摘要：针对以往时间函数模型在预测特厚煤层综放开采深厚比较小时地表动态下沉偏差较大的问题,论文以大同矿区芦子沟煤矿3108综放工作面为工程背景,采用现场实测与理论分析的方法将工作面矿压显现与地表变形两者结合起来研究,提出了依据远场周期来压预测地表下沉的动态过程。研究表明:特厚煤层综放采场会有规律地发生大步距周期性强矿压显现,地表点的下沉速度曲线随工作面周期性强矿压发生有规律性的波动,高位主关键层失稳使得工作面周期强矿压与地表动态下沉之间密切相关,工作面的周期强矿压会在地表变形中显现出来。据此基于远场周期来压建立了修正的分段建模的Weibull时间函数模型,该模型对于工作面各个位置地表点的动态下沉均具有较好的适应性,实例计算结果表明修正的分段Weibull时间函数模型具有较高的精度,能够更好地用于描述地表点动态沉降变形过程。

摘要：煤炭开采引起覆岩破断及地表下沉,覆岩及地表运移规律可反映裂隙带高度的动态演化过程,因地表下沉滞后于煤炭开采,采空区封闭后,长期压实作用导致裂隙带高度较采动期间有所降低.基于地表点下沉速度的阶段特征将裂隙带高度的演化全程分为2个阶段,第1阶段裂隙带发育对应岩层破断逐步向上传递的过程,第2阶段裂隙带高度降低对应离层及裂隙闭合、断裂岩层受压后变形回弹及破碎岩体自然压实的过程,针对不同阶段裂隙带高度演化开展了试验研究和理论推导,揭示了不同阶段裂隙带高度的演化特征及影响机制,并结合同忻煤矿和太平煤矿实测结果进行了验证.研究结果表明,关键层的控制作用使得裂隙带高度阶段性增长,关键层最终破断层位及其上方部分岩层的岩性特征决定了第1阶段裂隙带发育高度,第2阶段裂隙带高度由第1阶段结束时裂隙带高度及垮落带高度、不同状态下的垮落带碎胀系数及地表动态下沉结束后的下沉量决定.研究可为废弃采空区卸压瓦斯地面抽采钻井结构设计及煤矿地下水库极限库容计算提供参考.

摘要：为解决智能化综放开采放煤过程的自动化控制难题,在总结现有煤矸识别技术存在不足的基础上,提出以射频识别(RFID)为技术核心的基于顶煤运移跟踪仪的自动化放煤技术,阐述了该技术的主要技术原理及自动化放煤控制流程,构建了基于该技术的自动化放煤控制系统,介绍了该系统的组成及各部分的安装布设方式,提出自动化放煤条件下应优选多轮顺序放煤,给出确定每一轮次放煤时间的方法。以朱仙庄矿8105综放工作面为研究背景,建立沿工作面倾向的数值计算模型,分别比较单轮顺序、单轮间隔及多轮顺序放煤方式下的煤岩分界面形态特征及顶煤采出率,结果表明,采用多轮顺序放煤方式可以实现煤岩分界面缓慢均匀下降。顶煤采出率方面,单轮间隔放煤方式下顶煤采出率比单轮顺序放煤高3.42%,而采用多轮顺序放煤方式时,顶煤采出率随放煤轮数的增加基本呈增加趋势,且放煤轮数为5~6轮时的顶煤采出率增长最为明显,达到98.01%。多轮顺序放煤方式的顶煤采出率相较于单轮放煤可提高0.59%~2.00%。以朱仙庄矿8105综放工作面为应用现场,进行基于顶煤运移跟踪仪的自动化放煤技术的现场测试,沿工作面倾向共布置顶煤运移跟踪仪18个,当工作面推过顶煤运移跟踪仪布置区域后,测得顶煤运移跟踪仪采出率为88.9%,顶煤的平均流动速度为0.03 m/s。现场测试采集的顶煤流动速度等数据为后期多轮顺序放煤轮数的设计提供了设计依据,结果表明基于顶煤运移跟踪仪的自动化放煤技术可以实现放煤过程的自动化控制。

摘要：研究煤和矸石在不同照度下的响应特性,设计了差异照度煤矸图像采集系统,进行了煤矸图像采集实验,建立了煤矸灰度子图像数据库,对数据库中的子图像的灰度、纹理特征进行了提取,通过定义归一化特征差异指数以及基于支持向量机(SVM)对实验数据进行了分析与讨论。结果表明:在同一照度下,煤和矸石在灰度及纹理特征上存在差异,且随着照度的改变,煤和矸石的特征也发生变化,同时两者的变化规律存在显著差异。基于不同特征的SVM分类器的识别正确率不同,照度的变化也会对分类器的识别正确率产生影响;当考虑照度因素后,分类器的识别正确率最大增加了13. 31%,此外基于多特征多照度融合的SVM分类器性能较好,识别正确率为98. 39%。

摘要：检修和停产期间综放工作面顶板缓慢活动易引发压架灾害,预测检修和停产期间覆岩活动和支架工作阻力演化是相应压架灾害防治的关键。将综放工作面支架上方顶煤、直接顶和基本顶视作整体宏观顶板,引入广义开尔文模型模拟综放工作面宏观顶板的缓慢活动及其对支架工作阻力演化的影响,建立了综放工作面宏观顶板缓慢活动增阻预测模型。利用该模型预测了陕西宝鸡崔木煤矿303综放工作面液压支架工作阻力演化,分析了初撑力和宏观顶板性质对顶板缓慢活动和支架工作阻力演化的影响,结果表明:①宏观顶板缓慢活动增阻预测模型能较好地预测工作面检修和停产期间支架增阻。②模型中参数E2描述了宏观顶板的软硬。E2越大,宏观顶板越坚硬,初撑后宏观顶板下沉量小,支架增阻力也小。③初撑力增加,宏观顶板的E2值近似线性增加,支架增阻力近似线性减小。增大初撑力,能够提高宏观顶板的完整性,降低宏观顶板缓慢活动引起的增阻力。④宏观顶板黏滞系数η主要影响支架工作阻力随时间演化曲线的形态。η越大,支架阻力演化曲线收敛越慢。⑤将多个支架(或循环)的计算参数均值与本文宏观顶板增阻预测模型结合,可以预测工作面支架工作阻力演化行为。

摘要：基于南阳坡煤矿24m层间距多煤层开采现状,以8807综放工作面为研究对象,分析受到上覆3号煤层开采影响的工作面矿压显现规律。研究结果表明:8807综放工作面基本顶周期来压步距最小为5m,最大为23. 7m,平均为12. 7m;基本顶周期来压最大动载系数为1. 71,最小为1,平均动载系数为1. 27;各支架工作阻力分布基本符合正态分布,大部分处于7000～12000kN;工作面中部初撑力明显大于上部和下部的初撑力,整个工作面初撑力平均为6401kN,约为支架额定初撑力的63. 4%;各支架前后柱受力比较均匀,差别较小,前柱受力平均28. 67MPa,后柱平均25. 68MPa,液压支架总体适应性较好。

摘要：为解决综放工作面端头不放煤导致顶煤遗失的问题,以淮北矿业集团袁店一井煤矿为研究对象建立了二维数值模型,分析了端头放煤过程中煤岩体位移场及力链场的动态变化特征,提出了端头安全放煤区段划分方法和精准放煤方案,并针对放煤空间不足的问题设计了支架改造方案。研究表明:(1)巷道锚杆(索)的主动支护作用在放煤前受工作面中部放煤影响逐渐失效,但上、下端头的主动支护作用失效具有时空性差异。(2)放煤过程中,上、下端头煤岩体流动规律显著不同。上端头煤岩体承载结构受中部放煤影响产生超前松动,超前影响范围与工作面倾角呈正比;下端头承载结构的煤岩体随放煤架数增多逐渐松动,承载能力逐步减弱。(3)端头放煤区间范围对承载结构稳定性影响显著,为保持承载稳定,应采取下端头整体分区、上端头架内分段的放煤方案。

摘要：针对神东矿区各矿井矿压监测数据来源分散、种类繁多、数据量庞大、大数据资源未得到充分利用的问题,借助互联网技术、软件开发技术、大数据云计算、数据挖掘等多项技术,开发了神东矿区矿压大数据云平台。该平台的建立与应用,实现了神东公司综采工作面矿压监测的一体化管理,改变了神东矿区的传统矿压管理模式,显著提高了顶板管理的智能化、集成化水平。

摘要：为了研究巨厚煤层(20 m以上)综放开采时,特厚顶煤体在超前支承压力作用下的力学特性与破坏特征,在MTS815岩石力学试验机上通过升高轴压同时降低围压的方式模拟顶煤体所受真实应力水平的变化,开展了不同高径比煤样尺寸效应研究。研究结果表明:不同高径比煤样在三轴压缩试验中都存在孔隙压密—线弹性—塑性—破坏四个阶段,随着试件高径比的增大各阶段的表现特征为:孔隙压密阶段试件的变形量增大,线弹性阶段试件的弹性模量减小,塑性阶段试件的轴向应变增大,破坏阶段试件的峰后应力跌落变慢且残余承载强度逐渐增大。试件的最终破坏形态随高径比的增加从以压裂破坏为主逐渐过渡到以剪切破坏为主,且剪切破裂面下部裂隙发育充分,剪切破裂面上部裂隙不发育。由此认为巨厚煤层综放开采时中、下位顶煤体冒放性较好,上位顶煤体破碎不充分,难以冒放。

摘要：研究矿压显现特征主要依赖于分析工作面及巷道矿压监测数据,由于缺乏对顶板运移特征的监测和分析,仅依靠研究矿压监测数据很难得出矿压异常的真正原因,不能有效的指导生产实践。以长平煤矿5302工作面为研究背景,在传统矿压监测技术的基础上,引入微震监测技术实现对工作面顶板活动规律的实时监测,基于支架压力、巷道围岩应力应变、顶板破断能量事件等多源数据的分析结论,研究工作面多种矿压异常现象的顶板活动特征,得出以下结论:基本顶超前破断无法形成较大结构是工作面矿压显现较弱的主要原因;工作面中下部顶板淋水是由于K8细砂岩含水层破断所致;工作面超前20-100m范围较高层位顶板破断诱发巷道产生较大变形。