多煤层赋存条件下采场覆岩“竖三带”分布规律研究与应用.pdf
煤炭科学研究总院 硕士学位论文 多煤层赋存条件下多煤层赋存条件下采场覆岩 “竖三采场覆岩 “竖三 带”分布规律研究与应用带”分布规律研究与应用 作者姓名 杜旭 学科专业 安全科学与工程 导师姓名 张兴华 研究员 完成时间 二○一八年三月二十日 万方数据 China Coal Research Institute A dissertation for masters degree Research and Application of “Vertical Three Zones“ Distribution Rule of Overburden Under Multi Coal Seam Hosting Conditions Author’s Name Xu Du speciality Safety science and Engineering Supervisor Prof. Xinghua Zhang Finished time March 20th, 2018 万方数据 煤炭科学研究总院学位论文原创声明煤炭科学研究总院学位论文原创声明 本人郑重声明此处所提交的学位论文多煤层赋存条件下采场覆岩“竖三 带”分布规律研究与应用 ,是本人在导师指导下,在煤炭科学研究总院攻读硕 士学位期间独立进行研究工作所取得的成果。据本人所知,论文中除已注明部 分外不包含他人已发表或撰写过的研究成果。对本文的研究工作做出重要贡献 的个人和集体,均已在文中以明确方式注明。本声明的法律结果将完全由本人 承担。 作者签名 日期 年 月 日 煤炭科学研究总院学位论文使用授权书煤炭科学研究总院学位论文使用授权书 多煤层赋存条件下采场覆岩“竖三带”分布规律研究与应用系本人在 煤炭科学研究总院攻读学位期间在导师指导下完成的学位论文。本论文的研究 成果归煤炭科学研究总院所有, 本论文的研究内容不得以其他单位的名义发表。 本人完全了解煤炭科学研究总院关于保存、使用学位论文的规定,同意学校保 留并向有关部门送交论文的复印件和电子版本,允许论文被查阅和借阅,同意 学校将论文加入中国优秀博硕士学位论文全文数据库和编入中国知识资 源总库 。本人授权煤炭科学研究总院,可以采用影印、缩印或其他复制手段保 存论文,可以公布论文的全部或部分内容。 本学位论文属于(请在以下相应方框内打“√“; 保密□,在 年解密后适用本授权书 不保密□ 作者签名 日期 年 月 日 导师签名 日期 年 月 日 万方数据 摘 要 摘摘 要要 目前我国煤矿普遍面临深部开采煤层的现状,煤层瓦斯含量和瓦斯压力越 来越大,地质条件复杂、煤质松软,煤与瓦斯突出等动力灾害威胁安全生产。 瓦斯制约生产的 “瓶颈” 问题也越来越突出, 仅靠风排瓦斯无法保证安全生产。 本文分析了多煤层群赋存条件下上覆岩层“竖三带”高度的六个主要影响 因素上覆岩层的性质、采厚、煤层倾角、工作面走向长度、工作面日推进速 度、采煤方法,引用我国部分矿井的冒落带高度、裂隙带高度统计数据,以阳 煤五矿为试验矿井, 结合人工神经网络原理, 采用 MATLAB 中的神经网络工具 箱 Neurel Network Training 进行采场覆岩“竖三带”的 BP 神经网络模型预测, 经过反复训练影响上覆岩层“竖三带”高度的六个影响因素及“竖三带”统计 高度, 训练获得相应的网络训练参数, 全部数据的相关性系数 All R0.91082, 冒高的平均相对误差为 9.71;裂高的平均相对误差为 8.50。BP 预测的“竖 三带”高度与统计数据较接近,训练效果较好。同时介绍了 SF6测定仪的测定 原理和研制流程,采用示踪气体 SF6和分段注水气液两相复合法,现场测定出 8410 工作面上覆岩层冒落带高度为 21.3m,裂隙带高度范围在 21.3m72.6m, 其中 45m56m 处裂隙发育较大。 统计近几年阳煤五矿回采工作面瓦斯来源,邻近层瓦斯涌出量占到瓦斯涌 出总量的 89.4897.19。 分析对比三种邻近层瓦斯治理技术, 结合现场实践, 采用走向高抽巷治理邻近层瓦斯。参考 8410 现场实测、经验公式计算,采用训 练得到的 BP 神经网络预测模型对 8410 工作面进行预测,得到输出结果向量 anew[20.39,71.23],即裂隙带高度范围为 20.3971.23m,以此优化 8410 走向 高抽巷层位布置。 考察和分析8410高抽巷抽采效果, 平均抽采纯量35.98m3/min, 平均抽采率为 89.64,抽采效果稳定且良好。工作面回风流的瓦斯体积分数控 制在 0.360.51, 上隅角的瓦斯体积分数也从未超限, 稳定在 0.560.75, 取得了很好的治理效果。 关键词关键词SF6示踪气体 BP 神经网络 “竖三带” 邻近层瓦斯治理 走向高 抽巷 M-P 神经元模型 万方数据 Abstract ABSTRACT At present, China is facing the general situation of deep mining. The gas content and gas pressure are bigger and bigger. Coal seam geological conditions are complex, soft coal quality, coal and gas outburst and other dynamic phenomena threaten safety production. The “bottleneck“ problem of gas restricted production is also becoming more and more prominent, which can not guarantee the normal production only by air exhaust gas. This paper analyzes the six main factors of overlying strata “vertical three zone“ height nature, rock and mining thick seam working face to face on the length, the advancing speed, coal mining , using part of mine to take high, high crack statistics, Yang coal mine for test mine, according to the principle of artificial neural network, using MATLAB neural network toolbox Neurel Network Training stopeoverburden “vertical three zone“ of the BP neural network prediction model, after repeated retrain effect of overlying strata “vertical three zone“ height of the six factors and the “vertical three zone“ statistics, training get network training parameters, correlation coefficient AllR0.91082 of all the data, taking the average relative error is as high as 9.71; crack the average relative error is as high as 8.50. The height of the “vertical three band“ predicted by BP is close to the statistical data, and the training effect is better. At the same time, the measuring principle and development process of the SF6 tester developed by our company are introduced. By using tracer gas SF6 and segmented water gas liquid two phase composite , the height of the caving zone of the 8410 working face overlying strata is 21.3m, and the height of the fracture zone is 21.3m72.6m, the fracture of 45m56m is more developed. In the last few years, the gas source of the coal mining face of Yangquan coal mine is calculated. The gas emission in the adjacent layer accounts for 89.4897.19 of the total amount of gas emission. Analysis and comparison of three adjacent layers of gas control technology, combined with field practice, the use of high pumping roadway to control the adjacent layer of gas. 8410 reference field measurement, empirical ula, the prediction of the 8410 working face by using BP neural network training, get the output vector anew[20.39,71.23], namely the fracture zone height range of 20.3971.23, in order to optimize the 8410 layers of 万方数据 Abstract high drainage roadway layout. The extraction effect of 8410 high pumping alley is investigated and analyzed. The average extraction purity is 35.98m3/min, the average extraction rate is 89.64, and the extraction effect is stable and good. The gas volume fraction of the back flow of the working face is controlled at 0.360.51, and the gas volume fraction at the upper corner is never Overlimited, and it is stable at 0.560.75, good governance results have been achieved. Key Words SF6 tracer gas, BP neural network, “Vertical three bands“, Treatment of gas in adjacent layer , Go to high pumping alley, M-P neuron model 万方数据 目 录 I 目目 录录 第一章 绪论 .............................................. 1 1.1 选题依据及研究意义 ............................................ 1 1.2 国内外研究现状 ................................................ 2 1.2.1 采场覆岩“竖三带”测定技术 .......................................... 2 1.2.2 邻近层瓦斯治理技术 .................................................. 3 1.3 论文研究目的及主要内容 ........................................ 4 1.4 论文研究技术路线 .............................................. 5 第二章 矿井概况 .......................................... 6 2.1 矿井位置 ...................................................... 6 2.2 矿区及周边老窑、老采空区分布及临近矿井生产情况 ................ 9 2.3 煤层及主要可采煤层 ........................................... 12 2.4 瓦斯情况 ..................................................... 14 第三章 15 号煤层上覆岩层“竖三带”分布规律研究 ............16 3.1 上覆岩层“竖三带”理论 ....................................... 16 3.1.1 上覆岩层“竖三带”概述 ............................................. 16 3.1.2 上覆岩层“竖三带”基本概念 ......................................... 17 3.1.2 上覆岩层“竖三带”高度影响因素研究 ................................. 18 3.2 采场覆岩“竖三带”范围的 BP 神经网络预测模型 .................. 21 3.2.1 人工神经网络原理 .................................................... 21 3.2.1.1 神经元模型与神经网络结构 ......................................... 21 3.2.1.2 神经网络的训练与学习 ............................................. 23 3.2.1.3 感知机和 BP 学习算法 .............................................. 25 3.2.2 BP 神经网络预测模型 ................................................ 28 3.2.2.1 MATLAB 软件概述 .................................................. 28 3.2.2.2 模型建立 ......................................................... 28 3.3 采场覆岩三带现场实测研究 ..................................... 37 3.3.1 SF6 示踪气体和分段注水两相复合法测定覆岩“竖三带” .................. 37 万方数据 目 录 II 3.3.1.1 腔增强吸收红外光谱技术检测原理 ................................... 37 3.3.1.2 腔增强红外光谱定量分析仪研制 ..................................... 40 3.3.1.3 测定设备 ......................................................... 42 3.3.1.4 8410 工作面测定 .................................................. 44 3.3.2 经验公式法 ......................................................... 49 3.4 采场覆岩三带分布规律 ......................................... 51 3.5 本章小结 ..................................................... 51 第四章 基于采场“竖三带”分布规律的邻近层瓦斯治理技术 ....53 4.1 回采工作面瓦斯来源分析 ....................................... 53 4.2 邻近层瓦斯治理技术分类及确定 ................................. 54 4.2.1 钻孔抽采临近层瓦斯 ................................................. 54 4.2.2 巷道抽采临近层瓦斯 ................................................. 57 4.2.3 巷道与钻孔综合抽采邻近层卸压瓦斯 ................................... 58 4.2.4 邻近层瓦斯治理技术确定 ............................................. 60 4.3 BP 神经网络模型对 8410 工作面高抽巷布置参数优化 ................ 60 4.4 8410 回采工作面邻近层瓦斯治理 ................................. 62 4.5 本章小结 ..................................................... 64 第五章 结论与展望 ........................................65 5.1 主要结论 ..................................................... 65 5.2 创新点 ....................................................... 66 5.3 展望 ......................................................... 66 参考文献 ..................................................67 致 谢 ....................................................71 在读期间发表的学术论文与取得的其他研究成果 ................72 万方数据 第一章 绪论 1 第一章第一章 绪论绪论 1.1 选题依据及研究意义 煤炭资源作为我国能源消费主体, 在支撑我国经济命脉高速发展中发挥着不 可替代的作用[1-2],2017 年, BP 世界能源统计年鉴统计中国煤炭产量下降达 7.9,但 2016 年煤炭在中国能源消费结构中的占比达到了 62 [3]。2030 年预测 我国能源消费总量的 55以上还是由煤炭承担, 以上事实和预测结果表明, 在今 后相当长时期内, 煤炭的主导地位仍将持续不变, 安全高效开采仍是发展主题[4]。 目前,我国井工开采煤矿在全国煤矿占比达 94以上[5]。与 2016 年全国煤 矿事故相比,2017 年煤矿共发生 219 起事故、同比减少 30 起,死亡 375 人、减 151 人,两者分别下降比率达 12和 28.7,煤矿安全生产形势进一步提高,正 稳定持续向更佳安全方向发展。从全国煤矿实现事故总量、重特大事故次数、百 万吨死亡率三项指标可明显看出,安全控制水平有大幅提高,重大事故发生 6 起,导致死亡人数 69 人,同比减少事故 5 起,死亡人数减少 125 人,下降比分 别达 45.5和 64.4;近几年百万吨死亡率一直呈下降趋势,与 2016 年相比减 少 0.05,降低 32.1,仅有 0.106[6]。尽管我国煤矿事故和死亡人数下降明显, 但我国煤炭安全生产水平同其他产煤发达国家相比, 煤炭安全生产形势依然严峻, 瓦斯事故尤为突出[7]。 随着我国开采深度不断延伸,煤层赋存条件愈发复杂,受深部应力和构造移 动的破坏作用,煤层整体比较松软,透气性极差,且煤层瓦斯含量和瓦斯压力却 随埋深增加越来越大,煤与瓦斯复合动力灾害成为现深部开采的主要灾害威胁 [8-10]。传统风排瓦斯技术不可能解决深部瓦斯灾害问题,尤其邻近层数量多、瓦 斯大, 涌出量突增现象不可避免。走向高抽巷对于抽采采空区瓦斯防治回采工作 面和上隅角瓦斯超限非常高效,自从我国试验成功后,全国邻近层瓦斯治理领域 中均认同和采用了该技术[11-13],尤其阳泉矿区最先试验和推广。高抽巷抽采效果 主要受控于布置层位,然而现场应用多以主观性和经验性进行开展, 层位布置缺 乏科学指导,其最终的抽排效果可靠性不高[14]。走向高抽巷一般布置在采场覆 岩“竖三带”中裂隙带的中下部裂隙较发育地带,该层位裂隙发达,利于瓦斯流 通。因此,研究采场覆岩“竖三带”的具体影响范围对确定高抽巷布置层位非常 关键, 它直接决定后期高抽巷治理邻近层和采空区瓦斯效果,若仅依靠经验公式 粗略计算三带范围,则不足以支撑技术实施,需要综合考虑多种方法获取可靠结 果,经分析研究选取合理范围[15-16]。 万方数据 第一章 绪论 2 本文为以提高高抽巷抽采效果、 有效防治采空区和工作面上隅角瓦斯超限为 目标, 重点研究多煤层赋存条件下开采过程中上覆煤岩的移动规律及三带分布状 态,从而确定高抽巷布置层位,指导高抽巷应用。本文采用示踪气体现场实测、 BP 神经网络预测及经验公式相结合方法,理论联系实际,重点研究开采煤层过 程中上覆采场覆岩 “竖三带” 的分布规律, 将研究成果用于优化高抽巷布置层位, 经现场试验考察,验证研究方法和研究思路的准确性,以及完善阳泉矿区走向高 抽巷应用依据和经验。 1.2 国内外研究现状 1.2.1 采场覆岩“竖三带”测定技术 采空区覆岩“竖三带”包括冒落带、裂隙带和弯曲下沉带,目前国内外主要 考察冒落带和裂隙带的分布范围, 考察手段以经验估算居多, 现场工程实测为少, 辅助数值模拟参考等。覆岩顶板“三带”规律的理论研究在国内外开展较早,研 究成果也有重大突破,宋振骥院士提出了岩层运动为中心,预告估计、操控设计 和分析效果评价三位一体的实用矿压理论体系[17],该技术体系逐渐完善成形; 刘天泉院士考察国内外关于采场覆岩“竖三带”在各类开采条件中的实际变化范 围,分别形成了裂隙带、冒落带的理论计算公式和对应的计算条件[18],对我国 现场应用有极大推动作用;刘宝琛等学者在 1965 年期间利用随机介质理论研究 了采场覆岩的变化规律, 提出的概率积分法研究成果非常实用, 尤其在煤矿沉陷 领域中应用极为广泛[19];竖三带的裂隙赋存差别非常大,利用电阻率指标可测 试其差异,2000 年我国于师建、程久龙等学者开始采用电阻率行研究裂隙带变 化规律,进而计算获得裂隙带高度[20];2008 年王金安教授提出分形几何学可以 作为覆岩三带变化规律的研究手段,其准确性和操作性值得认可, 后期许多学者 沿着该思路开展了不同煤层赋存及开采条件下采场覆岩“竖三带”基础理论,并 通过工程经验依次估算了三带高度,得出影响三带高度变化的主要因素,定量获 得了主要因素相关的三带计算经验公式[19-24]。 从应用效果看,理论计算公式的假 设条件较多,基础性较差,参考价值不高,其指导的应用效果很难达到标准,纯 属理论经验计算已不能满足如今精准开采的理念要求。 本文采用BP神经网络预测, 并采用示踪气体及注水气液两相复合法测定 “三 带“高度,对比考察准确的三带分布范围,以精确指导高抽巷布置参数,提高抽 采效果。 万方数据 第一章 绪论 3 1.2.2 邻近层瓦斯治理技术 瓦斯抽采是治理煤层瓦斯的根本措施, 记录最早实施煤层瓦斯抽采的煤矿是 十八世纪英国的 WhiteHaven 煤矿,自此以后,波兰、苏联、德国、中国等相继 开始实施瓦斯抽采,并开发了多种瓦斯抽采技术。邻近层瓦斯涌出量在多煤层赋 存开采工面中占据绝大比例, 因本煤层开采卸压促进邻近层瓦斯解吸涌向开采空 间, 受风流影响极易造成工作面和上隅角瓦斯超限。邻近层瓦斯治理技术可分为 钻孔类和巷道类,最早波兰 UP 煤矿利用开采层之外的巷道向开采层顶板和底板 的邻近煤层施工扇形分布的穿层钻孔, 在邻近层卸压瓦斯涌动过程中及时进行拦 截,有效截止瓦斯涌向开采工作面,治理效果非常明显;德国卡普豪胜矿最早开 始试验专用巷道抽采邻近层瓦斯,将巷道布置在工作面顶板岩石合理层位, 用于 抽采采空区和上邻近层瓦斯,其抽采能力远大于钻孔抽采能力,邻近层瓦斯治理 技术进一步提升。抽采技术不断革新,我国在抽采技术理论、装备等方面也经过 了长时间的发展,现在各方面推进程均处于世界领先地位,成为了保障矿井安全 生产必要的手段[25-27]。 阳泉矿区为典型的多煤层赋存地质特征,邻近层数量多、瓦斯含量大,受本 煤层大采高开采影响,采场覆岩卸压范围和卸压程度涉及众多邻近层,造成邻近 层瓦斯涌出量具有“快、多、猛”等特点,至上世纪五十年底阳泉矿区进行井工 开采煤炭资源开始,邻近层瓦斯治理一直是该区域重点和难点,当时举全国之力 量不断创新、试验邻近层瓦斯治理技术,先后成功试验了走向穿层钻孔和顶板高 抽巷抽采邻近层卸压瓦斯,有效解决煤层群开采条件下首采工作面邻近层瓦斯, 其中高抽巷的瓦斯抽采率达到 60~70,最高能超过 90, 之后巷道和钻孔联 合强化抽采也逐渐形成体系。以游浩、李宝玉、张福喜[28]为代表的学者,对阳 泉矿区中距离邻近层卸压瓦斯抽采技术运用以及布置参数进行了系统的总结; 娄 金福[12]以阳泉三矿 K8206 工作面为试验点, 基于采动裂隙 “O” 理论, 运用 UDEC 数值软件分析了顶板走向高抽巷的采动变形破坏特征, 针对走向高抽巷的布置方 式及抽采参数提出了优化方案,经过现场试验取得了应有的效果,也验证了采动 裂隙“O”型圈理论的合理性和适用性。刘如铁、张继高[29]分析认为影响走向高 抽巷抽采效果的主控因素有高抽巷的布置层位和抽采系统能力, 以邯郸某矿为例, 根据煤层赋存的实际情况及力学参数, 采用 fluent 数值软件模拟了位于不同层位 处高抽巷的抽采效果,并分析了影响抽采效果高低的主要原因,同时发明水封式 技术改造巷道抽采密封系统,保障系统的抽采能力和抽采时间。 万方数据 第一章 绪论 4 1.3 论文研究目的及主要内容 1阳煤五矿 15 号煤层上覆岩层“竖三带”分布规律研究; 探讨上覆岩层“竖三带”学说,采用 BP 神经网络预测模型训练覆岩性质、 采厚、煤层倾角、工作面走向长度、工作面日推进速度、采煤方法等 6 个影响主 要因素,准确预测“竖三带”高度。同时,采用示踪气体 SF6和分段注水气液两 相复合法现场实测裂隙带高度,以及经验公式估算裂隙带高度,综合对比和验证 了 BP 神经网络预测的准确性和实测的可行性,从而分析覆岩“竖三带”的分布 规律。 2基于本文研究的采场覆岩“竖三带”分布规律的邻近层瓦斯治理技术; 根据回采工作面瓦斯来源及比例, 确定邻近层为工作面瓦斯治理对象和治理 目标层位;根据阳泉矿区邻近层瓦斯治理技术应用效果,综合对比和分析了邻近 层瓦斯治理技术的适用条件和最大抽采能力,通过逐一分类,确定走向高抽巷为 阳煤五矿治理邻近层瓦斯的最优方法;根据 BP 神经网络预测、现场实测、经验 公式测定结果,对比优化 8410 工作面走向高抽巷布置参数,考察抽采效果。 万方数据 第一章 绪论 5 1.4 论文研究技术路线 图图 1.1 研究技术路线图研究技术路线图 Fig.1.1 Research and Technology Roadmap “竖三带”理论研究 “竖三带”高度影响因素 人 工 神 经 网 络 原 理 BP 神经网络预测模型 我 国 冒 高 、 裂 高 统 计 数 据 经验公式法 示踪气体、分段注水气液两相复合法 15 号煤层上覆岩层“竖三带”分布规律 BP 神经网络预测优化8410工作面走向高抽巷 抽采效果考察研究 万方数据 第二章 矿井概况 6 第二章第二章 矿井概况矿井概况 2.1 矿井位置 阳煤集团五矿坐落在山西省平定县城西南方位。井田总体呈现北东向延伸, 由南部和北部两个部分组成, 北部井田从南到北长度接近 9km, 东西方向宽度将 近有 8km,南部井田南北方向长约 6km,东西宽 5km,总面积约 82.5341km2, 地理坐标位于东经 11328′31″~11335′29″,北纬 3741′15″~3748′17″,井田边 界拐点见表 2.1。现有两个生产矿井,分别为五林井和贵石沟井。主井井口坐标 为 X4181336,Y38442409,采矿许可证号 1000000820041(有效期 2008 年 4 月 8 日~2030 年 11 月 11 日) 。贵石沟矿井煤炭生产许可证号 201403210008, 发证机关是山西省煤炭工业局,批准开采 15 号煤,生产能力 680 万 t/a。 万方数据 第二章 矿井概况 7 表表 2.1 井田井田拐点坐标表拐点坐标表 Table2.1 The table of the boundary point coordinates of the well field 序 号 北京 54 坐标(6 度带) 西安 80 坐标系(3 度带) 西安 80 坐标系(大地坐标) X 坐标 Y 坐标 X 坐标 Y 坐标 纬度 经度 1 4175926.000 19723405.100 4172963.417 38458706.769 3741′16.4852″ 11331′54.6321″ 2 4185926.900 19718156.900 4183121.534 38453784.548 3746′45.1040″ 11328′31.4176″ 3 4186033.780 19718084.810 4183230.611 38453715.962 3746′48.6293″ 11328′28.5899″ 4 4187860.740 19719535.690 4185009.086 38455223.864 3747′46.5814″ 11329′29.8134″ 5 4188393.770 19720360.590 4185515.083 38456064.967 3748′03.1395″ 11330′040.812″ 6 4188425.290 19721511.980 4185509.639 38457216.115 3748′03.1596″ 11330′51.1359″ 7 4188305.400 19722616.300 4185354.462 38458315.380 3747′58.3096″ 11331′36.1009″ 8 4188092.400 19723062.400 4185127.389 38458754.157 3747′51.0165″ 11331′54.0823″ 9 4188900.600 19724251.400 4185896.559 38459967.764 3748′16.1577″ 11332′43.5339″ 10 4188958.700 19726371.700 4185886.583 38462087.559 3748′16.1596″ 11334′10.1880″ 11 4187758.500 19726404.600 4184686.677 38462081.929 3747′37.2414″ 11334′10.1837″ 12 4187810.000 19728284.900 4184677.821 38463961.756 3747′37.2280″ 11335′27.0172″ 13 4185559.600 19728346.500 4182428.002 38463951.136 3746′24.563″ 11335′26.9855″ 14 4184622.100 19728101.900 4181499.406 38463676.766 3745′54.0992″ 11335′15.9418″ 15 4184389.900 19728028.100 4181269.834 38463595.609 3745′46.6417″ 11335′12.6674″ 16 4184574.100 19727812.900 4181460.722 38463386.556 3745′52.8029″ 11335′04.0919″ 17 4183818.300 19727368.200 4180720.027 38462918.139 3745′28.7114″ 11334′45.0905″ 18 4183657.800 19727247.400 4180563.579 38462792.333 3745′23.6188″ 11334′39.9799″ 19 4183511.400 19726650.900 4180436.456 38462191.814 3745′19.4071″ 11334′15.4717″ 20 4183231.400 19726658.600 4180156.524 38462190.534 3745′10.3276″ 11334′15.4719″ 21 4183232.600 197256