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针对矿用钢丝绳损伤电磁检测方法对于局部损伤检测性能的不足，提出了协同主磁通与漏磁的双源磁检测方法，开展了矿用钢丝绳双源磁回路结构设计与仿真分析。首先，提出了双源磁检测环形筒状励磁回路和独立分离励磁回路方案，基于有限元仿真分别验证了两种方案的可行性，明确了以独立分离回路作为磁回路的基本结构；其次，研究了衔铁回路个数、衔铁长度、高度等参数对磁化效果的影响，基于所得规律确定了结构参数，并探明了永磁铁牌号、长度、厚度、提离值等参数对磁化效果的影响，以确保高效利用磁能；最后，为探究桥路结构参数对桥路磁通密度分布的影响规律，采用控制变量法明确了磁桥路提离值、厚度、空气间隙对桥路磁通检测的影响。通过双源磁回路结构设计与仿真分析，为实际应用中矿用钢丝绳新型电磁检测探头设计、检测系统设计和信号反演等提供了依据。
针对矿用钢丝绳损伤电磁检测方法对于局部损伤检测性能的不足，提出了协同主磁通与漏磁的双源磁检测方法，开展了矿用钢丝绳双源磁回路结构设计与仿真分析。首先，提出了双源磁检测环形筒状励磁回路和独立分离励磁回路方案，基于有限元仿真分别验证了两种方案的可行性，明确了以独立分离回路作为磁回路的基本结构；其次，研究了衔铁回路个数、衔铁长度、高度等参数对磁化效果的影响，基于所得规律确定了结构参数，并探明了永磁铁牌号、长度、厚度、提离值等参数对磁化效果的影响，以确保高效利用磁能；最后，为探究桥路结构参数对桥路磁通密度分布的影响规律，采用控制变量法明确了磁桥路提离值、厚度、空气间隙对桥路磁通检测的影响。通过双源磁回路结构设计与仿真分析，为实际应用中矿用钢丝绳新型电磁检测探头设计、检测系统设计和信号反演等提供了依据。
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摘要：针对近直立煤层群层间岩柱应力集中现象，提出一种水平分段综放开采充填卸压防冲方法。通过数值模拟，研究不同充填开采方案对于冲击地压的防治效果。结果表明，相比于无充填开采，层间岩柱区域应力集中区方案二，三，四较方案一分下降25.0534%，26.5237%，29.2254%的应力。下分段煤体高应力集中区，B3+6煤层较B1+2煤层卸压效果更明显，方案二，三，四较方案一分别下降10.6179%，10.7579%，12.3298%的应力。充填方案结合智能化监测手段建立智能调控系统，通过监测应力集中系数指导充填开采。研究结果可对近直立煤层群开采冲击地压问题提供参考。
摘要：针对近直立煤层群层间岩柱应力集中现象，提出一种水平分段综放开采充填卸压防冲方法。通过数值模拟，研究不同充填开采方案对于冲击地压的防治效果。结果表明，相比于无充填开采，层间岩柱区域应力集中区方案二，三，四较方案一分下降25.0534%，26.5237%，29.2254%的应力。下分段煤体高应力集中区，B3+6煤层较B1+2煤层卸压效果更明显，方案二，三，四较方案一分别下降10.6179%，10.7579%，12.3298%的应力。充填方案结合智能化监测手段建立智能调控系统，通过监测应力集中系数指导充填开采。研究结果可对近直立煤层群开采冲击地压问题提供参考。
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综放开采技术是我国厚煤层及特厚煤层的主要开采技术之一，随着我国煤矿智能化建设的稳步推进，综放工作面的智能化也日趋完善。目前对于放煤过程中煤矸放出状态的精准识别仍然是制约其智能化建设的主要瓶颈之一。本文聚焦综放开采放煤过程，借助柔性薄膜压力传感器，搭建了支架顶梁动态承载散体相似模拟试验平台，反演了顶煤的放出过程，将传感器区域进行了三级划分，监测了期间顶梁表面载荷的动态变化，从相似试验的角度分析了顶煤放出过程对支架顶梁表面载荷的影响。研究结果表明：① 从整体来看，相似模拟试验中散体颗粒的放出对支架顶梁的载荷产生了较为明显的影响，且呈现了增大→保持→减小→稳定的演化规律；② 监测范围内支架表面动态载荷在初期的增大阶段一般开始于颗粒放出1.5s左右，持续时间1.0~1.6s，峰值载荷相较初始载荷增加5%~20%；③ 测点动态载荷增大量与距掩护梁距离成反比，即距离掩护梁越近的区域内载荷在增大阶段内的峰值越大，反之则越小。
综放开采技术是我国厚煤层及特厚煤层的主要开采技术之一，随着我国煤矿智能化建设的稳步推进，综放工作面的智能化也日趋完善。目前对于放煤过程中煤矸放出状态的精准识别仍然是制约其智能化建设的主要瓶颈之一。本文聚焦综放开采放煤过程，借助柔性薄膜压力传感器，搭建了支架顶梁动态承载散体相似模拟试验平台，反演了顶煤的放出过程，将传感器区域进行了三级划分，监测了期间顶梁表面载荷的动态变化，从相似试验的角度分析了顶煤放出过程对支架顶梁表面载荷的影响。研究结果表明：① 从整体来看，相似模拟试验中散体颗粒的放出对支架顶梁的载荷产生了较为明显的影响，且呈现了增大→保持→减小→稳定的演化规律；② 监测范围内支架表面动态载荷在初期的增大阶段一般开始于颗粒放出1.5s左右，持续时间1.0~1.6s，峰值载荷相较初始载荷增加5%~20%；③ 测点动态载荷增大量与距掩护梁距离成反比，即距离掩护梁越近的区域内载荷在增大阶段内的峰值越大，反之则越小。
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针对现有井下人员安全帽佩戴检测算法具有漏检误检、精度差以及模型不够轻量化等问题，提出了基于YOLOv8n改进的井下人员安全帽佩戴检测算法。针对井下安全帽多为小目标的情况，加入P2检测层以及检测头；再引入CBAM注意力机制对图像进行关键特征的提取；进一步将Wise-IoU替换CIoU损失函数，使得模型训练效果得到提升；最后将检测头替换为LSCD使得模型轻量化。在开源数据集DsLMF+中的矿山安全帽上的实验结果证明：该方法的最终识别率上升了1.8个百分点达到了94.8%，参数量（parameters）降低了23.8%，计算量（GFLOPs）降低了 10.4%，模型大小（Module size）降低了17.2%，能够实现在井下对人员安全帽佩戴实时并准确的检测。
针对现有井下人员安全帽佩戴检测算法具有漏检误检、精度差以及模型不够轻量化等问题，提出了基于YOLOv8n改进的井下人员安全帽佩戴检测算法。针对井下安全帽多为小目标的情况，加入P2检测层以及检测头；再引入CBAM注意力机制对图像进行关键特征的提取；进一步将Wise-IoU替换CIoU损失函数，使得模型训练效果得到提升；最后将检测头替换为LSCD使得模型轻量化。在开源数据集DsLMF+中的矿山安全帽上的实验结果证明：该方法的最终识别率上升了1.8个百分点达到了94.8%，参数量（parameters）降低了23.8%，计算量（GFLOPs）降低了 10.4%，模型大小（Module size）降低了17.2%，能够实现在井下对人员安全帽佩戴实时并准确的检测。
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针对井下巷道通常具有狭窄、弯曲以及未知障碍物等因素增加了路径规划难度和计算时间的问题，本文提出了一种融合简化可视图和A*的全局路径规划方法 DVGA*。在构建真实环境的点云地图基础上，动态生成可视图并使用A*算法评价函数选择最优节点在表中扩展并删除其他节点，循环此过程直到表中出现终点，结合路径平滑算法删除无用的中间节点，本算法相较传统A*算法能够确保规划路径简洁和高效，提高了矿用车辆到达目标点的效率。仿真结果表明本文算法相较于CVGA*、SVG-A*和SVGCA*构建可视图耗时和路径规划用时均为最短，显著提升了路径规划的时间和效率；模拟巷道实验结果表明本文算法规划的路径更加平滑，路径规划出的平均长度分别缩短了10.79 % ，6.26% 和2.86% ，算法规划的时间分别减少了38.18% ，24.69%和16.05% ,规划成功率明显提升，在搜索时间和路径成型上均表现优异。
针对井下巷道通常具有狭窄、弯曲以及未知障碍物等因素增加了路径规划难度和计算时间的问题，本文提出了一种融合简化可视图和A*的全局路径规划方法 DVGA*。在构建真实环境的点云地图基础上，动态生成可视图并使用A*算法评价函数选择最优节点在表中扩展并删除其他节点，循环此过程直到表中出现终点，结合路径平滑算法删除无用的中间节点，本算法相较传统A*算法能够确保规划路径简洁和高效，提高了矿用车辆到达目标点的效率。仿真结果表明本文算法相较于CVGA*、SVG-A*和SVGCA*构建可视图耗时和路径规划用时均为最短，显著提升了路径规划的时间和效率；模拟巷道实验结果表明本文算法规划的路径更加平滑，路径规划出的平均长度分别缩短了10.79 % ，6.26% 和2.86% ，算法规划的时间分别减少了38.18% ，24.69%和16.05% ,规划成功率明显提升，在搜索时间和路径成型上均表现优异。
<摘要>(23)
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精准的发射率参数设置对红外仪测温及煤矸石红外图像的识别至关重要。针对红外热像仪在“液体介入+红外检测”煤矸识别方法中的准确应用，在红外热像仪检测煤矸石之前，其自身的发射率需与煤矸石的发射率保持一致性，方可保证测试结果的准确性，本文基于红外热像仪和表面热电偶相结合的匹配法，搭建了匹配法测量煤矸石发射率的实验平台与装置，进行了不同温度条件下煤矸石发射率特征提取实验。实验结果表明，不同温度条件下煤矸石表面粗糙度是影响煤矸石自身发射率差异的内在因素；煤矸石的发射率随样品温度的增大呈幂函数降低趋势，给出了不同种类煤矸石发射率与温度的关系式，预测了室温下的发射率值，且采用反代法验证了匹配法测试结果的准确性，发现实测值误差值随发射率的增大而减小，研究结果可为基于红外图像的煤矸识别技术提供支撑。
精准的发射率参数设置对红外仪测温及煤矸石红外图像的识别至关重要。针对红外热像仪在“液体介入+红外检测”煤矸识别方法中的准确应用，在红外热像仪检测煤矸石之前，其自身的发射率需与煤矸石的发射率保持一致性，方可保证测试结果的准确性，本文基于红外热像仪和表面热电偶相结合的匹配法，搭建了匹配法测量煤矸石发射率的实验平台与装置，进行了不同温度条件下煤矸石发射率特征提取实验。实验结果表明，不同温度条件下煤矸石表面粗糙度是影响煤矸石自身发射率差异的内在因素；煤矸石的发射率随样品温度的增大呈幂函数降低趋势，给出了不同种类煤矸石发射率与温度的关系式，预测了室温下的发射率值，且采用反代法验证了匹配法测试结果的准确性，发现实测值误差值随发射率的增大而减小，研究结果可为基于红外图像的煤矸识别技术提供支撑。
<摘要>(34)
2024, 50(8): 1-13.
doi: 10.13272/j.issn.1671-251x.2024070063
摘要: 为进一步提高采煤工作面的智能化水平，实现采煤机导航截割的自主推演、自主学习和自主优化，基于采煤机自主导航截割技术和数字孪生智采工作面的概念，提出了采煤机数字孪生导航截割运动规划的理论与方法，包括数字孪生理论及基于该理论的采煤机数字孪生导航截割运动规划系统的构建方法。围绕数字孪生理论，探索了智采工作面的物理场景、数字孪生模型的构建及数字孪生驱动、交互和演化机制。为满足不同应用需求，将数字孪生模型分为物理实体、孪生模型和孪生数据模型，详细分析了这3类模型的特点。介绍了由模型驱动、数据驱动和服务驱动组成的3种运行机制，这3种机制通过虚实交互逻辑实现了从感知智能到认知智能的转变。构建了采煤机数字孪生导航截割运动规划系统，该系统通过物理感知层、综合数据层、数据融合分析层及数字孪生服务层，支撑采煤机截割状态数字孪生、动态导航地图数字孪生、数字孪生强化学习环境和强化学习运动规划的服务功能；通过数字化手段将现实中的采煤机导航截割过程复制到数字孪生操作环境中，通过系统内各模块的调用实现数据的自适应融合、智能分析和最优规划。最后，在构建的数字孪生环境中比较深度Q网络−归一化优势函数（DQN−NAF）算法与深度确定性策略梯度（DDPG）算法在采煤机运动规划任务中的效果，结果表明DQN−NAF算法在解决采煤机数字孪生运动规划任务时展现出更优的效果和稳定性。
2024, 50(8): 14-19.
doi: 10.13272/j.issn.1671-251x.2024070023
摘要: 针对基于惯性测量单元的液压支架姿态解算方法会产生累计误差、校正结果不准确的问题，提出一种基于粒子群优化（PSO）−极限学习机（ELM）的综采工作面液压支架姿态监测方法。以液压支架顶梁俯仰角为监测对象，采用倾角传感器和陀螺仪采集液压支架顶梁支护姿态实时信息，对采集到的数据进行预处理，将处理后的数据输入PSO−ELM误差补偿模型中，得到解算误差预测值；同时通过卡尔曼滤波融合进行液压支架姿态解算，得到解算值；再用误差预测值对解算值进行误差补偿，从而求得更加准确的顶梁支护姿态数据。该方法只考虑加速度和角速度数据与解算误差的关系，不依赖具体的物理模型，可有效降低姿态解算累计误差。实验结果表明：液压支架顶梁俯仰角平均绝对误差由补偿前的1.420 8°减少到0.058 0°，且误差曲线具有良好的收敛性，验证了所提方法可持续稳定地监测液压支架的支护姿态。
2024, 50(8): 20-29.
doi: 10.13272/j.issn.1671-251x.2024060046
摘要: 综采工作面液压支架工作中常存在支架初撑力不足、移架速度慢等问题，目前大多基于支架液压系统的稳态运行规律，采用增大泵站流量、降低压力损失等方案来解决，对液压系统动态特性的研究较少。建立了综采支架液压系统动力方程，理论分析了支架初撑力和移架速度相关的液压系统动态特性和乳化液管路系统的液压冲击特性，得出立柱或千斤顶的近似空载运行和长距离管路液压冲击是造成支架液压系统压力大幅下降波动的主要原因。揭示了支架液压系统液压冲击的发生机理为电液换向阀突然启闭和立柱触顶加压。通过现场实测数据和AMESim仿真验证了理论分析的正确性。提出了综采支架液压系统改进方案，在支架上设置多个蓄能器，新增液控单向阀和电液换向阀控制液压系统蓄能器在不同移架阶段的充放液方式，利用蓄能器的瞬时大流量特性和长距离管路液压冲击压力峰值产生的超压作用来提升支架初撑力。仿真结果表明，改进系统能够有效提高液压支架的初撑力和移架速度。
2024, 50(8): 30-37.
doi: 10.13272/j.issn.1671-251x.2024060060
摘要: 针对现有工作面周期来压预测方法精度不足、泛化性较差和算力要求高等问题，提出了一种基于动态自适应旗鱼优化BP神经网络（DASFO−BP）的工作面周期来压预测模型。通过分析工作面周期来压机理，得到与来压相关的影响因素，通过皮尔逊相关系数确定对来压具有显著影响的因素（推进速度、直接顶厚度、基本顶厚度、采高、煤层倾角和倾向长度）作为预测模型输入，并以下次来压强度和来压步距作为预测模型输出。针对旗鱼优化（SFO）算法鲁棒性不足的问题，提出了动态自适应优化策略对SFO算法进行改进，即在优化前期利用SFO达到快速收敛的目的，中期则借助秃鹰搜索（BES）跳出局部最优，后期发挥粒子群优化（PSO）深度搜索的优势来提高解的精度。通过改进后的动态自适应旗鱼优化（DASFO）算法对BP神经网络的超参数进行训练，构建了基于DASFO−BP的来压预测模型。实验结果表明：DASFO算法在单峰和多峰测试函数上均能实现快速收敛；与BP，SFO−BP和NCPSO−BP相比，DASFO−BP对周期来压强度和步距的预测值与真实值更为接近，具有更高的精度，拟合能力和泛化能力强，能够准确预测下一周期来压分布情况。
2024, 50(8): 38-43, 68.
doi: 10.13272/j.issn.1671-251x.2024040048
摘要: 当前应用于煤岩图像识别的深度卷积神经网络模型存在体积庞大、计算过程冗杂等问题，难以满足实时检测要求，且对低照度、高粉尘等复杂环境适应性差。针对上述问题，提出了一种融合钻孔地质信息的煤岩图像识别方法。首先，通过改进的谱残差显著性检测（ISRSD）算法增强煤岩图像质量，有效减弱复杂环境对煤岩图像特征造成的不利影响；然后，使用加入注意力机制的VGG（AVGG）深度卷积神经网络模型——在VGG的基础上进行剪枝、加入卷积注意力模块（CBAM）和引入自适应学习率调整策略，高效提取煤岩图像特征；最后，利用贝叶斯模型融合煤岩图像特征和由钻孔地质柱状图获取的钻孔地质信息，提升煤岩分类的准确性和鲁棒性。实验结果表明，经ISRSD算法增强后的图像目标更突出，色彩失真程度更低，且边缘、纹理等图像特征保留相对完整； AVGG模型的准确率与VGG模型相当，但平均推理时间、参数量及模型大小分别仅为VGG模型的15.61%，33.44%及33.40%；与仅使用AVGG模型识别煤岩图像相比，利用贝叶斯模型融合钻孔地质信息后，准确率提高了1.85%，达97.31%。
2024, 50(8): 44-51.
doi: 10.13272/j.issn.1671-251x.2024050043
摘要: 针对重复采动巷道围岩变形严重、无法复用，重复采动巷道在服务期内具有明显的叠加演化特征的问题，以关家崖煤矿13092巷道为研究背景，采用现场实测、数值模拟和理论分析的方法，对重复采动巷道变形的叠加扩展特征和控制对策进行了研究。重复采动巷道变形特征分析结果表明：① 一次回采扰动下，重复采动巷道变形呈现分区和非对称破坏特征，可划分为快速变形区、强烈变形区和缓慢变形区；裂纹破坏主要在煤壁帮和煤柱帮，而顶底板较少，表现为巷道两帮显著片帮和内移；煤壁帮与顶板、煤柱帮与底板交汇处变形严重。② 二次采动巷道在一次破坏基础上叠加扩展，使得非对称破坏更加显著，形成巷道围岩蝶形叠加塑性破坏区。③ 重复采动巷道围岩控制的重点时间为一次回采阶段，重点区域为强烈变形区和缓慢变形区的巷道煤柱帮一侧。通过分析采动巷道蝶形变形特征和破坏分区规律，提出了重复采动巷道多层次耦合控制技术，采用浅低压−深高压注浆提高煤柱支撑力，采用锚索补强提高支护体支撑力，实现耦合控制。通过加固前后变形量对比分析验证了多层次耦合控制满足巷道复用要求。
2024, 50(8): 52-60.
doi: 10.13272/j.issn.1671-251x.2024060090
摘要: 针对煤矿井下巷道大断面硐室的围岩变形破坏问题，以乌兰木伦煤矿井下分选及充填大断面硐室为研究对象，采用相似模拟实验方法，进行单调递增加载和恒定荷载加载单轴压缩实验，对大断面硐室围岩变形破坏规律进行了研究。结果表明：① 2种加载方式在压密阶段、弹性变形阶段及微破裂稳定发展阶段破坏演化和变形位移趋势相似。② 采用单调递增加载方式的试样裂纹较少但裂纹缝隙较大，试样沿着主裂纹突然发生破断，期间有大量碎屑飞出，试样变形位置主要集中在围岩边界，破坏时释放能量较多，但峰后释放能量持续时间较短。③ 采用恒定荷载加载方式的试样应力保持不变，应变缓慢增加，期间产生大量微小裂纹，试样变形位置主要围绕在硐室周围，破坏时释放能量较少，但峰后释放能量持续时间较长。依据大断面硐室围岩变形破坏规律，提出了锚杆索支护方案：硐室顶部打长锚索，将顶板和上方坚硬岩石连成整体；在硐室煤岩交界处打倾斜锚杆，将煤岩交界面与周围岩体紧密连接。数值模拟结果表明，支护后围岩应力、位移、塑性区均明显减小，围岩稳定性大幅提高，支护效果良好。
2024, 50(8): 61-68.
doi: 10.13272/j.issn.1671-251x.2024060079
摘要: 近距离煤层上煤层工作面与下位煤层巷道采掘关系发生变化时，巷道围岩变形失稳机理会更加复杂，而目前针对上煤层工作面与下位煤层巷道推进方向不同时巷道受载动态演化规律及失稳特征的研究较少。以陕北能东煤矿近距离煤层为研究对象，采用理论分析、数值模拟与现场实测相结合的方法，对上煤层工作面回采后下位煤层巷道的稳定性进行了研究。理论分析得出，上煤层工作面开采后所产生的底板裂隙深度为22.5 m，未发育至下位煤层巷道。按采掘空间位置关系将回采工作面与巷道分为相向、相交、背向3个状态，数值模拟当巷道与工作面的空间位置关系发生变化时下位煤层巷道围岩的变形情况，结果表明：① 上煤层工作面与下位煤层巷道的采掘关系为相交与背向推进时，巷道围岩应力呈先增后减再增的趋势，在推进距离为90 m时，最大应力为6.5 MPa，应力集中系数为1.49，在推进距离为100～110 m时，巷道围岩应力降低幅度最大，降低了53.2%，在推进距离为150 m时应力最小，为0.95 MPa，之后不断增大，直到恢复至原岩应力。② 巷道围岩位移量在推进距离为100～150 m时增长幅度较大，在150 m时顶板位移量达到最大，为0.036 m，随着巷道越接近边界煤柱，其巷道位移量越小。现场实测结果表明：上煤层工作面过下位煤层巷道时，巷道位移量显著增长，顶板最大位移量为3.41 cm，与数值模拟结果一致；相交推进过程中若地质条件简单可以适当加快推进速度，减小上煤层工作面开采对下位煤层巷道的影响。
