深井综采面沿空留巷围岩受多重应力叠加作用,冒顶、帮鼓等问题亟待解决。以车集煤矿2611工作面沿空留巷为工程背景,采用理论分析、模拟分析和现场试验监测等方法,探究锚杆、锚杆-锚索、锚杆-锚索-补强锚索等不同支护方式下动压区沿空留巷围岩变形特征。基于顶板回转下沉弯矩叠加理论,构建动压区沿空留巷围岩结构力学模型,创新推导顶板弯曲下沉量计算公式,结合不同支护方案确定巷道顶板下沉量;充分考虑FLAC3D与UDEC软件特点,对比模拟分析切顶与不切顶条件下沿空留巷围岩应力、变形特征,阐明锚杆、锚杆索及补强锚索与围岩相互作用关系,其中补强锚索支护具有强预紧力、长作用距离及应力传递的作用,能有效抑制顶板离层,致使围岩峰值应力向深处转移。现场监测结果表明,沿空留巷补强锚索支护后顶板下沉量为90 mm,保障了深井综采面安全高效开采。

以弹塑性理论为基础推导出考虑巷道支护阻力作用的三维应力场下的围岩塑性区近似解。以羊场湾煤矿160206回风巷道为工程背景,采用理论分析及数值模拟的方法,研究支护阻力对巷道围岩塑性区尺寸的影响。研究表明:围岩塑性区形态为“类蝶形”或“椭圆形”时,支护阻力的提高对围岩塑性区的控制效果较为显著;当围岩塑性区形态为“蝶形”时,支护阻力的提高对围岩的控制效果有限。锚杆、索支护的主要作用是将上部破碎岩层悬吊在稳定岩层中,控制围岩的非连续变形。叠加采动影响巷道的稳定性控制思路主要为:调控围岩应力环境、改变支护结构和蝶叶敏感区重点支护。基于该控制理念,对160206回风巷道叠加采动影响区提供加强支护方案,巷道围岩稳定性得到显著提高。

为阐明沿空留巷超前预裂卸压机理并指导预裂钻孔布置,建立混凝土支柱沿空留巷卸压数值模型,模拟分析预裂角度和预裂高度对留巷围岩应力与支柱顶面压缩量的影响规律,证实工作面超前预裂对沿空留巷具有卸压减沉效果,揭示沿空留巷超前预裂卸压机理,提出预裂钻孔布置原则,并进行工程验证。研究结果表明:工作面超前预裂对沿空留巷具有显著的卸压减沉效果,卸压效果主要体现在降低留巷周边围岩的应力集中;工作面超前预裂通过人工制造预裂带切断留巷上方侧向悬顶内的厚层坚硬顶板,从而切断采空区上部覆岩载荷传递路径,减小侧向悬顶对留巷的施压,实现留巷卸压;留巷卸压减沉效果与预裂角度或预裂高度之间具有正相关性。预裂钻孔倾角应尽可能大,预裂钻孔长度应使钻孔尽可能多地穿越厚层坚硬顶板,至少应高出垮落带上方第1个基本顶;何家塔煤矿50108工作面采用混凝土支柱沿空留巷技术回采,预裂钻孔倾角为80°,预裂钻孔垂深为29.0 m,超过第2个基本顶,端头支架平均压力相比无预裂降低29%,卸压效果显著,留巷效果较好。

锚固软岩力学特性是深部软岩巷道围岩稳定性控制的重要依据。基于离散元软件PFC,构建能够模拟深部软岩力学行为的Burgers黏结模型,并建立拉-压复合应力下的预制裂隙锚固软岩数值模型,以探究不同裂隙倾角下锚固软岩中锚杆力学特性、锚岩力学特性及新增裂隙倾角分布规律,最终建立含拉拔荷载、裂隙倾角参数的轴向应变线性回归模型,从而对锚固软岩轴向应变发展规律进行一定预测。结果表明:不同倾角裂隙会使裂隙处的锚杆轴力值、表面剪应力值产生不同程度减小,当裂隙倾角为45°时,二者减小程度最大,此时拉-压复合应力使锚固体在锚杆-岩体接触界面处的破坏倾向性达到最大;随着预制裂隙与锚杆夹角的减小,锚固体轴向应变量逐渐增大,且拉-压复合应力作用过程中其轴向应变量与裂隙倾角值、拉拔荷载值呈明显线性关系;随着预制裂隙与锚杆夹角的减小,新增裂隙数量逐渐增加,其中裂隙倾角大多呈45°与135°左右,少有垂直或平行于锚杆的裂隙产生。

为探究软弱缓倾层状岩层隧道围岩结构变形与失稳机制,通过大比例相似模型试验,采用自主开发的岩土计算机视觉量测系统 PhotoInfor进行围岩变形时空演变过程观测分析,并通过建立围岩结构力学模型探讨围岩失稳机制。研究结果表明:软弱缓倾层状隧道围岩变形的空间分布特征是首先在拱顶处产生裂纹,随着围岩荷载增加,左右拱肩出现垂直于层理面方向的裂纹并与层理面及拱顶裂纹贯通,进而形成剪切楔并最终塌落导致围岩失稳;缓倾层状岩体存在顺层偏压现象,在荷载作用下围岩结构变形明显左右不对称,在时间演变特征上表现为经历顶板断裂、拱肩失稳和隧道坍塌3个阶段;根据试验现象观测,提出可将隧道围岩顶板与拱肩岩层处分别简化为受均布荷载的简支梁、悬臂梁和受非均布荷载的简支梁力学模型,以此揭示了软弱缓倾层状隧道的围岩结构变形与失稳机制。

针对无煤柱自成巷中,切顶护帮支架作为控制顶板变形、保证碎石帮稳定的关键手段,存在造价成本高、数量较少、只能作为临时支护接续使用的问题，提出以圆钢管轻骨料约束混凝土支顶护帮柱(CCLC)替换切顶护帮支架的支护技术。开展CCLC与现场常用支护结构U29型钢的偏压力学性能对比试验,结合数值计算方法,研究不同截面参数和材料强度对CCLC力学性能的影响。结果表明:在相同含钢量的情况下,CCLC试件的极限承载力为U29型钢试件的1.95～2.25倍,初始刚度为U29型钢试件的1.34～1.77倍;在不同钢管壁厚、钢管外径、混凝土强度和钢材强度方案中,CCLC极限承载力增长率分别为29％～106％,173％～954％,4％～14％,15％～28％,钢管外径对CCLC的极限承载力的影响更为显著。基于上述研究成果,综合考虑性价比及现场施工情况对CCLC进行选型设计,并在工程现场应用约束混凝土支护技术,取得良好的应用效果。

为了合理确定覆岩切顶作业中的孔间距和切顶线位置参数,采用理论分析方法,探索顶板应力综合作用下的切顶孔间距计算依据,指导覆岩切顶线位置选择。研究表明:深孔爆破致裂范围有限,理论炮孔间距是炮孔直径的10～15倍;爆破实践中,较小的孔间距能够取得较好的平面切顶效果,但考虑顶板应力的综合作用,100倍炮孔直径的间距条件下,同样观测到了明显的定向裂缝;深孔爆破提高了顶板破裂损伤程度,通过定义切顶线位置系数,揭示了顶板应力综合作用原理,该系数取值越大,切顶位置选择越灵活,切顶时机越宽泛。切顶作业中,采用90 mm大直径炮孔,当炮孔间距为2 m时,切顶位置至少超前悬梁末端0.6个来压步距;当炮孔间距为8～10 m时,切顶位置越发靠近悬梁固支端,切顶位置受限,顶板应力将发挥主要断顶功能。

为揭示复合坚硬顶板深孔爆破组合放顶规律与机制,基于弹性力学理论,建立了“四周固支”“三端固支、一端简支”和“混合形式”顶板简化力学模型,分析了不同支撑形式和参数下顶板的变形破坏规律;基于同忻煤矿8210工作面实际地质条件,提出了“开切眼+两巷”深孔爆破组合切顶方案,设计了组合切顶技术参数,并开展了现场工程验证。结果表明:厚硬顶板的厚度对顶板完整性影响很大,尤其是对于地层中存在较厚坚硬顶板或复合顶板的条件下,采用单一开切眼切顶并不一定能实现顶板断裂,还要辅助巷道侧向切顶才能有效断顶。“开切眼+两巷”组合爆破切顶能有效减小厚硬顶板悬顶面积,基本顶初次垮落步距控制在了40 m左右,相较于以往工作面缩短了50％以上,实现了厚硬顶板大面积悬顶的有效治理。该研究可为同类地质条件下工作面顶板灾害的治理提供理论基础，为厚硬顶板下煤层的安全开采提供技术指导。

科学准确地预测采动应力场的空间分布对矿井动力灾害的预警与防治意义重大,但现有预测方法对覆岩关键层的赋存和破断运动特征研究不足,并不适用于覆岩存在典型厚硬关键层和多层关键层的开采条件。将弯曲下沉带和实体煤侧裂隙带关键层分别简化为多层叠合无限长和半无限长弹性地基板,采空区侧裂隙带破断关键层简化为多层叠合“砌体梁”,建立了基于采动覆岩关键层“板-梁”结构的应力场预测模型,提出了不同层位关键层下采动应力和采场支承压力的平面分布预测方法,验证了亭南煤矿和海孜煤矿采动应力实测结果与矿压显现规律。揭示了采空区尺寸和关键层厚度对应力场的影响规律,阐明了注浆充填控制厚硬关键层下高采动应力集中的力学机制及控制效果。研究发现，海孜煤矿Ⅱ1024工作面120 m厚的火成岩关键层仅将其35.1％的载荷传递至采空区中心,导致高采动支承压力集中的情况。注浆充填技术可将该比例提高至93.9％,使应力集中系数由1.90降至1.17,影响范围由309 m降至138 m,保障了工作面的安全开采。

通过网格化建模,采用无监督聚类算法提取时空相关性特征,得到了支架阻力数据的连续性标记结果,并将工作面来压集聚性区域剥离了出来。基于支架阻力数据的连续性标记结果,将同一循环中分类值最高的标签作为此循环的标签,可得到工作面来压的周期性分布曲线,进而实现对周期来压特征参数的全程序化求解。同时衡量动压系数和来压持续循环数两项指标,可以实现对不同强度来压的分类。研究结果表明,与现场人工观测所得周期来压特征相比,本文方法所得来压判别结果准确率为90.91％,成功率为100％,证明了所得结果的可靠性。在来压强度分类方面,准确判别出了现场被标记为较强烈的来压,并实现了对被标记为强烈来压的细粒度划分,从而实现了对来压分类的科学精准判识。

利用gprMax软件建立了煤岩介质雷达探测数值分析模型,研究了雷达超宽中心频率探测下煤层相对介电常数的变化特征,揭示了煤岩体相对介电常数与孔隙度、含水率及探测雷达中心频率间的相互影响关系。研究结果表明:煤层相对介电常数随着雷达探测中心频率升高而降低,低频率阶段下降较快,并随着中心频率进一步升高逐渐趋于定值;而煤岩相对介电常数随其孔隙度增大而减小、随含水率增加而增大,且含水率变化对煤岩相对介电常数影响更为显著,同时高频雷达波对煤岩介质含水率变化更加敏感。研究结果可为进一步推动雷达探测技术在煤岩界面识别中的应用提供基础。

应力-损伤-渗流耦合作用下弱胶结地层采动覆岩渗透性演化是影响矿井保水开采的重要因素。以新疆伊犁四矿21103工作面弱胶结地层条件为背景,选取侏罗系弱胶结泥岩、砂岩,在分析全应力应变过程中弱胶结岩石渗透率变化规律的基础上,明确了弱胶结岩石孔隙结构、矿物组成对其渗透性的影响机理,建立了弱胶结岩石应力-损伤-渗流耦合模型,研究了采动弱胶结覆岩渗透性演化规律。结果表明:围压5 MPa内,弱胶结岩石初始渗透率高,压密阶段渗透率大幅下降,最大降幅达91.5％,这与其初始孔隙率高、孔径大直接相关。同时,弱胶结岩石最大渗透率及残余渗透率与初始渗透率相比增幅较小,最大比值分别为4.51和4.17,这与岩石中高岭石、蒙脱石等水敏矿物遇水膨胀泥化造成部分导水裂隙弥合有关;基于弱胶结岩石基质可压缩融合、破裂等假设,定义了损伤变量D,建立了弱胶结岩石应力-损伤-渗流耦合模型,有效表征了弱胶结岩石初始渗透率高而残余渗透率增幅较小的渗透特性;工程尺度下,弱胶结地层采空区在工作面回采后快速压实闭合,出现渗透率恢复区,且该区域渗透率仅为初始地层的1.1～1.2倍。当工作面连续推进长度大于面长时,覆岩渗透率增高区由“马鞍形”演化为“双V形”,并集中分布于开切眼前方及工作面后方25～30 m范围。研究结果可为弱胶结地层保水开采提供指导。

煤体的宏观损伤破坏本质上是由其微观组分和微缺陷结构的力学行为决定的,通过单轴压缩试验和颗粒流数值计算对煤体宏观-微观损伤破坏特征进行分析，同时,基于Weibull概率分布函数建立了描述煤体宏微观损伤的本构方程。研究结果表明：在单轴压缩过程中,受加载煤体内部微裂隙结构单元起裂、扩展和演化影响,形成了AE信号的偶发、发展和高峰阶段;煤体进入屈服阶段后,内部损伤速率加快,导致AE累计事件方差和自相关系数增加,这些指标可以预测未来加载过程中煤体的损伤破坏进程;外部载荷作用导致内部微裂隙结构单元不断扩展和演化,并表现出明显的宏观损伤破坏特征;通过类比煤与瓦斯突出过程,提出了受载煤体准备、启动、发展和停止阶段损伤破坏过程。

运用图像处理技术和有限元-离散元耦合方法(FDEM),构建了考虑矿物非均质的二维岩爆试验数值模型,参照岩爆试验加卸载方式和边界条件，模拟不同卸载速率条件下花岗岩岩爆试验,分析模型失稳破坏过程、裂纹扩展和能量转化特征,探究卸载速率对花岗岩岩爆特征的影响机制。研究结果表明:卸载速率越小,模型和试件破坏程度越低,动态破坏现象越不明显。卸载速率越低,裂纹扩展多发生于卸载过程中,并趋于30°～50°倾向扩展,张拉和拉剪混合裂纹占比减少,剪切裂纹占比增加，模型呈宏观剪切破坏。在失稳破坏阶段,上部加载板向模型输入大量的外力做功,可释放变形能全部释放,导致耗散能和动能突增,当卸载速率小于门槛值（1 MPa／时步）时,外力做功和动能水平明显下降,而耗散能水平略微提升,不同的能量变化率有所降低,能有效降低岩爆的突发性。

针对三河尖关闭煤矿地下空间稳定性和封闭性问题,对其顶板砂岩试样开展三轴伺服渗透试验并同步开展声发射监测,研究不同围压下试样应力、应变、声发射和渗透率变化规律,分析渗透率与应力-应变和声发射的关联关系,在特征应力识别的基础上探究变形过程中岩石破裂类型和最终破坏模式。结果表明:随着围压增大,峰值强度、破坏应变、弹性模量和残余强度逐渐增大,围压由5 MPa增至15 MPa时, 其增幅分别为68.17%,49.18%,17.26%和60.13%;空隙渗透率和破坏过程中的最大渗透率逐渐减小,但数量级未变;破坏时剪裂纹占比逐渐增大,破坏形态由单侧剪切破坏变为双侧剪切破坏。渗透率随应变的变化可分为略微下降、基本稳定、缓慢上升和快速上升4个阶段,缓慢上升阶段后出现数量级变化。裂纹体积法和渗透率取值法可对试样特征应力进行较好识别,但声发射受渗流作用的影响较大,无法对闭合应力和起裂应力进行有效识别。

利用碱激发煤气化渣充填料浆(ACP)封存CO₂能实现煤气化渣资源化利用和CO₂封存目标,但CO₂封存对ACP流变性有负面影响,探索了十二烷基硫酸钠(SDS)作为引气剂对ACP流变性和CO₂封存性能的调控作用。研究表明:掺入SDS后,ACP内形成大量的气泡,气泡可封存CO₂并为碳酸钙的生成提供成核位点,同时具有“降黏和滚珠润滑”效应,因此,SDS能显著改善ACP的CO₂封存量和流变性能。SDS的最佳掺量为2％时,ACP的CO₂封存量达到最大,屈服应力、塑性黏度和回滞环面积达到最小值。然而,掺入过量SDS时,由于气泡的破裂融合,ACP的比表面积和孔隙体积下降,CO₂封存量减少,润滑效果变差。此外,碳足迹分析发现,SDS掺入可显著减少ACP的碳排放量,达到碳减排目标。

露天矿有人设备的难预测、难控制性是影响无人卡车运输安全的重要因素。为实现无人卡车与有人设备的安全交互，利用无人卡车的可控制性,以“空间换安全”为核心思想,提出了安全协调作业策略。策略将交互作业划分为非平行作业(设备一动一静)与平行作业(设备同时作业)。非平行作业旨在建立设备安全区域及合理作业流程,以实现无人卡车和有人设备安全交互;平行作业则是建立基于分段行车许可控制的动态安全区域控制策略及速度控制策略,实现安全交互;提出了多设备间的平行作业策略,搭建了多智能体仿真模型验证。结果表明:设计逻辑可以有效监测到设计存在的4种潜在冲突,并做出相应的速度控制策略,解决了无人卡车与有人设备的安全冲突;对比感知停车策略,交叉冲突下还可提升运输效率约71％。研究可为露天矿无人卡车安全常态化运营提供一定的理论基础。

地质力学模型试验是研究岩土工程问题常用的一种手段,选择合适的相似材料及配比是保证模型试验成功的关键。为研究废弃煤矿软岩巷道开展压缩空气储能的可行性及其应用效果,基于相似理论和正交试验方法,以水泥和石膏为胶结材料、砂为骨料,通过大量室内试验配置一种能够满足孔隙度、弹性模量、强度等要求的相似材料。研究各因素(砂粒径、膏砂比、灰砂比、水砂比)对相似材料物理力学参数的敏感性,并应用于废弃煤矿巷道压缩空气储能物理模型的研制与试验。开展不同工况(循环次数、气体压力、地应力)下储气库围岩-衬砌复合结构充放气试验。研究结果表明:试验所得的相似材料物理力学参数变化区间较大,可以满足煤矿巷道软岩压缩空气储能物理模型试验要求；灰砂比在相似材料单轴抗压强度、抗拉强度、弹性模量、泊松比、内摩擦角和黏聚力方面起主要作用,灰砂比和膏砂比对相似材料密度和孔隙度影响起主要控制作用。所研制的物理模型能够有效模拟储气过程中围岩-衬砌复合结构的变形规律,为废弃煤矿软岩巷道开展压缩空气储能研究提供借鉴。

为解决深部松软高瓦斯煤层深孔预裂爆破增透时存在的问题,提出了底板岩层爆破增透方法,搭建了双向加载气固耦合爆破相似模拟实验系统,开展了普通药包、聚能药包和控制孔爆破的对比实验。结果表明:普通药包爆破后能量大部分作用于底板岩层,对底板造成过度破坏,无法有效致裂上方煤体;布置控制孔爆破后测点拉应变峰值明显增大,煤体形成大量拉伸裂纹,损伤范围增大;聚能药包爆破后静载作用时间增加,聚能方向爆破裂纹集中扩展。聚能药包爆破后对底板的破坏减少了26.67％,对煤体的损伤提高了167％,有效致裂煤体的同时减少了对底板的破坏。使用ANSYS／LS-DYNA软件对普通药包和聚能药包耦合控制孔爆破进行对比分析,结果表明:聚能药包耦合控制孔相较于普通药包爆破,可在爆破孔和控制孔连线形成“倒三角形”应力集中区域,对煤体的损伤率提高了85.37％,对底板的损伤率减少了32.07％,爆破效果明显优于普通药包。研究成果对深部松软高瓦斯煤层爆破增透具有一定的参考意义。