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《工矿自动化》“深部开采覆岩破坏与地压灾害多源信息监测及预警技术”专题

来源：工矿自动化

专题来自于《工矿自动化》2024年12期，共7篇研究成果。

行业视野: 工矿自动化
类别; 42个
关键词; 37位
专家; 7篇
论文; 118IP
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非均厚特厚煤层开采高位组合悬臂板结构运动致灾机制

作者(Author)：朱卫兵, 郭春雷, 罗讯, 柴发英, 谢建林, 柴毅

摘要：非均厚特厚煤层开采会显著影响采场顶板破断结构形式，进而对工作面矿压显现造成极大影响。为了揭示甘肃某矿深部特厚煤层开采顶板大能量事件发生机理，采用数值模拟、物理模拟、钻孔探测及内部岩移监测方法，研究了非均厚特厚煤层开采顶板破断结构形式及致灾机制。结果表明：40 m累计采厚区域的裂隙发育高度远大于20 m采厚区域，导致后者上方易形成高位组合悬臂板结构，确定该结构破断运动是造成顶板灾害发生的主要原因，并得到了模拟结果的验证。根据4个地面钻孔钻进过程中的冲洗液漏失及掉钻情况，发现首采4 m厚油页岩解放层的裂隙发育高度仅为75 m，位于亚关键层2底界；煤二层20，40 m采厚区域的裂隙发育高度分别为289，504 m，大致位于亚关键层4和主关键层底界，揭示了不同采厚区域顶板采动裂隙发育差异，进一步证实了高位组合悬臂板结构的客观存在。结合ZY1地面钻孔内部岩移光纤断点高度变化与大能量事件之间的关联，明确了高位组合悬臂板破断结构运动引发采场强矿压显现的致灾机制。研究结果可为类似非均厚煤层赋存或特厚煤层分层开采条件下的工作面安全高效生产提供参考。

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2024年第12期

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交叉扇形断顶爆破防治临空回采巷道冲击地压技术

作者(Author)：潘俊锋, 刘少虹, 马文涛, 高家明, 马宏源

摘要：针对冲击地压临空回采巷道超前支护区域频繁发生冲击地压问题，以某严重冲击地压矿井为例，在深入分析41次冲击地压发生规律基础上，建立了本面采空区与侧向采空区上覆顶板连通作用工程力学模型，揭示了其诱发冲击机理，提出了交叉扇形断顶爆破防冲技术。研究结果表明：临空巷道侧向支承压力、侧向采空区支承压力、工作面超前支承压力和巷道交叉对冲击地压具有显著影响，叠加因素越多，发生冲击地压的概率越大，本面采空区与侧向采空区上覆厚硬顶板连通叠加作用是主控因素；本面采空区与侧向采空区上覆厚硬顶板连通形成直角扇形悬顶结构，大面积悬顶为冲击启动提供静载荷，达到极限垮断时提供动载荷，是冲击地压启动的载荷来源；临空巷道内超前支承压力影响区域是冲击危险性最高的区域，在该区域内实施交叉扇形断顶爆破卸压技术，可有效缩短侧向采空区、本面采空区连通直角扇形悬顶长度，降低动载荷源强度。研究为临空巷道回采期间冲击地压频繁发生提供了防治思路与方法。

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2024年第12期

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急倾斜中厚煤层双斜开采顶板垮落堆积与应力演化特征

作者(Author)：伍永平, 许英瑞, 解盘石, 王红伟, 郎丁, 皇甫靖宇, 强旭博, 杜玉乾, 王乐辰, 茹笑辉, 王正富

摘要：俯伪斜开采降低工作面倾角能力有限，倾角60°以上急倾斜中厚煤层长壁综合机械化开采方法亟待突破。以华蓥山煤业股份有限公司绿水洞煤矿3212工作面为工程背景，在俯伪斜开采的基础上提出了双斜开采的采煤方法，并采用物理相似模拟、数值模拟等方法，分析了双斜开采顶板破断矸石充填滑移堆积规律及应力演化过程。结果表明：双斜开采工作面布置需要与矿井开采设计相协调，工作面两巷维护难度大，其中回风巷侧受采动应力影响大，而运输巷与工作面支架的协调配合难度大；双斜开采由于其异形采空区顶板结构，垮落步距更大，其矸石垮落堆积呈倒三角形且存在周期性滑移特征，并且由于大块矸石堆积造成工作面上部和中部的非均匀来压现象；双斜开采原岩应力随工作面的推进逐渐增大，工作面倾斜上部、中部、下部来压强度不同，一般倾斜中上部来压大于下部，但倾斜下部支承压力应力集中系数大于工作面中上部，双斜开采顶板应力演化特征受工作面形状和推进距离的影响，并由于巷道调斜角作用，应力释放范围呈现由倾斜上部至下部逐渐变小的非对称特征。

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2024年第12期

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复合坚硬顶板强矿压显现特征及主控层位确定

作者(Author)：李延军

摘要：煤层上方复合坚硬顶板结构间的相互作用关系复杂，水力压裂复合顶板的卸压主控层位难以明确。以乌审旗蒙大矿业有限责任公司纳林河二号矿井31104−1工作面为工程背景，综合采用物理相似模拟、理论分析、工程试验的研究方法，分析了复合坚硬顶板破断与能量演化规律，揭示了复合坚硬顶板强矿压形成机理，明确了水力压裂的主控层位。研究结果表明：复合坚硬顶板工作面开采初期，顶板垮落范围集中于低位坚硬顶板，其周期性破断形成工作面周期来压；高位坚硬顶板受下部垮落矸石支撑作用难以充分垮落，工作面推进至一次见方位置时，高位坚硬顶板协同间隔岩层整体切落，工作面产生强矿压现象；采用定向预裂高位坚硬顶板后，工作面覆岩呈现典型的“三带”结构，上方顶板及时破断下沉，工作面见方位置较预裂低位坚硬顶板声发射振铃计数减少了38.36%，微震事件集中分布区能量降低至1 000～2 000 J，且现场实测顶板微震事件总能量、单刀能量及事件数较预裂低位坚硬顶板时分别降低了62.17%，71.92%，56.32%，表明高位坚硬顶板为卸压主控层位，预裂高位坚硬顶板能有效抑制工作面强矿压现象。

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2024年第12期

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厚直接顶作用下切顶深度对沿空留巷稳定性影响分析

作者(Author)：王飞, 王绪强, 石新禹, 许慧聪

摘要：切顶卸压沿空留巷稳定性主要受切顶参数影响，而厚直接顶作用下沿空巷道合理切顶参数的确定较为复杂。以陕西陕煤黄陵矿业有限公司一号煤矿1009工作面辅运巷为工程背景，采用理论分析、数值计算及现场监测相结合的方法，在明确巷道留设工艺为“补强支护+切顶卸压+巷旁支护+巷内临时支护”的基础上，分析了厚直接顶作用下沿空留巷工艺流程及合理参数，研究了切顶深度为7.5，8.5，9.5 m条件下工作面矿压显现规律及巷道应力和位移特征，确定了沿空巷道合理切顶深度，并通过现场监测确定了成巷效果。结果表明：巷道切顶深度直接影响成巷效果，切顶角度一定时，切顶深度越接近于直接顶厚度，垮落矸石对顶板支撑力越大，岩层稳定性越强；随着切顶深度增大，工作面来压步距减小、来压强度降低，巷道应力集中峰值和顶板位移下沉量减小；确定切顶深度为8.5 m，此时留巷完成后巷道应力集中峰值和最大位移分别为13.6 MPa、235 mm。现场监测结果显示，进入正常留巷段后巷道最大下沉量为252 mm，让压锚索最大载荷为412 kN，垛式支架最大工作阻力为41.9 MPa，巷道稳定性较好，留巷效果显著。

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2024年第12期

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巨厚煤层分层开采覆岩导水裂隙带高度演化及其预测研究

作者(Author)：孟海伦, 程香港, 乔伟

摘要：目前导水裂隙带发育高度的研究大多针对的是单一煤层开采导水裂隙带高度，而对于巨厚煤层开采覆岩导水裂隙带发育高度预测研究较少。基于新疆侏罗系煤田巨厚煤层地质条件，选取新疆准南煤田硫磺沟煤矿（9−15）08典型工作面参数，通过数值模拟和分形几何理论分析，定量评价巨厚煤层在综放分层开采条件下覆岩裂隙场的发育特征和演化规律，并构建了基于粒子群优化支持向量机回归（PSO−SVR）的巨厚煤层分层开采导水裂隙带高度预测模型。研究结果表明：① 巨厚煤层分层开采时，老顶范围内坚硬岩层和亚关键层呈铰接结构，整体上覆岩变形破坏呈拱式结构。② 受采动影响，顶板覆岩破断垮落，横向裂隙不断发育生成，且垂向裂隙向上发育，导水裂隙带持续上升，分形维数快速上升。而随着工作面的持续推进，上覆岩层裂隙中横向裂隙被上覆岩层压实，裂隙开度降低，分形维数逐渐降低。③ 分层开采时裂隙分形维数总体呈现为升维、降维、稳定和波动4个阶段。④ 选用平均绝对误差（MAE）、平均偏差（MBE）和相关指数R2等指标对PSO−SVR模型进行了评估，其相关指数R2＞0.90，MAE＜6.5 m，−0.5 m＜MBE＜0.5 m，表明建立的PSO−SVR模型能够用于分层综放开采导水裂隙带高度预测。⑤ 将9−15（08）工作面数据代入PSO−SVR模型中，预测值与实测值绝对误差为12.52 m，相对误差为4.86%，表明PSO−SVR能够有效、准确地进行巨厚煤层开采导水裂隙带高度预测。

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2024年第12期

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基于模糊PID的自移式临时支架自适应控制研究

作者(Author)：马长青, 李峰, 黄昱博, 毛俊杰, 李旭阳, 魏祥宇, 马肖杨

摘要：针对巷道掘进过程中自移式临时支架与顶板适应性差的问题，提出了一种基于模糊PID的自移式临时支架自适应控制方法。分析了自移式临时支架的工作原理，并针对自移式临时支架必须具备适应顶板压力变化的能力问题，在支撑液压缸控制回路中增加了压力调整回路，建立了自移式临时支架支撑力控制系统。为了使自移式临时支架的支撑力（即支撑液压缸的输出力）能够快速稳定地跟踪预期值，建立了模糊 PID 自适应控制系统模型，对PID参数进行在线自调整，实现自移式临时支架的自适应控制，增强对顶板不平整、存在倾角等特殊工况的适应性。在Matlab/Simulink中建立传统PID控制与模糊PID自适应控制系统模型，仿真结果表明：基于模糊PID的自移式临时支架自适应控制系统对围岩顶板压力的跟踪效果较传统PID控制更好，临时支架自适应控制系统跟随围岩压力的误差为0. 004 3，较传统PID控制降低了86.11%；基于模糊PID的自移式临时支架自适应控制系统在0.12 s时接近平稳，而传统PID控制在8.685 s时才接近平稳，说明模糊PID自适应控制响应速度比传统PID控制有较为明显的优势。在AMEsim中建立支撑液压缸位移控制系统模型，并与Matlab/Simulink进行联合仿真，在调平过程中，选取相邻支撑液压缸间的数据进行研究分析，结果表明：相邻支撑液压缸间的同步误差基本控制在±5×10−15 m以内，精度较传统PID控制方法有较大提高，且曲线波动均匀平缓，幅值波动范围较小。

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工矿自动化

2024年第12期

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