为解决采动影响下底板巷围岩大变形控制难题,以某煤矿-150 m南大巷为工程背景,综合运用现场调研、数值模拟、理论计算与工程试验等方法,对采动影响下底板巷围岩塑性区恶性扩展机制及控制技术展开研究。结果显示:采动影响下巷道围岩拱顶部位塑性区呈蝶形恶性扩展,这是造成原支护方案失效及巷道产生大变形的主因;通过监测南大巷开挖至上方煤层开采结束全服务周期内围岩各部位最大／最小主应力,明确其演化规律;基于摩尔-库仑强度理论建立的塑性区恶性扩展力学模型,经验证能在一定程度上反映采动影响下底板巷围岩塑性区恶性扩展的力学机制。依据上述研究并结合采动过程中围岩塑性区分布的时空特性,提出以“帮部及底板高预应力锚杆支护+拱顶左肩部位高预应力短锚索支护+拱顶右肩部位高预应力长锚索支护+全断面注浆”为核心的差异化支护方案,现场实测表明该方案可有效保障上方煤层开采期间巷道围岩的稳定性。

巷道围岩应力分布与塑性区范围是巷道支护参数设计时的重要参考指标,基于复变理论获得矩形巷道围岩应力解析解和塑性区隐性方程,运用控制变量法研究不同应力场下巷道围岩应力分布特征及塑性区演化规律,通过与等效圆法思想对比分析巷道局部不规则位置对塑性区分布的影响,并借助数值模拟验证理论分析的可靠性。研究结果表明:矩形巷道周边应力分布存在显著差异,应力环境的改变会导致巷道顶底板与两帮应力呈负相关变化,垂直于巷道轴向的围岩切向应力与径向应力均呈梯度变化,且在巷道围岩浅部区域两者变化幅度较大,随着远离巷道中心距离的增加,变化幅度逐渐放缓并最终恢复至原岩应力状态;巷道围岩塑性区扩展形态的不规则性随侧压系数的减小而逐渐增强,其形态由类椭圆形向类蝶形过渡再向蝶形演化,且理论分析与数值计算得到的围岩塑性区形态具有较高吻合度;复变理论分析与等效圆法分析所得塑性区尺寸及形态存在一定偏差,其中复变理论分析所得塑性区扩展形态与数值模拟更为吻合,这是由于等效圆法在理论分析时对断面形状进行了简化,难以准确反映巷道局部不规则位置的真实应力环境,表明局部不规则位置对围岩塑性区扩展具有显著影响。

针对深埋复合顶板巷道大变形、突发性变形及锚索破断问题,通过试验测试、数值模拟和力学计算,研究复合顶板分层变形特征、支护材料承载过程特性及多层锚固协同性,并提出合理级差的确定方法。研究发现:复合顶板2.4 m以浅岩层呈现弯曲大变形,更深区域为整体小变形,且中部变形量为两侧的2.14倍,表明浅部与中部是支护关键区域;Φ22-500 MPa螺纹钢锚杆延伸率为1×19-Φ21.8 mm和1×19-Φ28.6 mm锚索的2.91倍以上,而锚索强度为锚杆的2.59倍以上,但锚杆弹性延伸率仅占总延伸率的1／7,锚索则接近一半,揭示不同支护材料难以完全协同承载。基于岩层变形与支护材料特性,将支护级差问题转化为杆体长度与岩层变形协调的问题,定义多级支护协同因子,确定支护长度设计原则:各级支护需适应岩层变形,最小支护长度超过压力拱高度,最大长度不超出其可控岩层厚度,且上级支护许可变形量大于下级,据此提出多层锚固合理级差的确定方法。现场应用表明,该研究支撑的三级支护方案能有效控制复合顶板变形,对类似条件巷道支护具有参考价值。

为探究纵向节理发育煤层孤岛工作面回采巷道的稳定性控制问题,以黄岩汇煤矿 15115 孤岛工作面回采巷道为工程对象,针对叠加孤岛工作面与煤层纵向节理发育的双重不利条件,开展不同节理发育特征下巷道围岩变形规律及控制技术研究。通过分析确定合理煤柱宽度为10 m,发现节理倾向与工作面走向夹角90°时巷道变形量最大,45°时最小,30°和60°时变形量居中。随着节理长度的减小,巷道变形量呈先增大后减小的趋势,当节理长度为1.1 m时变形量达到峰值。随着节理密度的增大,巷道变形量逐渐增大,节理间距为0.4 m时煤柱左帮出现剥落破坏。基于纵向节理发育煤层破坏特征,提出“多维度、多级别、高强度预锁紧”支护技术,现场监测数据表明,该技术可有效控制巷道表面位移及锚杆(索)拉应力变化,保障巷道在回采期间的稳定性。

为解决我国西部地区深立井钻井井筒“一钻(扩)成井”的支护难题,提出采用新型超高强钢筋活性粉末混凝土(RPC)井壁结构。首先,基于量纲分析法推导超高强钢筋RPC井壁结构模拟试验相似准则;搭建井壁模型三轴加载与测试系统,并以C70高强钢筋混凝土钻井井壁为对照组,开展标准养护和蒸压养护制度下的相似模型试验,研究该新型井壁的力学特性与破坏特征。结果显示,超高强钢筋RPC井壁的混凝土环向应变较C70钢筋混凝土钻井井壁增加82.97％～119.02％,呈现典型延性压剪破坏特征,且在外荷载作用下RPC抗压强度提高系数达到1.226～1.339。然后,利用Bresler八面体应力理论建立超高强RPC强度准则及抗压强度提高系数计算公式,结合量纲理论与回归分析法构建新型井壁极限承载力计算公式。最后,结合因素定量分析发现,钢筋配筋率对新型井壁极限承载力提高贡献有限。同等条件下,采用新型超高强RPC140筑壁材料较C70高强混凝土,钻井井壁承载力提高69.3％、支护深度增加65.1％。研究结果对实现我国西部地区深立井钻井井筒快速施工具有重要工程应用价值。

灌注式锚固材料性能是厚层预应力全长锚固作用效果的关键影响因素,为此研发出适用于煤矿巷道二次灌注式全长锚固的水泥基锚固材料,测试可分散乳胶粉在不同添加量下材料的物理力学变化特征,表征其微观结构与官能团变化规律,并对比该锚固材料与常规水泥锚固材料的浆岩界面微观结构,阐明乳胶粉对水泥基锚固材料的物性影响机制与改性机理。物性测试显示,可分散乳胶粉添加能显著提升水泥基锚固材料黏结强度(最大值达3.5 MPa),但会降低抗压与抗折强度,同时延长材料凝固时间、增加流动性及折压比。微观结构与水化产物测试结果表明,可分散乳胶粉添加后形成的乳胶聚合物覆盖于水化产物表面,延缓水泥水化进程,减少水化物生成量,进而延长材料凝胶时间并提升流动性,且胶粉添加显著增加水泥基锚固材料体系内多尺度结构的孔隙量,共同作用导致材料强度降低。界面微观结构测试证实,乳胶聚合物在基体材料表面形成化学键结合,有效增强锚固材料与岩体界面的黏结力。

以山西吕梁兴县地区煤下铝资源为研究对象,采用理论分析、物理模型试验与数值模拟方法,系统研究了上覆残采煤柱下铝土矿柱的失稳致灾机理及其影响因素。研究结果表明：上覆残采煤柱宽度和煤铝层间距是影响铝土矿柱稳定性的关键因素;当煤铝层间距较小时,因上覆残采煤柱底板集中应力、矿柱应力集中及超前支承应力的叠加效应,铝土矿柱群易发生高应力集中与冲击失稳;当煤铝层间距大于18.5 m或残采煤柱宽度大于40 m时,铝土矿柱的应力集中效应才显著降低,稳定性得以提升,厘清了残采煤柱下铝土矿柱集中应力的动态变化规律。据此,鉴于兴县某矿煤铝实际最小层间距为28.2 m,认为下行开采铝土层是安全的。分析了煤下铝矿柱回采接近至上覆煤柱边界时,若上覆老采空区下的矿柱群无法有效分担载荷,会导致矿柱群链式失稳及层间岩层近45°斜式剪切破坏特征,揭示了残采煤柱下铝土矿柱失稳机制。提出了煤铝共采条件下的安全防控措施,为复杂煤铝叠置资源的安全高效开采提供了理论支撑和工程参考。

采用相似实验模拟31114工作面开采覆岩运动特征,基于关键层“砌体梁”结构理论,分析强矿压显现诱因,划定强矿压显现区域,核算液压支架合理支护载荷。研究结果表明:工作面开采覆岩基本顶关键层与层间关键层周期性破断、垮落,产生大、小周期来压。工作面推进80 cm和152 cm时,开切眼和工作面附近覆岩测线8和测线11上非编码点沉降位移断崖式增大,开切眼附近覆岩测线上非编码点沉降位移曲线斜率更大;且矿压显现尤为强烈,支架承载应力迅速增至极大峰值4.35 MPa。工作面实体煤下开采大、小周期来压步距约为30 cm和15 cm,均较上覆采空区区域周期来压步距(25 cm和12 cm)略有增加,而大周期来压强度较为缓和,支架承载应力为3.65 MPa。建立覆岩关键层破断关键岩块“砌体梁组”结构力学模型及失稳判据,识别基本顶关键层破断关键岩块“砌体梁”结构为回转变形失稳类型,层间关键层破断关键岩块“砌体梁”结构可发生剪切滑落失稳或回转变形失稳。阐明等效开采厚度增加,关键层破断关键岩块“砌体梁组”结构同步失稳,覆岩垮落行程增大诱发整体台阶下沉,矿压剧烈显现。同时,确定工作面进上覆采空区60 cm和出上覆采空区12 cm临近区域为强矿压显现区,并算得液压支架支护载荷不小于17 319.58 kN时,覆岩关键层破断关键岩块“砌体梁组”结构滞后工作面失稳、垮落,强矿压发生于后方采空区内,有效缓解工作面压力,为浅埋近距离煤层工作面开采强矿压显现控制提供重要的理论参考依据。

针对巨厚覆岩层导致采场矿山压力大,矿压显现明显的问题,采用数值模拟和相似实验方法,分析了不同回采阶段巨厚覆岩层内各关键岩层采动应力场分布特征,对比研究了正常回采和预制裂隙回采条件下采场巨厚覆岩层破断运移特征,提出了基于定向钻孔的采动应力场下巨厚覆岩层分区水压致裂关键技术。研究表明:回采期间,受采动支承压力影响,巨厚覆岩层内垂直应力逐渐超过水平应力;在巨厚覆岩层应力集中区和原岩应力区进行水压致裂能够分别制造竖直和水平水力裂隙;预制裂隙能够改变巨厚覆岩层破断形式,增加上覆岩层垮落高度。工程实践表明,采动应力场下巨厚覆岩层分区水压致裂能够有效减小工作面来压步距,降低工作面支架阻力,为工作面安全生产提供保障。

针对渭北石炭-二叠系煤田深部煤层开采面临的奥陶系灰岩承压水突水问题,以董家河煤矿带压开采工作面为工程背景,采用理论分析、数值模拟与现场实测相结合的方法,系统研究了接续开采工作面底板破坏演化规律。研究表明:多层底板岩体破裂理论解得接续开采工作面比首采工作面底板最大破坏深度增加2.68 m;数值模拟显示,相较于首采工作面,接续开采条件下煤柱支承压力峰值显著提高,最大值达到30 MPa,且塑性区范围明显扩大;现场声波测试显示,区段煤柱最大塑性区长度为8.37 m,现场压水测试得出23503采空区底板最大破坏深度为15.85 m;钻孔应变测试数据测得23502工作面底板最大破坏深度为18.5 m。理论计算与数值模拟及现场实测结果较为吻合,研究结果可为相似深部带压开采工作面安全生产提供参考依据。

随着煤层埋深与开采强度的增大,对工作面产生灾害影响的覆岩高度范围也相应增大,亟需开展全柱状(全地层)覆岩运动的变形规律研究。本文以某个千米埋深冲击地压矿井为研究对象,通过布置地面钻孔并在其内部埋设分布式光纤,从而实现全柱状覆岩运动变形的原位监测。对监测得到的分布式光纤应变曲线进行分析,发现光纤应变断点具有显著分层性,其层位与理论判别的关键层层位具有一致性,原位验证了关键层判别的准确性;另外,还发现分布式光纤应变断点与微震事件能量跃升具有协同变化特征,基于此更精准地确定了全柱状覆岩内部对微震事件能量产生显著影响的关键层层位(距煤层顶板97 m)。采用Back-Propagation (BP)神经网络模型对全柱状覆岩运动的分布式光纤应变断点趋势进行预测,结果表明该模型能够在已知少量光纤断点数据的基础上对后续光纤断点的变化趋势进行准确预测。本方法对全柱状覆岩运动变形特征的研究提供了新思路,同时对煤矿冲击地压等动力灾害事故预警研究也具有指导意义。

综合采用理论分析、工业性试验等方法,构建了应力、水压非均匀分布下底板隔水层组协同变形力学模型,分析了单一因素、多因素交互效应下采动底板等效渗透率响应特征,提出了底板承压含水层原位保护可行性定量评估方法。结果表明:采动底板隔水层挠度随水压、推进距离、工作面长度的增大而增大,和倾角呈近似线性负相关;采动底板等效渗透率以35°为临界点,随着倾角的增大呈现出先增大后减小趋势,由挠度主导向中性层应变主导转变;软硬互层底板可有效抑制底板变形与底板等效渗透率;构建了汾源煤矿采动底板等效渗透率多参量响应模型,确定了底板等效渗透率影响因素敏感性排序:水压>面长>推进距离>水压-水压>水压-面长;水压、面长较大时,煤层倾角、推进距离对底板等效渗透率的影响显著增强;以水质、水量为评价指标,汾源煤矿5-103大倾角高承压工作面实现了底板水原位保护。

以榆树湾巨厚土层覆盖区特厚煤层保水开采为背景,研究了近场薄基岩与远场巨厚土层采动覆岩破坏及稳定性规律,并通过数值模拟分析了不同采动条件下远近场覆岩应力场演化及下沉规律。结果表明:巨厚土层整体协调下沉及采动应力恢复“滞后”是工作面差异性矿压显现的主要原因;煤层开采厚度为5.0 m时,导水裂隙带发育高度为117.80～138.90 m,裂采比为23.56～27.78;巨厚土层采动裂隙易压实闭合,表现出显著的隔水性能自修复现象。基于此,提出了分层开采顶板再生、分层与充填协同开采、放顶煤或大采高、隔水层注浆再造4种保水采煤方法,并通过物理相似模拟研究了覆岩导水裂隙发育规律及高度。研究结果为特厚煤层保水开采提供了理论依据和工程参考。

为实现锂渣等多种固废的资源化、高性能化利用,推动矿山绿色充填材料技术的发展,采用Box-Behnken响应面法设计,以碱模数、碱掺量与胶凝材料比例为变量,以抗压强度为响应指标,分析了各因素的主效应与交互作用规律。基于X射线衍射、傅里叶变换红外光谱和扫描电镜-能谱测试,揭示了碱激发锂渣复合膏体充填材料强度形成机理。研究结果表明:碱掺量是影响强度的关键因素,掺量越大,强度越高;碱模数较低时,更有利于强度发展;优化的锂渣和粉煤灰掺量则能够起到调控和协同强化作用。对充填材料配合比寻优得到,碱模数为1.38、碱掺量为20％、锂渣∶粉煤灰∶矿渣比例为12∶38∶50时,可最大程度消纳锂渣的同时保证强度。碱激发作用下,锂渣、粉煤灰和矿渣中非晶SiO₂和Al₂O₃溶解,释放大量的Si⁴⁺和Al³⁺离子,形成以C-(A)-S-H和N-A-S-H为主的三维交联凝胶网络,是材料强度形成的核心机制;锂渣在该体系中,能够调节离子供给平衡、增强凝胶结构的稳定性,并对水化过程起到补充和优化的作用。

露天煤矿边坡形态参数的精准识别与安全评价是保障矿山安全生产的核心环节。针对传统人工巡查与单点测量法效率低、覆盖面有限、难以实现边坡形态参数超限定量核查与综合安全评价问题,提出了一种基于无人机三维点云的露天矿边坡形态参数自动化提取与安全评价方法。以内蒙古自治区与陕西省交界处的51座露天煤矿为研究对象,利用无人机激光雷达获取各矿山高精度三维点云数据,通过坡度阈值分类、形态学骨架化及局部曲线拟合技术,实现了边坡地块分割、坡顶和坡底线提取及台阶高度、平台宽度、台阶坡面角与工作帮坡角的全覆盖网格化计算。参照国家矿山安全标准,构建了露天矿边坡形态安全综合评价指数(SMSI),量化了4类(台阶高度、平台宽度、台阶坡面角及工作帮坡角)超限风险的等级与权重。研究结果表明:51座露天煤矿中,绝大部分矿山存在边坡形态超限重大风险,其中不乏工作帮坡角超限现象,平台宽度严重超窄现象更为频发;矿群1 的SMSI平均值(12.05)和标准差(9.31)最大,边坡形态安全问题最为严峻且各矿差异较大;研究区内小型民营矿山边坡形态超限安全隐患较为突出,亟需集中监管。研究成果可大幅提高边坡形态参数提取效率,降低人工详查成本,为矿山企业及监管部门提供精准的边坡形态超限风险分级与监管优先级依据。

针对三维地质建模时基础数据不足及特殊地质构造造成的建模难题，提出了一种基于平面地质图等易获取数据的新型构造建模方法。通过设计走向控制和产状约束的构造面控制点批量生成算法，实现了构造面不规则三角网的创建；结合轴向对齐包围盒碰撞检测等计算几何方法，设计了空间拓扑关系重构算法，有效解决了构造面接触关系及断层网络拓扑构建问题，形成了一套从数据生成、存储到三维模型构建与可视化的完整技术流程。实际应用表明，该方法有效解决了三维地质建模基础数据匮乏的问题，能够准确构建断层网络、急倾斜地层等复杂地质构造区域的三维地质模型，原理简单、实现便捷，对现有三维地质建模方法体系具有重要的补充价值。

针对多孔爆破岩石破坏机制及起爆方式选择问题,建立了多孔柱状装药爆破应力传播叠加及岩石累积损伤力学模型,对比分析了不同起爆方式下岩石损伤破坏及爆破震动效应,并在新疆某矿开展了5种起爆方式下顶板深孔爆破工程试验,对爆破震动响应特征进行了监测分析。结果表明:所构建的力学模型能够实现多炮孔柱状装药同时起爆所激发的爆炸应力波叠加传播过程的定量求解,揭示了顺序起爆方式下岩石在多轮爆炸应力波作用下累积损伤破坏机制,数值模拟结果验证了该力学模型的正确性;多孔同时起爆方式下岩石爆破损伤破坏程度和范围均更大,随着起爆炮孔数量和装药量的增加,爆破所诱发的煤岩体震动强度逐渐增强;新疆某矿同时起爆一组扇形孔(4个)时所诱发的爆破微震震源能量达到1.1×10⁶ J,接近临界安全值,并且强烈爆破震动诱发煤体瓦斯瞬间涌出,易导致巷道瓦斯浓度超限。综合考虑爆破防冲效果、爆破震动控制和施工效率,确定了该矿合理的顶板深孔爆破起爆方式。

煤-热共采技术能够有效改善井下作业环境,将矿井热害转化为清洁地热资源,对矿产资源的可持续开发具有重要意义。通过将高温煤层预冷与地热能提取相结合,提出了注水压裂采热方法，系统研究了钻孔布置、裂隙发育及注水参数对取热和预冷效果的影响。研究结果表明:钻孔长度和孔距的增加虽然能提升可采热量,但会降低系统能效;压裂比率存在最优区间,适度增大可改善效果,过度提高反而产生负面影响;注水参数的“高压低温”策略有利于提高瞬时效率,但会影响总取热量;在固定注水量条件下,注水温度对预冷效果影响最为显著;而在相同注水时间下,裂隙网络密度成为决定预冷效果的关键因素。研究结果为优化煤-热共采系统提供了重要理论依据。

针对矿井瓦斯爆炸源反演问题,分别构建了一维循环神经网络(RNN)和二维卷积神经网络(CNN)深度学习模型,对不同测点位置及超压数据下的爆炸源强度和位置进行反演研究。通过分析瓦斯爆炸超压随距离的衰减规律,利用一维RNN模型处理时间序列数据的优势,实现了瓦斯爆炸源强度和位置的反演。将研究扩展到二维空间,进一步设计了可同步处理测点位置与最大超压数据的二维CNN模型,针对已有瓦斯爆炸数据进行了反演。研究结果表明：所构建的深度学习模型在测试工况上表现出显著的反演准确性，测试工况的均方误差值为0.000 3,决定系数(R²)值为0.883 1,误差显著低于基线模型,且反演结果与真实工况结果高度一致。研究成果为巷道瓦斯爆炸事故预防与控制提供了有效的技术支撑。

为探究不同CO₂压力下受载煤体能量演化规律及破坏特征,采用MTS816岩石力学加载系统搭配自主研制的可视化气固耦合试验装置,开展不同CO₂压力下煤体单轴压缩试验,阐明受载煤体力学参数和能量密度随气压的变化规律,并借助数字图像相关法(DIC)及CT扫描技术,从细观层面剖析CO₂对煤体裂纹扩展和破坏模式的影响。结果表明:不同CO₂压力下煤体应力-应变曲线可分为4个阶段,其峰值强度和弹性模量随CO₂压力增加均呈二次函数减小;随着CO₂压力的增加,煤体峰值点处总能量和弹性能分别以指数型和二次函数型降低,而煤体耗散能则以二次函数型提高;基于DIC结果发现,煤体表面应变场演化规律受气固耦合效应影响显著,表面应变场随气压增加由单一应变集中带向多个无规则主应变集中带转化;CT扫描结果显示,高CO₂压力会导致煤体内部裂隙网络趋于复杂化,破坏特征也由低气压下的张拉破坏变为复合型破坏,且煤体裂隙面积、体积、分形维数等裂隙表征参数均与气压呈正相关;不同气压下,煤体弹性能耗比均呈急速增加—快速下降—平缓增加—急剧陡增的变化趋势,煤体弹性能耗比在峰值前后分别出现连续阶梯状突变和急剧突变,表明煤体内部裂隙相互贯通并产生宏观裂隙,使煤体失稳破坏,丧失承载能力。