针对炮采放顶煤开采采空区容易发生自燃问题

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1、针对炮采放顶煤开采采空区容易发生自燃问题，基于漏风渗流方程、气体渗流一扩散-氧消耗方程，建立了采空区自然发火非稳定数值模型，采空区按非均质考虑，耗氧汇按煤矸氧化和瓦斯涌出稀释两方面综合考虑，用有限元数值方法联立求解模型。结合羊草沟矿实例，通过该矿自然发火后来的测试区的现场实测结果，拟合反演得到采空区煤的耗氧速度、瓦斯涌出强度和渗透特征参数，用确定的模型分析了前段出现自然发火的原因；描绘了炮采放顶煤开采时采空区冷却带、自燃带和窒息带等三带的形状，指出冒落压实的不均衡的非均质采空区，自燃点在偏人风一侧。用三带划分理论讨论了工作面参数（风量、推进度、控顶距）同自燃的量化关系，提出了从根本

2、上预防采空区自然发火的途径与方法。(共5页)保证22:17:41大倾角炮采放顶煤回采技术编辑：煤炭网【进入论坛】[网友评论0条]2006-4-310:32:17摘要：分析了大倾角炮采放顶煤工作面管理的难点，重点介绍了大倾角炮采放顶煤工艺的管理方法，为类似条件工作面的安全开采提供经验。关键词：大倾角；炮采；放顶煤；回采工艺煤层倾角大于35°的炮采放顶煤工作面，在安全生产管理上难度很大。首先是煤矸的自溜性强，冲击力大，易发生煤矸石或物料伤人、冲倒支架、采空区窜矸、堵住下出口等事故；其次是煤层顶板铅垂线压力小，下滑力较大，支架稳定性差，易造成推棚棚冒顶；再者，工作面沿煤顶施工，煤壁区易掉

3、顶、顶板管理难度大。另外工人的操作、行人、运料也十分不便。1.概况鹤煤集团公司二矿3804工作面长110m，煤层平均厚度6.45m，煤层硬度系数f=1.5～2。走向长880m，倾角20°~45°，平均38°。其煤层伪顶为黑色泥岩，厚度0—0.2m，直接顶为砂质泥岩，厚9.36m，平均3.79m，老顶为中粒砂岩厚2.70—10.65m，平均7.53m，直接底为砂质泥岩，厚1.58—4.72m。走向长壁后退式回采，全部垮落法管理采空区，工作面煤壁放炮落煤，采用刮板输送机运煤，采空区回柱放顶，老塘侧金属网剪口放煤。此面属典型大倾角炮采放顶煤工作面。2.施工工艺该面采用DZ-2200型单体

4、液压支柱配合2.4m长π型梁，两梁六柱对棚支护，沿中心柱支设一排顺山抬棚(单体支柱、方木梁一梁三柱)加强支护，采用金属网(规格1．2m×1.5m)，要求联网严密，每棚不少于4根背木，背木均匀。具体操作工序：联网→打眼→装药放炮→移对棚主梁梁护顶→出煤→移滞后副梁护顶→煤墙侧打柱→架设中心抬棚→放顶煤。放煤口破网顺序从上向下依次进行，破网位置应在距底板0．2m处，破口直径0．4m，根据工作面情况，放煤采用隔棚多轮放煤法，每隔一棚设一放煤口，放煤步距0.8m。3.支护原则支护参数和支护形式满足护顶及时、支架稳定、控制支柱下滑三个方面的要求：1、护顶及时：顶板管理上采取支、护相结合，以护

5、为主的措施，最大限度的消除片、流、冒顶事故。2、支架稳顶：使支架有足够的稳定性，支护系统保持必要的刚度，支柱具有良好的增阻性能，杜绝推垮型冒顶事故的发生。3、控制支柱下滑：控制支柱钻底量，控制顶煤冒落和底板下滑，使支架处于良好的稳定支撑状态。4.管理方法4．1工作面支护（如图1、2）1、工作面基本支架采用2．2m单体支柱配合2.4mπ型梁支护，棚距600mm。最大控顶距为3.4米，最小控顶距为2.4米。2、沿中心柱支设顺山抬棚(12mm×12mm方木，2．2m单体支柱作腿，一梁三柱)加强支护。抬棚要打成直线，对接严密，抬棚上下两根抬棚腿保持每6°迎1°的迎山角支设，中间一根抬棚腿向

6、上设为戗柱，以增加抬棚抗顶板下滑的能力。3、工作面顶网扣扣相连，网间搭接不小于100mm，扣紧打上死结。4、为方便行人和防止底煤松软下滑，沿工作面推进方向每两根支柱之间用荆棍设底木梁。4．2顶板管理1、工作面放炮后，用手镐刷到设计顶板后，及时移对棚上方一架梁护顶，并托起顶网，网下均匀背荆棍不少于4根，支架前煤体比较破碎时，严禁放炮，应捣好梁窝移梁护好顶后再放煤，刷帮后打好煤墙柱。2、工作面往前移梁架棚时，煤壁顶板冒落高度大于200mm，必须用板梁、荆笆等绞实背牢。3、放炮前和放炮后要对工作面支柱二次补液，出现赶棚或放炮崩翻支架时，必须采取由上向下逐棚扶正，支柱起紧打牢，严禁冒顶。4

7、、煤壁片帮超过300mm时，要及时串梁护顶，如片帮严重时，要打套棚超前护顶，但套棚不能代替基本棚。5、工作面π型梁必须垂直煤墙，并保证棚距均匀不超过0.6m。6、梁端头支柱距梁端头为0.2m，支柱要打直，对棚棚距（中—中）为0.6m，每循环过后梁头要对齐，严禁使用变形的π型梁。7、由于工作面坡度较大，移槽前基本支架必须架设牢靠，π型梁成对使用，支柱迎山角必须根据工作面实际坡度，按6°迎1°的规定来确定，单体柱柱根必须栽到硬底上，且所有支柱必须用塑料绳栓好柱头，并系在顶