Back-and-forth mining for hard and thick coal seams—research about the mining technology for fully mechanized caving working face of Datong Mine

The article introduced the key technology, mining process, and back-and-forth mining method for the caving working face of hard-thick coal seams in Datong mine, and researched this innovations process, optimized the systemic design and working face out-play, tried to perfect the caving mining technology of hard-thick coal seams further.

胡家河煤矿综放工作面矿压显现规律预测及主控因素研究

现有工作面矿压显现规律预测方法中,基于数值模拟与统计回归的方法无法实现对工作面矿压显现规律的实时精准预测,深度学习方法存在超参数较多且难以设置、模型训练速度慢等问题。针对上述问题,以胡家河煤矿402102回采工作面采动过程中监测到的煤体内部应力变化时序数据为基础,将基于粒子群优化的门控循环单元(PSO-GRU)应用到回采工作面矿压显现规律预测中。采用PSO算法对GRU进行优化,构建PSO-GRU模型,实现对超参数的自动寻优,从而提高GRU的训练速度和预测精度。以预测结果为依据,采用层次分析法建立402102回采工作面矿压主控因素评价指标体系,将顶板条件、回采工艺、煤层赋存、地质构造确定为影响工作面矿压的一级指标,进一步细分出具有代表性的14个二级指标。测试结果表明:(1)与未经优化的GRU模型相比,PSO-GRU模型的均方误差(MSE)降低了83.9%,均方根误差(RMSE)降低了59.8%,平均绝对误差(MAE)降低了59.0%,决定系数R2提升了28.9%。(2)PSO-GRU模型对矿压数据预测的拟合度达0.980以上,具有良好的非线性拟合能力和泛化能力。(3)地质条件中的煤层赋存因素对回采工作面矿压的影响最大,权重为0.47;可人为干预的影响因素中工作面推进速度对矿压的影响最大,权重为0.13。

基于数组的刮板输送机运载模型及煤量计算算法研究

目前针对煤量检测的研究大多侧重于煤矿井下带式输送机的煤量检测和识别,对综采(放)工作面刮板输送机的煤量检测仅停留在转载机处安装红外扫描装置,检测技术单一,且由于转载机位于刮板输送机卸煤处,红外扫描装置检测的是转载机的载煤量,不能直接反映刮板输送机上的实时载煤量,存在较大滞后性。针对上述问题,提出一种基于数组的刮板输送机运载模型及煤量计算算法。该算法将刮板输送机设定为连续装煤的载体,通过连续数组建立刮板输送机运载模型,并表征单位长度的装煤量,结合综采(放)工作面采煤机运行速度、滚筒高度、截割深度、位置及刮板输送机运行速度与装煤系数等参数,通过多参数数学建模的方法,实现对刮板输送机单位煤量的实时模拟,进而直观反映煤矿井下采煤工艺并准确计算出刮板输送机的实时载煤量。井下工业性试验结果表明,该算法连续可靠,可以精确计算出刮板输送机实时载煤量,载煤量分布接近于理想状态,具有较高的收敛性和鲁棒性。

综放工作面漏风原因分析及治理措施

煤矿矿井漏风一方面可以降低矿井有效风量率,增加无益的电能消耗,另一方面引起采煤工作面采空区遗煤自燃,给矿井安全生产带来隐患。通过采取地面与井下相结合的方法防止综放工作面风量进入采空区,减少漏风通道存在,降低工作面两端头压差、减小工作面配风量,并及时回填地表塌陷区域裂隙,从而减少工作面漏风,保证工作面安全顺利回采。

工作面通风技术的优化及效果分析

通过分析矿井综放工作面供风实例中上行供风方案存在的问题,并对上行、下行通风方式的可行性进行对比论证,决定采取下行通风方式,对原有工作面通风系统结构进行优化。通过现场验证发现,下行通风方式在工作面降尘、抑制采空区自燃发火等方面存在显著优势,适用效果更优。

初采期爆破放顶技术优化研究

爆破放顶技术是煤矿初采期间所需进行的一项重要工作,该工作危险性高、关系着放顶后的瓦斯体积分数,所采用的技术是否合理与初采期间瓦斯治理工作、初采结束时间密切相关。但目前通用性的爆破放顶技术与不同情况的现场直接适应性存在差别,因此本文以寺河煤矿目前所开采的3#煤层为研究对象,针对综采工作面不同类型的顶板分别研究,改进了现有爆破放顶技术的工艺流程及技术细节,并开展了现场试验。结果表明:采用优化后的爆破放顶技术,爆破后CO体积分数下降30%,老顶来压提前了10~15 m,初采时间由20天缩短至15天左右,缩短了约25%,技术更加安全、高效,初采期间瓦斯治理效果提升,确保了工作面初采期间高产高效,产生了明显的经济效益。

特厚煤层综放工作面超前支护评价分析

针对特厚煤层综放工作面巷道超前支护难题,以古城煤业有限公司Z107综放工作面为工程背景,对该工作面超前支护25 m范围内单体支柱工作压力进行计算分析。分析结果表明,在该工况条件下,工作面超前10 m范围内采用“一梁三柱”支护方式;工作面超前后15 m范围内,采用“一梁两柱”的单体支护形式。经验证,该支护方式满足现场安全生产需求。

综放开采顶板弱化实践应用

硬质顶板煤层回采作业期间采空区易形成大面积悬空状态,为避免因冒落导致的安全事故发生,本文以山西省某煤矿2301综放开采工作面为例,结合实际情况选择合理的顶板弱化技术进行现场应用,并实时探测记录顶板岩层来压情况。探测结果表明煤层顶板岩层来压步距下降明显,弱化效果显著,对该综放开采工作面安全生产具有重要意义。

综放工作面端面冒顶机理与围岩控制技术研究

针对9102综放工作面在回采过程中端面顶板破碎等围岩支护难题,首先对工作面的工程概况及顶底板条件进行分析,重点分析了采场围岩支护难点及端面冒顶机理,然后在具体回采经验的基础上,设计了9102综放工作面采场围岩控制体系,然后进行了现场实践及效果分析,工作面推采过程中仅发生局部轻度片帮冒顶事故,端面煤岩体整体稳定程度较高,安全生产工作得到保障。

袁大滩煤矿超长工作面覆岩两带发育规律研究

针对超长工作面采动影响下覆岩两带发育规律,以袁大滩煤矿工作面为背景,采用理论分析与离散元的3DEC数值计算软件相结合的方法,研究该条件下覆岩裂隙的分布特征与两带发育规律。结果表明,根据理论计算,得到2号煤层工作面不同采高下2种经验公式的两带发育高度,得出随着工作面采高的增加,工作面采后的导水裂隙带高度逐渐增加,但其裂隙高度的递增幅度逐渐减小的规律;通过3DEC数值模拟,11207超长工作面采高每增加0.2 m所得导水裂隙带高度约增加2.01~3.05 m,超长工作面采高越大,开采高度增加引起裂隙发育高度增幅越小。数值模拟与理论计算基本一致且相互印证。工作面实际开采过程中工作面的开采高度逐渐减小,裂隙带发育高度逐渐降低,覆岩位移量逐渐减小,集中应力逐渐减弱,开采初期需要加强监测,增强防护措施。

煤矿综放工作面旋转开采及其应用研究

受采区边界与断层的影响,按照常规对齐布置工作面切眼,将导致整个采区大量煤炭资源的损失。为最大限度地回收资源,以东滩煤矿1310工作面为研究对象,制定了一套合理的旋转开采方案,对刮板输送机上窜下滑控制、支架控制与输送机搭接、顶板控制等旋转开采关键技术进行分析,总结适用现场的工作方案。通过实地应用,该方案有效保障了工作面的正常回采,与常规布置相比,仅一个工作面就多回收煤炭资源6万t,提高了煤炭资源的回收率,取得了良好的社会效益和经济效益。

低位综放工作面提高顶煤回采率的放煤方式优化

针对古城煤矿低位综放工作面顶煤回采率低的问题,以S1306低位综放工作面为背景,分析了现有放煤方式。首先,通过建立不同放煤方式与放煤口长度的PFC数值计算模型,分析了不同放煤口长度以及相同放煤口长度、不同放煤方式下顶煤回采率;其次,提出了双口间隔动态放煤方式,对比分析了单口顺序放煤、双口顺序放煤以及双口间隔动态放煤的顶煤回采率;最后,研究了不同采放比对3种放煤方式顶煤回采率的影响。研究表明:低位综放工作面顶煤回采率随着放煤口长度的增大而逐渐减小;放煤口长度一定时,单口顺序放煤顶煤回采率大于双口顺序放煤的顶煤回采率;双口间隔动态放煤顶煤回采率相较于单口顺序放煤提高了约8.44%,放煤时间节省了46%,且放煤均衡性优于单口顺序放煤与双口顺序放煤;双口间隔动态放煤和单口顺序放煤的顶煤回采率均随着采放比的增大而增大,当采放比小于1∶1时,双口间隔动态放煤顶煤回采率大于单口顺序放煤方式,当采放比大于1∶1时,两者之间差距明显减小,但双口间隔动态放煤的时间大大缩短。因此,双口间隔动态放煤方式结合了低位综放工作面条件下单口放煤方式顶煤回采率高和双口放煤方式放煤时间短的优势。

用瞬变电磁法探查综放工作面顶板水体的研究

随着机械化综采设备在煤炭开采中的普及,对煤层顶板管理要求愈来愈高,其中煤层顶板水害体的发育将影响综采设备充分发挥效能,甚至会威胁工作面安全回采.提前查明煤层顶板水害体发育位置,为在井下布置探放水钻孔提供依据,是目前矿井地球物理勘探亟待解决的问题.基于地面瞬变电磁法理论及应用技术,根据井下实际应用环境,研究出采用非接触式、多匝数的正方形重叠回线(边长2 m左右)装置探测工作面顶板水害体发育位置.依据瞬变电磁场"烟圈效应"理论和物理模拟相似准则,推导出全空间瞬变电磁法视电阻率计算数学模型,并对矿井瞬变电磁探测综放工作面顶板水害技术进行了研究.采用矿井瞬变电磁技术查明综放工作面顶板水害体发育位置,通过井下疏放水钻孔和工作面回采资料验证,该方法探测综放工作面顶板水害体发育的空间位置不仅行之有效,而且明显优越于其它矿井物探方法.

综放沿空掘巷底鼓的受力变形分析

在分析综放沿空掘巷底板力学环境的基础上 ,建立了底板力学分析模型 .运用弹性理论对底板较大范围内的应力应变分布规律进行了求解 ,认为综放沿空掘巷的底鼓主要与巷道底板一定深度的岩层及实煤体侧高支承压力有关 ,从理论上阐述了综放沿空掘巷比普通回采巷道更易产生底鼓的力学原理 .并探讨了底鼓控制的新途径 .

高瓦斯煤层综放开采瓦斯与煤自燃综合治理研究

针对淮南潘三煤矿低透气性高瓦斯易自燃煤层综放开采的实际情况 ,笔者在综合分析影响综放面安全开采的瓦斯和煤自燃因素基础上 ,提出并实施了顶板走向长钻孔覆岩卸压瓦斯抽放、本煤层顺层孔卸压瓦斯抽放、尾巷抽放和排放等综合瓦斯治理措施 ,通过适时合理的工作面通风系统能位调整 ,合理配备工作面风量和控制采空区漏风量 ,解决了综放面回采时的瓦斯问题 ,有效控制了采空区煤炭自燃的发展 ,实现工作面的安全快速推进。实践证明 ,顶板走向长钻孔覆岩卸压瓦斯抽放是解决低透气煤层瓦斯抽放率低的有效方法 ,回采面的瓦斯抽放率在 30 %以上 ;尾抽和尾排是低透气性高瓦斯煤层安全生产的有效辅助措施 ,但其对工作面采空区煤炭自燃的“三带”有显著影响 ,影响的关键因素是通过采空区尾排及尾抽的混合流量。笔者提出的方法对类似条件的高瓦斯易自燃煤层综放安全开采有重要的指导意义。

工作面超前支承压力分布规律

为揭示工作面超前支承压力分布规律,采用理论分析、数值模拟及现场实测的方法,对兖州矿区进行工作面支承压力进行了分析,得出综放与分层开采工作面超前支承压力分布变化的规律,为回采巷道超前支护长度、支护强度等提供了理论依据。

综放工作面连续注氮下采空区气体分布及“三带”变化规律

介绍了同煤集团塔山矿8202综放工作面开采过程中,采用埋管、连续注氮方式向采空区注氮,防止采空区遗煤自燃。同时在采空区预埋束管,测量连续注氮前后各测点氧气和一氧化碳浓度的变化,并结合采空区遗煤自燃理论,得出了采空区自燃"三带"的分布变化。结果表明:综放工作面采空区在连续注氮下,氧气浓度随采空区深度的增加明显降低,最终稳定在5%左右;一氧化碳浓度随采空区深度的增加稳定在50×10-6以下;注氮量越大,氧气和一氧化碳浓度下降的幅度越大;由于工作面供风量和漏风量都较大,对散热带宽度影响不大,氧化带在注氮后缩短了约60 m,窒息带前移了约70 m。

浅埋深综放工作面矿压规律及支架工作阻力确定

针对浅埋深综放工作面矿压显现剧烈、安全阀开启频繁的问题,对平朔井工三矿39107浅埋深综放工作面支架工作状况进行分析研究。采用矿压监测系统现场实测液压支架工作阻力,得到工作面基本顶初次来压步距为33.7 m,平均周期来压步距20.7 m,周期来压期间液压支架循环末阻力平均为9 700 kN,安全阀开启率平均为3.7%,工作面液压支架初撑力水平整体较低,分析表明液压支架存在3种不合理工作状态:安全阀调定压力不合理,前后立柱受力不均衡,部分支架串液。结合现场实测数据进行理论计算,得出39107工作面支架合理工作阻力应不低于12 000 kN。

综放沿空巷道围岩卸压控制研究

采用计算机数值模拟计算及现场观测方法 ,结合松动爆破技术分析了本煤层布置卸压巷对综放沿空巷道围岩卸压的机理 .沿空巷道卸压控制的实质是使围岩高应力区沿倾向向煤体深部转移 ,卸压巷位置及松动爆破强度是卸压技术的关键 .现场应用实践表明 ,卸压控制是治理综放沿空巷道围岩强烈变形破坏的科学有效方法 ,并取得了显著的技术经济效益 .

特厚煤层大采高综放工作面矿压及顶板破断特征

针对大采高综放工作面覆岩活动空间大、开采扰动强烈的特点,以不连沟煤矿特厚煤层大采高综放开采为背景,采用现场实测和理论分析等方法对大采高综放采场矿压及顶板运移破断特征进行分析,建立了大采高综放采场周期来压岩层破断的力学模型,得出了液压支架工作阻力的计算方法。结果表明:大采高综放工作面来压时安全阀开启频繁、顶板快速下沉,额定工作阻力13 800 kN的液压支架不能满足顶板控制的需要;开采空间的增大、直接顶厚度增大,低位基本顶转化为直接顶成为悬臂结构、高位基本顶形成砌体梁,二者形成"上位砌体梁-下位倒台阶组合悬臂结构";工作面来压强烈、动载明显、持续时间短的矿压现象是由于高位砌体梁结构滑落失稳造成的,据其力学特征确定了液压支架的工作阻力。