coal caving method

6.3 多放煤口放煤數(shù)值模擬

模擬在12.0 m頂煤厚度條件下，同時開啟3,4,5個放煤口的多放煤口協(xié)同放煤對煤巖分界面形態(tài)和頂煤采出率的影響。

6.3.1起始放煤模擬

根據(jù)第2節(jié)內(nèi)容計算不同頂煤厚度條件下的起始放煤參數(shù)，對起始放煤過程模擬中各放煤口開啟的先后順序，按照計算的步數(shù)進行控制。在同時開啟3個放煤口放煤的條件下，12 m厚的頂煤難以形成較平緩的煤巖分界面曲線，這是由于頂煤厚度大，下部顆粒的冒落擴展到上部需要較多的計算步數(shù)，為了保證首次見矸點在1號放煤口上方，2,3號放煤口開啟時間相對于1號放煤口較晚，在1號放煤口見矸時，2,3號放煤口開啟時間較短，計算步數(shù)少，顆粒冒落尚未充分擴展到2,3號放煤口上方的頂煤，導致煤巖分界面曲線整體較陡。在同時打開4,5個放煤口放煤條件下，隨著放煤口數(shù)量的增多，煤巖分界面曲線水平傾角相對越平滑，在同時打開4個和5個放煤口的起始放煤所形成的煤巖分界面曲線斜率，相比較于同時打開3個的放煤口較緩，模擬結(jié)果如圖9所示。

圖9 不同放煤口數(shù)量下的起始放煤模擬Fig.9 Different number of caving windows in initial top coal caving simulation under

6.3.2中間放煤模擬

多放煤口放煤的中間放煤過程中，n個放煤口是同時打開的，n個正在放煤的放煤口從左到右，放煤時間(步數(shù))依次減少，即最左側(cè)放煤口當前持續(xù)的放煤時間(步數(shù))總是大于右側(cè)放煤口當前持續(xù)的放煤時間(步數(shù))，這就保證了n個放煤口之間存在著一定的放煤時間(步數(shù))間隔，使得整個煤巖界面的有規(guī)律的平滑下降。

放煤口數(shù)量為3時，煤巖分界面曲線較陡，煤矸互層較多，在放煤過程中易發(fā)生矸石提前到達放煤口而終止當前放煤口放煤(圖10(a))。當同時打開放煤口數(shù)量從4個增加到5個(圖10(b)，(c))，煤巖分界面曲線隨著同時打開的放煤口數(shù)量增多而變得平緩，頂煤回收越多，煤炭損失越少，同時放煤效率也得到提高。放煤口數(shù)量從4個增加到5個，頂煤采出率相差不明顯，但是相對于放煤口數(shù)量為3時的頂煤采出率有較大的提高。這是因為頂煤相對較厚，在同時打開的放煤口數(shù)量較少時，難以形成平緩的煤巖分界面，煤、矸石在冒落過程中運動軌跡線長，導致煤、矸石互層嚴重，在頂煤尚未全部放出時，矸石提前冒落到放煤口而終止放煤，降低了頂煤采出率。

圖10 不同放煤口數(shù)量下的中間放煤模擬Fig.10 Different number of caving windows in middle top coal caving simulation

6.3.3末端放煤模擬

12 m厚度頂煤在3,4,5個放煤口放煤條件下的末端放煤結(jié)果如圖11所示。末端放煤過程中，放煤口數(shù)量依次減少，隨著放煤口數(shù)量的減少，放煤寬度減小，煤矸互層逐漸嚴重，最后一個放煤口的放煤量相對于第1個放煤口的放煤量減小很多，煤損相對較大。

圖11 不同放煤口數(shù)量下的末端放煤模擬Fig.11 Different number of caving windows in end top coal caving simulation

6.4 數(shù)值模擬結(jié)果對比

同忻煤礦12 m厚頂煤在不同的放煤方式條件下的模擬結(jié)果見表1。在多放煤口放煤條件下，煤巖分界面相對平緩下降，減少了煤巖互層現(xiàn)象，提高了頂煤的回收率，數(shù)值模擬結(jié)果顯示多放煤口放煤條件下的頂煤采出率介于83.49%～86.27%，單放煤口單輪放煤頂煤采出率介于78.97%～82.45%，比多放煤口放煤頂煤采出率低5%左右。多放煤口協(xié)同放煤方法增大了平行于工作面傾向方向的放煤口尺寸，即增大了放煤口的寬度，使得在放煤過程中，塊體冒落過程中相互擠壓摩擦力減小，使得放煤口上方不易成拱，提高了放煤效率，數(shù)值模擬結(jié)果顯示，多放煤口放煤效率是單放煤口放煤效率的4～8倍。

表1 多放煤口放煤和單放煤口放煤數(shù)值模擬結(jié)果對比
Table 1 Comparison of numerical simulation resultsof multi-windows and single-window top coal caving method

放煤方式頂煤采出率/%計算步數(shù)/104單輪順次78.97399.95單輪間隔1架82.45521.09單輪間隔2架80.53479.90同時開啟3個放煤口83.4996.37同時開啟4個放煤口84.9676.92同時開啟5個放煤口86.2763.23

7 結(jié) 論

(1)提出綜放工作面多放煤口協(xié)同放煤方法，并根據(jù)工作面放煤口的頂煤放出規(guī)律，提出“多放煤口同時開啟逆次關閉”的多放煤口起始放煤方法，建立多放煤口起始放煤方式的算法模型。

(2)綜放工作面多放煤口協(xié)同放煤同時開啟的放煤口數(shù)量受工作面頂板穩(wěn)定性、后部刮板輸送機運輸能力、工作面瓦斯?jié)舛?、工作面粉塵濃度、工作面采放協(xié)調(diào)等影響因素的共同限定。

(3)多放煤口放煤相比較于單放煤口放煤，放煤效率大幅度提高，放煤過程中的煤巖分界面相對平滑，頂煤采出率提高，煤巖互層減少。

(4)同忻煤礦8202工作面頂煤數(shù)值模擬結(jié)果表明，多放煤口放煤條件下的頂煤采出率比單放煤口單輪放煤高5%左右，放煤效率是單放煤口放煤效率的4～8倍。