松软煤层大采高工作面煤壁片帮机理及深浅孔交替超前预注浆加固技术研究

目的为探究松软煤层大采高工作面煤壁片帮机理,并对片帮严重的松软煤层大采高工作面煤壁进行有效控制,方法利用材料力学理论得到煤壁片帮的频发位置,引入煤壁剪切破坏准则,得出松软煤体煤壁片帮的主控因素。并以李村煤矿1305工作面为例,通过FLAC3D建立数值模型,以煤壁最大位移、煤体破坏深度、支承压力大小和支承压力峰值位置4个因素作为参考比较对象,通过引入正交试验法,研究了煤层埋深、内摩擦角、黏聚力、抗拉强度以及支护强度对煤壁片帮的影响程度。结果结果表明:煤体自身的物理力学性质(内摩擦角和黏聚力)是影响煤壁片帮的主要因素,其次煤体的赋存条件(埋深)也是一个较为关键的影响因素。结论工业性试验基于正交试验结果提出了大采高综采工作面深浅孔交替超前预注浆加固技术,有效控制了李村煤矿1305工作面煤壁片帮严重情况,为其他类似地质条件大采高综采工作面煤壁片帮控制提供了借鉴。

强扰煤岩体蠕变过程中跨尺度非连续结构演化研究进展

【目的和方法】巷道围岩时效变形破坏、蠕变型冲击地压等灾害是深井面临的重大威胁,加之深部采动与结构变化的影响,亟需研究强扰煤岩体蠕变过程中跨尺度非连续结构演化规律,系统回顾煤岩体力学性质的尺度效应、非连续结构与多物理场效应,以及煤岩体长时稳定性、蠕变演化规律与力学模型。【结果和结论】强调不同尺度(细观-宏观-工程尺度)、不同尺寸(REV范围内)煤岩变形破裂过程中非连续结构(包括裂隙和矿物)与物理力学性质存在密切的关联特征。指出煤岩体跨尺度非连续结构导致应力场非均匀分布,造成力学各向异性、尺度效应及尺寸效应,进而出现非协调宏观破裂现象。透明解析与推演煤岩变形破裂过程中跨尺度非连续结构与多物理场演化规律,是认识煤岩灾变内禀机制的关键。明确指出现有蠕变实验与蠕变模型在煤岩表面变形及破裂方面具有优势,但无法预测煤岩内部变形与非连续结构;为此提出了全尺寸CT扫描重构、数字体图像相关(DVC)、跨尺度等效岩体-等效晶质建模(SRM-GBM)相结合的破解方法。对扰动煤岩体蠕变前沿问题进行了讨论,阐明了非连续结构与应力引起内部变形损伤诱发蠕变这一新观点,指出非连续结构和应力是煤岩非协调蠕变的主控因素,最后建立了强扰煤岩体蠕变过程中跨尺度非连续结构与多物理场演化的精细化建模及透明解析新方法。研究成果为相关矿山灾害的发生机理、预警与防控提供理论基础。

爆破扰动高应力巷道围岩力学响应特征研究

为研究深井厚硬顶板采场巷道围岩在高静载和强动载耦合作用下的力学响应,基于相似模拟试验分析原岩应力、采动应力及爆破扰动三阶段的巷道围岩应力场与位移场,结合光纤环向应变场研究巷道围岩破坏特征,探索爆破扰动应力波在不同煤岩体中的传播规律及巷道动力响应机制。研究结果表明:巷道开挖后顶底板卸压明显,两帮产生应力集中区,采动应力阶段应力集中区范围增加50%,爆破后顶板围岩沿垮落角大范围卸压,应力沿巷道左肩窝逆时针逐渐增大;浅部巷道围岩呈现向自由面膨胀–变形,受巷道肩窝处剪切滑移错动影响,锚杆、锚索支护场产生相反的位移量,应力波扰动后,巷道左帮产生拉伸裂纹并与锚杆支护场连成宏观裂纹,裂纹发育高度大于锚杆支护场高度;巷道围岩顶底板呈现明显的张拉破坏特征,左右肩角呈现张拉及剪切复合破坏形式;应力波由小阻抗介质进入大阻抗介质的衰减速度最快,在同种介质中衰减速度次之,由大阻抗介质进入小阻抗介质中应力波峰值反而增大,应力波峰值强度衰减后仍大于巷道顶板极限抗拉强度,导致巷道围岩大变形失稳并产生一定程度的动力响应。基于应力波连续穿过层状岩体理论模型,结合动静载叠加理论,可优化爆破参数从而实现减冲抗冲主被动联合支护。

煤炭开采等地下工程问题的数字岩石力学解决方案

煤炭开采等地下工程的可观测性极为有限,导致很多复杂的工程问题难以获得可靠的事前分析依据,尤其在面临深部作业和高强度开采所带来的全新工程环境时,现有理论体系和技术方案的适用性面临着严峻的挑战。基于数字化时代的技术发展特点,提出了融合数据规律、力学逻辑和工程经验的数字岩石力学解决方案;充分利用工程数据中包含着真实工程规律的客观特点,建立了理论成果、工程经验与数据规律挖掘进行底层融合的具体模式;借助煤岩物理力学参数无损推断场景,验证了上述技术路径的可行性,实现了兼具可靠性和可解释性的数据挖掘利用。进一步构建了以煤岩物性、矿井结构和空间应力为基本要素的数字岩石力学理论体系,提出了以“工程素描—物理嵌入—业务融合—决策生成”为步骤的数字岩石力学地下工程通用作业模式,并通过在复杂工程现场的应用检验了数字岩石力学解决方案的可靠性,为煤炭开采等地下工程的数字化转型、智能化升级提供了切实可行的实现路径。

某矿山断层附近采场地下开采对上覆岩层内井巷工程采动影响分析

某矿山矿围岩稳固性好,矿体厚度较厚,矿体埋藏很深。为了实现该矿山185中段F3断层附近的矿体安全回采,同时确保采场顶板上覆岩层内井巷工程的安全稳定,依据断层附近的矿体赋存条件、顶底板围岩岩性特征、地质构造与上覆岩层结构特征,构建了地表与井下采场的三维数值计算模型,采用FLAC^(3D)有限差分法来模拟地下开采在断层影响作用下对上覆岩层内井巷工程稳定性的影响分析,同时计算分析了地下矿体逐段开挖、逐段充填对保安矿柱及地表稳定性的影响。通过模拟计算结果表明:该岩层移动是一个自下而上传递的动态过程,断层附近矿体的开采通过采取设置10 m宽采场间柱和矿房之间采用“跳采”方式开挖后,大大缩短了采场空区的跨度,控制了断层附近的采场地压,并未引起采场顶板产生过多的塑性扰动区,上覆岩层产生的塑性扰动区范围非常有限,并未波及到采场顶板上部井巷工程,实现矿体顺利回采和上覆岩层内井巷工程的整体安全稳定。本文研究结果为深部矿体安全高效回采、采场地压管理和控制上覆岩层安全稳定提供了理论决策依据和技术指导。

液压支架立柱防冲吸能构件优化仿真及压溃实验研究

液压支架作为煤炭开采主要支护设备,经常受到冲击地压影响,防冲吸能构件起到保护液压支架作用,为获得更大的初始支反力峰值与吸能量、更小的支反力分散度,对吸能构件参数细化并通过ABAQUS有限元软件进行吸能构件的建模与压溃冲击仿真,获取吸能构件的吸能性能及屈曲变形形态,验证最优尺寸的吸能性能;对比吸能构件平均支反力的预测数据与有限元仿真数据,误差在15%以内,最优尺寸构件的平均支反力模型预测误差为−3.40%,验证吸能构件预测模型所预测数据较为准确;搭建吸能构件压溃实验台,选择5种加载速度,以准静态压溃方式对定制加工的吸能构件进行轴向加载压溃实验,实验结果表明:不同加载速度轴向压溃实验,支反力波动基本一致,最大初始支反力峰值为2253.52 kN,最大支反力标准差为206.23 kN,最小初始支反力峰值为2096.26 kN,最小支反力标准差为189.83 kN,初始支反力峰值的平均值为2149.32 kN,支反力标准差平均值为196.77 kN;不同压溃速度下的轴向压溃实验数据与吸能构件有限元仿真数据对比,初始支反力峰值、支反力标准差的相对误差分别为5.6%、11.07%;对最优尺寸吸能构件通过预测模型法、有限元仿真法、压溃实验法三种方法进行吸能性能分析,预测模型法的平均支反力为1879.7 kN,有限元仿真法的平均支反力为1945.9 kN,压溃实验法平均支反力为1919.8 kN,预测模型误差3.41%,压溃实验误差−1.3%,通过3种方法的数据验证结果,证明了吸能构件分析方法的可靠性和可行性。

防冲击地压薄壁吸能构件的压溃吸能机理分析

当煤矿井下发生冲击地压时,矿用液压支架的冲击性失效,常常会引起巷道支护系统的破坏,进而引发巷道坍塌,造成矿难。当前通过添加吸能构件来提高支架的防冲击性能是防治巷道冲击地压的有效途径之一。而不同类型吸能构件的压溃变形模式不同,表现出的吸能特性和力学特性也不同。本文采用数值方法对不同类型、支座和壁厚的吸能构件进行了冲击压溃模拟,通过对各相关防冲吸能参数的对比分析可知:预折纹吸能构件支撑反力最大、具有良好的吸能能力,但变形过程稳定性较差;外翻式吸能构件的塑性变形能力强,有效让位行程最大,但支撑力较小,不适合单独使用;扩径式吸能构件变形过程稳定性最好,其塑性变形后的径向位移较小,节省工作空间,但支撑能力较差,适用于小型液压支架或用作其他特殊用途。

深埋综放工作面顺槽围岩动力破坏机理及其支护技术

为探究西部深埋综放工作面围岩动力破坏机理,提出了高强度锚索支护与围岩卸压协同作用的支护方案,完成了5×10^(5)J冲击能量下、不同卸压技术围岩动力破坏计算机仿真分析,确定了工作面顺槽卸压参数,制定了围岩变形规律监测方案并完成了实测工作。数值模拟表明:锚索由原设计φ21.6 mm×8200 mm提高至φ28.6 mm×8200 mm,顶板锚索数量由原7根减少至5根;冲击能量为5×10^(5)J时,顺槽的部分锚杆被拉断,巷道发生失稳破坏,围岩进行卸压后,顶板应力减小15.03%,帮部应力减小6.61%;顶板位移减小31.23%,帮部位移减小38%;地面水平井压裂深度为20~30 m,顺槽围岩应力和围岩变形下降较快,应力下降率降幅明显。实测结果表明:高强度锚索与围岩卸压协同作用,可以有效控制围岩变形。

深部矿井软底回采巷道底鼓机理及防治研究

针对山阳煤矿软底回采巷道严重底鼓的难题,采用理论分析、数值模拟和现场应用的方法,基于塑性理论建立了巷道底板岩体滑移线底鼓力学模型。研究表明,巷道底板破坏岩体主要分为3个区,分别为主动极限区、过渡区和被动极限区,推导了巷道底板岩体的最大破坏深度,提出了锚索+卸压槽联合控制底鼓的方法。采用数值模拟的方法验证了联合控制方案的可行性,现场应用效果表明该方法能够有效控制软底巷道底鼓,为相似地质条件底鼓问题的研究提供了一定的帮助。

裂隙面起伏形态对注浆固结体剪切力学特性的影响

为研究裂隙面起伏形态对裂隙岩体注浆加固后剪切力学特性的影响,首先,通过3D打印技术生成不同起伏形态的裂隙模型,并采用类岩石材料浇筑成型,然后,对裂隙岩体进行注浆加固,最后,对含不同类型裂隙的注浆固结体进行常法向荷载直剪试验。结果表明:锯齿形固结体的剪切强度最大,波浪形次之,平直形最小;随着法向荷载的增加,平直形固结体的剪切强度增幅最大,波浪形次之,锯齿形最小。剪切过程中,平直形固结体仅发生沿浆-岩界面的剪切破坏;波浪形固结体的浆-岩界面在加载初期发生剪切破坏,随着浆脉与岩壁的啮合程度降低,剪切破坏面逐渐向浆脉和岩体的内部发展,而锯齿形固结体的剪切破坏面出现在浆脉和岩石内部。

三软煤层沿空留巷顶板结构模型及合理支护研究

为了揭示三软煤层沿空留巷围岩变形机理,探索适用于三软煤层巷道围岩控制的新技术,通过切顶沿空留巷物理相似模拟实验,研究了不切顶普通支护、切顶高强支护和切顶普通支护3种条件下顶板岩层断裂演化过程,构建了三软煤层切顶留巷顶板结构力学模型,给出了支护阻力计算方法,在韩城矿区象山煤矿进行了现场工业性试验验证。研究表明:切顶技术切断了顶板的应力传递,巷内采用高强支护,使顶板形成稳定的“短悬臂-砌体梁”结构。现场监测结果显示,不切顶普通支护的留巷顶底板平均移近量1000~1200 mm,两帮平均移近量600~700 mm;切顶高强单体支护的留巷顶底板平均移近量200~300 mm,两帮平均移近量200~300 mm;切顶组合式支架支护的留巷顶底板平均移近量50~100 mm,两帮平均移近量100~200 mm。组合式支架高强支护能够较好地控制三软煤层沿空切顶留巷围岩变形,可实现留巷二次复用无返修。

倾斜工作面面向断层开采煤柱失稳机制及稳定性控制

以某矿面向断层开采的5302工作面为工程背景,模拟了工作面回采过程中断层及断层周围煤岩体垂直应力、塑性区及断层滑移演化规律,提出了断层煤柱的合理尺寸,并制定了卸压方案。研究结果表明:工作面回采期间断层及断层周围煤岩体受构造应力与采动应力叠加作用下应力高度集中,容易诱发冲击地压;微震、应力在线监测结果对比分析表明,制定的爆破断顶、钻孔卸压技术方案能够有效降低应力集中程度,避免工作面面向断层开采时诱发冲击危险。

浅埋深中厚煤层预掘回撤通道支护技术研究与应用

为进一步提高综采工作面末采回撤速度、确保设备回撤空间,采用理论计算、现场试验相结合的方法对浅埋深中厚煤层预掘回撤通道支护技术进行初步研究,建立了工作面残余煤柱承载力学模型,理论分析得知残余煤柱宽度对煤柱承载性能的时空演化规律具有重要影响,末采期间残余窄煤柱出现区域性脆性破坏失稳状态是导致超前采动应力、顶板岩层断裂线前移的主要原因。现场试验末采段残余煤柱宽度约5 m时,整条窄煤柱在多重载荷作用下发生屈服,进而呈现大面积失稳破碎状态,巷内支护体承载受力急剧增加,锚索最大受力约为225 kN,最大顶底板移近量出现在通道中部靠工作面侧,约为100 mm,结果表明,采用高预应力强力锚杆(索)联合支护结构配合垛式支架外部支撑,可有效控制末采期间预掘回撤通道顶底板之间的闭合位移,为类似条件下预掘回撤通道支护提供工程借鉴。

综采工作面回撤通道大变形机制及控制技术研究

通过研究末采期回撤通道覆岩结构及受力分析得出,增加回撤通道内支护强度,或者降低岩块间挤压力和回转岩块的长度可缓解回撤通道覆岩结构失稳的问题;随后分析了回撤通道合理布置位置,得出应将回撤通道布置在“悬臂梁”的保护之下。以岳南煤矿215102工作面回撤通道为工程背景进行数值模拟,分析模拟结果表明:优化支护方案在控制回撤通道塑性区以及非回采侧煤柱变形上更有优势。工业性试验表明,使用优化支护方案后,相比于215101工作面,215102工作面回撤通道大变形问题得到了有效缓解,证明该优化方案能够更好地实现工作面设备顺利安全回撤,可为类似地质条件下综采工作面回撤通道巷道围岩控制提供参考与借鉴。

冲击地压煤层矿井间临近工作面相互采动影响分析

为了对冲击地压煤层矿井间临近工作面相互采动影响进行分析,以义桥煤矿3309工作面和唐阳煤矿432工作面为研究背景,采用数值模拟的研究方法,从巷道侧垂直应力和覆岩垂直位移两个方面研究了两工作面相互采动的影响。当两工作面开采时,3309工作面运输顺槽侧的应力增大了26.0%~28.0%,顶板位移增大了7.3%~10.1%,432工作面运输顺槽侧的应力增大了31.8%~48.8%,顶板位移增大了12.8%~19.2%。通过上述分析可以得出冲击地压煤层矿井间临近工作面相互采动时,对工作面应力集中分布及顶板运移规律均具有明显的影响。并在采取相应卸压措施的基础上,提出3条关于影响较大区域防冲补强措施的建议,以降低两工作面相互采动影响,确保工作面安全生产。

采动力学与岩层控制关键理论及工程应用

研究岩体采动力学响应和岩层控制技术对促进煤炭安全高效开采、保障能源稳定供给具有重要意义,是实现煤炭资源科学开采的理论基础。矿山岩体灾害(围岩变形、冲击地压等)频发,其形成-演化-发生全过程与采动力演化分布、岩层运动、开采扰动和能量演化密切相关。基于实用矿山压力控制理论,提出并阐述了采场岩层控制进展与控制准则,建立了定量分析的力学模型和设计方法,发展了针对性的岩体灾害控制技术,并创新研制了配套试验研究装备。采动力学与岩层控制理论将岩层控制分为采场岩层控制和巷道围岩控制;提出控制或利用采动岩层运动改变致灾条件,给出“给定变形”和“限定变形”准则;调控“3S”因素准则(围岩应力环境、围岩结构属性、围岩支护结构)改变围岩自稳能力。以岩体灾害控制为目标,提出了以“应力主控”为核心的释能主控技术;建立了岩体灾害控制大小原理和弱面判据(安全系数K、冲击危险性系数U);研发了采场矿压机械模拟试验系统、采动力试验系统和蠕变及动力扰动冲击加载试验系统,实现了实验室尺度还原采动力作用下岩体变形-破裂-运动过程,为研究采动力作用下岩体力学响应提供了试验装备;分别从采场岩层控制、地质软岩巷道控制、工程软岩巷道控制及冲击地压控制4个方向进行了工程案例研究,相关研究成果在工程应用中得到了验证。

冲击地压主控因素及孕灾机制

随着我国煤矿逐步向深部开采转移,冲击地压灾害日趋严重。在冲击地压从机理认知走向防冲工程进程中,首要的任务是厘清冲击地压孕灾主控因素,并进行风险程度判识。在上百个冲击地压矿井致灾评价分析基础上,提出了导致冲击地压发生的4类客观主控因素:煤岩冲击倾向性、开采深度、坚硬顶板、地质构造,以及3类人为主控因素:煤柱、采空区及采掘卸荷,并对各主控因素对冲击地压孕灾的力学机制进行了分析讨论。在客观主控因素方面,煤岩冲击倾向性是煤岩积聚变形能进而诱发冲击破坏的自身属性;开采深度与巷道围岩内积聚的变形能呈正相关关系,是冲击地压发生的必要条件;坚硬顶板大尺度周期断裂形成的冲击动载及动能是诱发冲击地压的“导火索”;地质构造对冲击地压的影响显著,对于断层构造而言,断层两盘将在开采扰动造成的突发卸荷影响下产生相对“回弹”;煤层变薄区等效弹性模量变大,超前支承压力呈“双峰值”分布,使得冲击影响范围扩大。在人为主控因素方面,煤柱作为高应力集中区,其尺寸、倾角及相对位置等将直接影响冲击地压发生的概率和强度;采空区会诱发超前支承压力集中区内围岩积聚弹性能的突然释放,尤其是在采高较大、顶板垮落不充分的情况下;采掘卸荷会导致应力集中区快速“迁移”,引发煤体内弹性应变能的大量释放,是造成冲击地压的重要外因条件。在此基础上,对山东新汶、山东鲁西、内蒙古鄂尔多斯、陕西彬长、新疆和甘肃等矿区冲击地压孕灾主控因素差异性,进行了对比分析,强调按层次对矿井、采区和工作面进行冲击地压主控因素及其影响程度判识重要性,构建了从降能、释能、阻能到抗能的冲击地压治理工程路径。

深部采矿岩石力学进展

随着煤炭开采日益向深部发展,深部采矿引发的围岩大变形破坏和强冲击动力灾害日益严峻。在深部高地应力、高地温、高渗透压、强采动、强流变及多场耦合的复杂地质力学环境下,深部采场的应力场特征、煤岩体破碎性质、岩层移动及能量的积聚释放规律等均发生了显著变化。针对深部采矿中的岩石力学问题,论述了笔者及团队在深部采煤方法、深部巷道破坏机理与围岩控制、深井热害与地热利用三大方向取得的进展,主要包括:(1)提出了平衡开采理论和实现平衡开采的110/N00工法,进行了千米深井现场工程应用;(2)构建了深部“非均压建井”模式,研发了实现深井稳定提升的SAP系统,形成了可大幅简化井巷工程量和提高矿井采出率的建井方法;(3)研发了多套适用于研究深部岩体在水、高温、高压、结构效应及多场耦合作用下发生宏观破坏的实验系统和可进行微观层面演算的超算系统,揭示了深部软岩大变形破坏机理及多尺度力学特性;(4)研制了深部岩体冲击型和应变型岩爆实验系统,阐述了深部岩体冲击能量沿开挖临空面瞬间释放的非线性动力学行为;(5)提出了深部巷道开挖补偿支护理论,进一步发展了具有高恒阻、高延伸率、强吸能和耐冲击超常力学特性的NPR支护材料和技术;(6)研发了模拟深部高温、高湿和高压环境下的岩体热力学实验系统,提出了热害治理和热能资源化利用方法,建立了深部热害治理与热能综合利用系统(HEMS)。相关研究成果已在深部开采领域得以应用,可为深部采矿面临的复杂岩石力学问题提供借鉴。

中国露天煤矿70年成就回顾及高质量发展架构体系

露天煤矿作为我国煤炭工业的重要组成部分,具有生产能力大、开采成本低、安全条件好等优势,近年来在建设规模、生产总量、开采工艺及技术装备等多方面均取得了跨越式的发展,有力保障了煤炭作为国家能源安全稳定供应的“压舱石”地位。首先回顾了新中国成立后我国露天煤矿70年来的发展历程,将其划分为起步恢复阶段(1949—1979年)、快速发展阶段(1980—1999年)、综合发展阶段(2000—2020年)和智能化初级发展阶段(2021年以后)4个时期;系统总结了每个时期的产量与数量规模、开采理论与技术、开采工艺与装备、资源开发与环境保护方面取得的突出成就。然后,探讨了现阶段露天煤矿发展面临的4个方面的主要问题,包括发展布局不均衡、可持续发展面临瓶颈、关键技术难题需深入攻关、人才短缺培养机制不完善。最后,提出构建以“安全、高效、绿色、低碳、智能”为总体目标的全链条、全周期、全要素露天煤矿高质量发展架构体系,其内涵特征包括以时效边坡理论、开采扰动指数理论、绿色开采理论、生态型开采理论、零碳负碳开采理论、智能化开采理论6种学术思想为理论基础,以灾害安全监测防控、复杂条件协同保障、生态源头减损开采、节能减污清洁利用、数字-自动-智能同建5类技术体系为核心支撑,以透明地质模型动态重构、边坡蠕滑全程精准预测、深大孔低扰动控制爆破、采空区超前探测与处置、粉尘抑制及煤自燃防治等30项关键技术为重点突破,以设计理念先进化、安全保障标准化、建设规模大型化、生产工艺综合化、开采装备智能化、核心制造国产化、矿区生态绿色化、煤炭利用清洁化、组织管理科学化、人才队伍国际化的“十化型”露天矿山为建设任务;同时给出了以规划引领为基础,以科技创新为驱动,以人才培育为保障的露天煤矿高质量发展实现路径。最终为推动我国露天煤矿向持续健康高质量方向发展提供指导。

综采液压支架中部跟机多模态人机协同控制系统

我国煤矿智能化综采工作面建设处于初级阶段,液压支架电液控自动化技术已广泛应用,但目前液压支架单一固化的自动化控制逻辑难以适应复杂、多变、动态的工作面生产场景,现场实际控制过程仍大多采用自动化+人工干预方式。针对综采工作面复杂场景中液压支架人机交互协作任务需求,提出液压支架中部跟机多模态人机协同控制系统的理论方法与技术原理。首先,设计了人工式、分工式、批准式、否决式4种人机协同模态,以煤层地质、瓦斯粉尘、采煤机速度、液压支架智能水平、系统状态、岗位工技术水平、任务负荷等为判别因素,构建了基于AOG的液压支架人机协同模态选择模型,实现了人工、机器偏好的模态选择。然后,设计了液压支架中部跟机人机协同控制决策机制,提出液压支架中部跟机再次调控策略AI推理技术思路,利用现场数据学习人工操作经验,分别构建了液压支架是否再次调控决策树分类模型和再次拉架时间贝叶斯回归模型,基于上述模型开发了液压支架人机协同控制决策程序,实现了基于多模态与或推理和再次调控策略AI推理的液压支架人机协同控制。最后,采用云-边-端架构软硬件技术,开发了液压支架多模态人机协同控制系统,实现了模型进化、运算推理、程序执行等液压支架多模态人机协同控制功能。该系统在沙曲二矿3404工作面进行了工业试运行,相比于系统使用前,该工作面液压支架中部跟机效率平均提高2%。