为探究沟谷区域极近距离煤层群采空区下下层煤采动规律,以宁夏白芨沟煤矿0102104工作面为背景,采用理论分析、数值模拟及现场原位测试相结合的方法,对工作面前方应力演化规律、巷道变形特征及山体裂隙演化规律等进行研究。研究表明:极近距采空区导致的层间顶板损伤破坏是造成该范围内采动应力、围岩变形及超前影响区显著较小的直接原因。山体裂隙发育受工作面上覆采空区赋存条件和山体产状共同影响,其发育特征较两者独立作用均有所不同;巷道围岩变形可分为“围岩稳定区—线性上升区”两部分;工作面前方采动应力在采空区影响范围呈“原岩应力—近线性增长”两阶段演化,在单一煤层采动时呈“原岩应力—近线性增长—阶跃式下跌”3阶段演化。研究成果可为类似地质条件下煤炭安全开采提供理论参考。

我国露天煤矿产量现已突破10亿t,约占全国产煤总量的23％,已步入世界露天采煤大国行列。多数露天煤矿开采程序为分区开采,并在采场内进行排土回填，开采方向两侧的端帮边坡随工作帮与内排土场推进而呈现出“形成—掩埋—消亡”的周期性演化规律。端帮下压覆的煤层在被内排土场掩埋后难以二次开采,导致该部分资源永久浪费,国内外学者已就回收端帮压煤做出了积极探索与实践。对靠帮开采、端帮采煤、相邻采区(采场)协调开采这3类主要方法展开综述,介绍了方法形成的背景与发展历程,归纳了方法应用场景,回顾了方法研究成果,讨论了方法所面临的技术难点,提出了靠帮开采与端帮采煤技术的研究方向,并结合国内露天开采行业发展方向,提出了5种端帮压煤回收构想,为资源进一步回收利用提供了研究思路。

针对千米深井“三下”特厚煤层安全开采问题,采用理论分析、模拟分析和工程实测相结合的方法,构建了顶板动态非均匀组合弹性地基梁力学模型,探究了各分层开采顶板覆岩及充填体移动变形特征与围岩应力演化规律,揭示了深井厚煤层多分层充填体围岩协同承载机理。结果表明:膏体充填开采各分层顶板挠度呈对称分布,挠曲线中部出现明显的“平底”形态,顶板峰值正弯矩在支架后方待充区,峰值负弯矩在前方煤体,两者随上向分层开采逐渐增加;上向分层充填开采顶板重复扰动,下分层充填后顶板下沉量稳定值为上分层开采的起始值;下分层、中分层、上分层充填体压缩量分别为100,340,250 mm;下分层充填后边界煤柱的超前支承压力峰值与中分层、上分层的峰值叠加,使其超前支承压力峰值出现温和异常值;充填面推进距离相同,下分层工作面前方出现了明显的应力集中现象,应力逐渐转移至下分层工作面边界煤柱,且工作面应力增高区和降低区的范围逐渐增大;下分层充填工作面支架工作阻力未出现周期性的波动,支架后方7.0 m的顶板下沉趋于稳定,最大下沉为280 mm,充填体压缩率为2.3％左右,充填体支撑效果良好。

从实验角度研究了不同侧限压力、温度及酸根离子浓度条件下的膏体-围岩接触面的剪切强度演变规律,并采用一系列微观实验揭示了不同因素对接触面强度的影响机理,研究发现温度对接触面强度的提升主要是通过促进胶凝材料水化反应实现,而高养护压力能够增大排水条件下膏体充填体的有效应力和基质吸力,酸根离子对接触面的影响体现在减缓水化反应和增加膏体围岩接触面积两个方面。研究结果对于建立膏体-围岩接触面本构模型以及后期的充填配比优化都具有重要意义。

为实现矿压动力灾害治理的主动超前预控,提出了地面区域压裂卸压技术手段。通过分析孤岛工作面覆岩破断结构特征及其矿压作用,揭示了地面区域压裂控制强矿压机理。以塔山煤矿14 m特厚煤层孤岛工作面为工程背景,设计采用地面水平井分段压裂技术对高位厚硬岩层进行区域压裂改造,压裂缝网宽度200～300 m,缝网高度50～70 m,达到体积压裂效果。现场监测表明:巷道围岩最大变形量不足400 mm,未发生跳跃式／台阶式冲击变形,工作面支架阻力始终保持低值,杜绝了孤岛工作面强矿压动力显现。论文研究成果表明,地面超前区域压裂有望从源头上解决坚硬顶板工作面动力灾害难题,实现矿井的安全高产高效开采,具有实用价值和现实意义。

钻孔卸压是最常用的局部防冲措施,但钻孔煤岩的力学和冲击倾向特性研究尚不充分。论文开展钻孔试样单轴压缩试验,分析孔径对钻孔煤岩力学性能、冲击倾向特性及声发射特征的影响,得到的合理卸压参数于内蒙古某矿强冲击倾向煤层进行应用验证。研究表明:孔径试样宽度比增大,试样峰值强度线性降低,弹性模量几乎不变,软化模量先快速下降后趋于平缓,模量比呈抛物线型降低;引入塑性影响弱化系数,修正钻孔卸压煤岩峰值强度影响模型;剖析力学和冲击倾向特性影响因素,基于AE特征、力学和冲击倾向特性变化规律确定合理的孔径试样宽度比为0.16;合理钻孔卸压参数能显著降低工作面煤体的冲击危险性。研究可为冲击倾向性煤层卸压参数确定提供依据和技术支撑。

双巷掘进小煤柱护巷工艺中，保留巷道受两次工作面采动影响,尤其是第一工作面对其影响最甚。在深部厚煤层坚硬复合顶板的复杂地质条件下,保留巷道不仅矿压显现更加明显,还极易诱发强矿压现象。为防控双巷掘进小煤柱护巷工艺中保留巷道大变形及强矿压灾害,以赵庄煤业为背景,结合厚煤层坚硬顶板上覆岩层运移破断规律,提出“切顶爆破+预裂爆破+水力压裂”的综合卸压方案;运用理论分析、数值模拟与现场试验等方法,对卸压孔深度、卸压孔角度、导向孔直径等参数展开分析与优化设计;在赵庄煤业1313工作面进行现场应用,结果表明,该方法能够有效降低深部厚煤层坚硬复合顶板条件下双巷掘进小煤柱护巷工艺中保留巷道受工作面采动的影响。

相较于浅埋煤巷，深井煤巷面临高地应力与强采掘扰动等高风险因素,巷道维护难度明显增大。为探究深井煤巷围岩在不同采掘扰动影响下的变形响应机制及其控制技术,以城郊煤矿二水平西翼回风大巷为研究背景,通过现场实测分析巷道在实体煤侧单向掘进、采空区侧单向掘进、采空区侧对掘贯通的变形特征,建立巷道围岩结构力学模型,揭示采掘扰动下巷道围岩响应机制。运用FLAC^3D模拟不同采掘扰动形式下巷道围岩应力集中程度、塑性区发育范围、能量集聚程度,并量化表征采掘活动响应强度。结果表明:在上述3种采掘扰动下,巷道煤帮移近量分别为46.24,120.10,147.36 mm,比值为1∶2.60∶3.19;巷道断面收缩比例分别为2.4％,12.1％,23.0％,比值为1∶5.04∶9.58;最大应力集中系数分别为1.31,3.10,3.59,比值为1∶2.37∶2.74；煤帮塑性区深度分别为2 215.2,3 564.4,5 105.3 mm,比值为1∶1.61∶2.30；最大弹性变形能分别为159.4,355.1,458.2 kJ。在时间上，对掘工作面推进增大了工作面前方掘进稳定巷道的收缩比(最大增加10.8％),煤帮塑性区发育(最大增加712.3 mm),巷道周边围岩的应力、弹性应变能向深部转移(最远分别转移1 062.8,1 627.5 mm)且增大(最大分别增加3.44 MPa,70.1 kJ);在空间上,对掘贯通不同程度增大了巷道前后(120 m左右)围岩变形量、塑性区发育深度、应力和围岩能量,并使高应力和能量向深部转移。在实体煤处掘进后，巷道围岩应力和能量向两帮深部转移,巷道收缩,塑性区发展。在采空区处掘进后，护巷煤柱处应力、能量释放并向实体煤侧转移,巷道煤帮塑性区发育较深。基于对掘巷道变形特征，提出对掘贯通处支护优化方案:顶板采用锚网带支护,配合高预紧力高强锚杆、锚索及钢筋网护顶护帮强化支护,有效控制了顶板离层，并抑制了围岩变形,实现了深井煤巷围岩稳定性控制。

该研究介绍一种新型高阻大变形吸能锚杆。该锚杆通过独特的吸能结构设计,并结合注浆锚固工艺,可在高阻力状态下实现大变形并具备高吸能能力,对巷道围岩大变形展现出良好的适应性。为探究矿用螺纹钢锚杆吸能结构的工作性能,开展实验室试验。结果表明,矿用螺纹钢锚杆吸能结构呈现高阻大变形的工作特性,且随着吸能结构长度和围岩强度的增大,其稳定工作阻力增大。以100 mm长螺纹钢锚杆吸能结构为例,对高阻大变形吸能锚杆的工作性能展开理论分析,结果显示,吸能结构锚杆的高阻大变形可达米级,1 000 mm自由段行程对应的吸能能力可达190 kJ／m。此外,对吸能结构螺纹钢锚杆的工作性能进行现场初步测试。结果表明,吸能结构锚杆的高阻大变形特性会因围岩和锚固状态的差异而有较大不同。裂隙围岩中吸能结构锚杆的拉拔力整体显著低于完整围岩中吸能结构锚杆的拉拔力。在完整围岩中,吸能结构锚杆在高阻工作阶段的拉拔力波动较大,这对锚杆的稳定工作不利。在锚杆杆体自由段增加塑料包裹层,是解决该问题的有效途径。

采动巷道围岩控制一直是采矿领域面临的一大难题。受工作面回采的影响,采动巷道围岩结构演化具有显著的时空差异性。采用破坏应力比作为巷道围岩结构稳定性的表征参量,给出围岩非稳定状态的判定依据,并深入分析围岩力学性质、区域应力场、支护强度及断面形状等因素对巷道围岩结构稳定性的影响。最后,以实际现场工程为背景,对采动作用下回采巷道围岩结构的演化规律展开研究。研究结果表明,采用破坏应力比来表征巷道围岩结构的稳定性具有较高的灵敏性,所划分的围岩结构状态与实际工程情况具有较强的一致性。研究还发现,围岩力学性质和区域应力场的分布特征对巷道围岩结构稳定性状态的影响极为显著,且当巷道侧压系数远离1时,围岩非稳定区的分布形态经历由圆形到椭圆形再到蝶形的演化过程。然而,支护强度和断面形状对巷道围岩结构稳定性的影响有限。当巷道侧压系数大于1时,工作面回采扰动会致使巷道内帮围岩结构的稳定性急剧变差,而对巷道外帮的影响相对较小。

为研究泥岩锚固结构水化失稳机制,基于不同含水率条件下软岩锚固单体力学试验与细观数值模拟,分析水化作用下软岩锚固单体宏细观力学特性。宏观层面,随着含水率的增大,泥岩锚固结构承载能力降低,不同应力水平下饱和含水率锚固单体试样强度降幅达65.04%～70.41%,锚固结构破碎程度提高,破坏模式由“渐进式”向“突变式”转变。细观层面,泥岩颗粒模量与黏结抗拉强度分别降低91.4%和94.2%,砂岩颗粒模量与黏结抗拉强度分别降低84%和65.8%,水化损伤的加剧会削弱颗粒间的黏结强度并改变黏结受力状态,损伤更容易发育扩展,导致锚杆-岩石、岩石-颗粒间的变形约束能力劣化,岩石颗粒的运动变形能力提升;且水化作用会降低锚固结构的储能极限,使得黏结断裂所需外部输入的能量减少,导致锚固结构整体强度减弱。

针对千米深井近距离煤层沿空巷道，在深部高地应力及多次开采扰动影响下，出现强烈非线性大变形这一难题，以平煤四矿己_16-17-31020回风巷作为研究对象,首先综合运用理论分析与数值模拟方法，确定沿空巷道的煤柱宽度，并进一步分析己_16-17-31020回风巷失稳破坏的原因，揭示其围岩承载结构的形成机制，最终提出适用于己_16-17-31020回风巷的围岩控制技术。综合理论分析和数值模拟结果表明：综合考虑围岩应力水平与围岩破碎程度，己_16-17-31020回风巷合理的护巷煤柱宽度为6 m；己_16-17-31020回风巷围岩变形的应力驱动路径呈现为顶、底板变形引发巷帮失稳，而低预紧力和低锚固可靠性是导致该回风巷变形失稳的主要因素。依据己_16-17-31020回风巷失稳破坏原因及其锚固承载结构形成机制，提出“顶帮多级承载结构+损伤修复”的锚注联合支护技术。现场工业试验证实了该技术方案具备合理可靠性。

为探究废弃矿井地下水库人工坝-煤组合体强度劣化失稳机制,建立考虑倾角与含水共同作用的组合体强度劣化失稳模型,开展5种倾角和3种含水率下的组合体单轴压缩试验,分析倾角与含水共同作用下人工坝-煤组合体强度、裂纹演化及失稳破坏特征,探讨倾角、含水率及其共同作用下人工坝-煤组合体强度失稳机制及其主控因素。构建考虑人工坝-煤组合体“三区”强度、界面粗糙度与界面黏结特性的强度模型,并验证模型可靠性。与干燥试样不同,饱和试样平均单轴抗压强度在0°～60°时逐渐减小,在60°～90°时逐渐增大,在60°达到极小值,水的存在降低了单轴抗压强度转折点。在倾角与含水率共同作用下,人工坝-煤组合体在界面倾角30°～45°之间存在“饱和诱失点”,而在45°～60°之间存在“干燥诱失点”,这是“三区”强度共同作用的结果。随着界面倾角增大,人工坝-煤组合体逐渐由以拉-剪复合破坏为主转变为界面滑移破坏。分析CR-90试样时,除考虑“三区”强度外,人工坝与煤体的变形差异诱发的界面不均匀变形也是决定其破坏模式的关键因素。含水会削弱人工坝-煤组合体“三区”强度,不仅会侵蚀、润滑和软化人工坝区与煤区的力学特性,还会影响界面连通区稳定性,降低界面粗糙度,继而削弱界面黏结特性,使人工坝-煤组合体整体稳定性降低。基于Drucker-Prager强度准则,建立人工坝-煤界面区强度表达式,定性分析界面区破坏失稳的多因素性,综合认为界面应力状态是导致人工坝-煤组合体强度失稳的主要因素。不同倾角下，含水人工坝-煤组合体在界面倾角为0°～45°，45°～60°和60°～90°时,影响组合体强度失稳的主控因素分别为界面倾角、含水率和界面倾角。研究成果可为废弃矿井地下水库人工坝煤组合体的稳定性控制提供理论依据。

针对褶曲构造区围岩采动应力分布不均造成的应力集中区易诱发强矿压灾害,以张双楼煤矿74104工作面为背景,基于数值模拟和现场监测对褶曲构造区围岩采动应力演化规律和分布特征进行了研究。研究表明:褶曲构造区围岩特征点(脊点、槽点、拐点和转折端)附近区域应力集中程度高于其他区域。工作面回采过程中,特征点应力集中程度最严重位置一开始位于拐点处,其次是脊点、槽点和转折端;随工作面推进,脊点及其附近转折端处应力集中程度逐渐增大最终成为集中程度最大区域,集中系数达2.08,其次是拐点和槽点及其附近转折端处。对于曲率越大的褶曲构造区,工作面回采后,其应力分布越不均匀,褶曲轴部和两翼拐点处的应力集中程度高;反之,曲率越小,回采后其应力分布较为均匀。针对74104工作面褶曲构造区围岩特征点(脊点、拐点)高应力集中区,提出了顶板预裂爆破卸压技术,并采用数值模拟和微震监测对卸压效果进行评价。结果表明:褶曲构造区顶板预裂爆破后,特征点(脊点和拐点)区域应力集中程度分别降低了37.5％和39％,最大微震能量降低了66.7％。降低了该区域强矿压灾害风险,保障了工作面安全开采。

孔周破碎-裂隙煤体注浆后形成注浆体与破碎煤体复合的组合煤体,其渗透特性是影响钻孔抽采瓦斯效果的关键因素。为探究这类组合煤体的渗透特性,采用改进的LFTD1812型三轴渗透仪,开展了双组合煤体下位级配与上位高度变化的三轴逆序渗透试验,系统分析了孔隙率、流速、渗透率及其在多级加载下的变化规律。研究表明:随着渗透压升高,上位煤体对渗透速度的抑制能力呈现出强抑制、过渡和弱抑制3个阶段,且该抑制能力为试样的固有属性。轴压对组合体试样渗透的抑制作用弱于上位煤体,但随着上位煤体高度h的增加,轴压的抑制效果显著增强。组合体试样渗透过程受渗透压影响较大,其随着渗透压增大存在线性减小和指数型降低两种趋势。渗透基质颗粒越大,阻塞区域范围越广,“水塞”效应越明显,但当渗透压超过一定阈值后,“水塞”效应消失。此外,组合体下位Talbol指数n2与标准试样Talbol指数对渗透规律的影响不同,n2增大会导致试样渗透率降低且变化范围缩小,使渗透过程趋于稳定,表现为显著的渗透抑制作用。

InSAR技术应用于地表沉陷监测主要面临两个技术问题:其一,雷达视线方向(LOS)形变是一维形变,需借助地表移动规律性模型解算地表三维形变,存在参考模型选择合理性和融合解算问题;其二,矿区大梯度形变通常超出了InSAR技术的监测能力,导致大梯度形变区出现整周相位缺失的失相干现象。针对以上问题,提出了一种基于参考相位修复法和单轨InSAR形变计算模型的大梯度形变矿区地表三维形变计算方法,具体步骤如下:基于地表移动概率积分模型(PIM)获取形变区参考相位,通过InSAR观测干涉相位与参考相位求差得到剩余缠绕相位,解缠后叠加参考相位实现形变相位的修复;基于PIM模型推导地表移动矢量俯角和方位角公式,结合LOS向形变解算地表三维形变。针对形变量达数米的剧烈大量级形变区域,其更大的形变梯度可能超出参考相位修复法的适用范围,提出了一种基于PIM融合法的大量级形变计算方法。以上湾煤矿采厚8.8 m高强度开采的12401工作面为研究对象,Sentinel-1A为数据源,采用上述方法进行地表大梯度形变InSAR监测研究。研究结果表明:Sentinel-1A InSAR干涉图解缠的最大相位为-6.7 rad,修复后相位最大值为-337.37 rad,成功修复了大梯度形变区域的形变相位;通过解算,研究区地表三维移动盆地最大下沉值为1 551 mm,最大水平移动值为754 mm,下沉值精度RMSE为53 mm,水平移动值精度RMSE为37 mm,实现了矿区大梯度、大量级地表三维形变的精细化监测;基于PIM融合法计算大梯度形变矿区地表三维形变,最大下沉值和水平移动值分别为6 101和2 541 mm,下沉值精度RMSE为153 mm,水平移动值精度RMSE为67 mm。

为推动煤矸石基地质聚合物(CGGP)的应用研究,分析了胶凝固结原煤矸石骨料的全煤矸石基地质聚合物固结体(CGGPC)力学性能和环境友好性。采用单轴抗压强度、扫描电镜、核磁共振和电感耦合等离子体质谱分析了固结体的力学性能、微观结构及重金属浸出特征。结果表明:添加骨料后,固结体抗压强度均不同程度下降;随着骨料粒径由0～1 mm增加至1～5 mm和5～10 mm,固结体抗压强度先减小后增加,5～10 mm骨料较1～5 mm骨料能形成更有效的承载结构;微观形貌显示固结体的界面过渡区随骨料粒径增加而增大,但5～10 mm骨料固结体中地质聚合物表面更加完整连续;固结体压缩破坏符合脆性破坏特征,其中未经机械活化的全煤矸石基地质聚合物组(0h-CGGP组)脆性相对更强;固结体中重金属离子均有不同程度浸出,但浓度低于我国水质量标准和危险废物浸出毒性标准,说明该材料具备环境友好性。

脆性岩石断裂失稳一直是岩石力学领域科学研究和工程应用的热点。为研究层理方向对含预制裂纹页岩断裂特性的影响,对不同断裂模式(以预制裂纹角度α表示)和含不同层理倾角(β)的页岩开展半圆盘三点弯曲静态加载破坏试验,揭示了层理方向对试件峰值载荷、断裂特性及临界起裂角的影响规律。结果表明:试件强度、断裂韧度和破坏模式随着断裂模式和层理倾角的改变而表现出差异性,裂纹扩展方向和试件断裂模式受层理倾角影响,当β=0°时,试件裂纹均沿着贯穿层理的方向扩展,随着β的增大,试件裂纹由垂直于层理扩展逐渐偏向沿层理方向扩展;当断裂模式相同时,临界起裂角θ_m随着β的增大而普遍增大,且随着断裂模式的改变,即α由0°变化为54°,β对θ_m的影响程度加剧;最大切应力(MTS)断裂准则可作为试件起裂的判断准则。

燃空区覆岩稳定性是煤炭地下气化工程安全、连续、高效生产的重要保证,温度效应是诱发燃空区覆岩失稳的关键因素之一,探究温度与升温速率对岩石物理力学性质的影响，对涉及煤炭地下气化的岩土工程稳定性而言具有重要意义。对砂岩试样进行不同温度与升温速率热处理,分析砂岩物理特性参数变化规律,开展单轴压缩试验获得砂岩峰值强度和弹性模量,并结合X射线衍射仪(XRD)、电子扫描显微镜(SEM)和能谱仪(EDS)对不同温度和升温速率下砂岩矿物组成及微观结构特征进行研究。结果表明:砂岩质量损失率与温度呈正相关,与升温速率呈负相关,体积膨胀率和波速减小率与温度和升温速率均呈正相关;峰值强度和弹性模量随温度的增加呈先增后减的变化特征,温度为500 ℃时达到最大值,砂岩微观形貌显示,500 ℃前,微裂隙长度基本不变,宽度减小,温度超过600 ℃,新裂隙逐渐萌生并随温度升高不断扩展并贯通;热冲击程度与总加热时间的动态博弈决定了不同升温速率下砂岩的峰值强度,当温度在600 ℃以下时,升温速率对砂岩峰值强度的影响甚微,当温度大于600 ℃时,热冲击影响大于总加热时间,砂岩内部产生更多的微裂纹,导致其强度降低。研究成果可为煤炭地下气化燃空区覆岩稳定性分析提供理论依据。

为实现逆断层瓦斯富集区高效持续抽采,降低煤与瓦斯突出风险,通过综合理论分析、物理相似模拟试验、数值仿真及现场抽采瓦斯工程实践等方式开展地面压裂直井井位优选研究。借助UDEC离散元数值模拟软件,研究上下盘不同开采顺序下煤岩渗透率的演化规律,发现按照上盘—过断层—下盘开采顺序对逆断层区域渗透率的卸压幅度最大,形成了完整的采动裂隙通道,初步确定了井位应布置在逆断层下盘;构建了低渗煤层水力压裂半径反演计算模型,确定地面压裂直井水压裂缝扩展至断面的井位与断层最大间距为150 m;通过物理相似模拟试验与UDEC数值仿真试验,沿工作面走向,研究了逆断层活化状态对井壁稳定性的影响范围,得出地面压裂直井至少与逆断层保持68 m间距才可以保证井壁稳定;通过顶板力学与弹塑性力学理论推导了过断层时井壁可能出现的4种不同形态裂缝的判别公式;沿工作面倾向,开展了“O”形裂隙圈宽度计算,得出地面压裂直井井位与回风巷的水平间距应不超过31.6 m;明确了下盘地面压裂直井井位沿工作面走向与逆断层的间距为68～150 m,沿工作面倾向与回风巷水平间距在31.6 m以内。现场布置压裂直井实施瓦斯抽采，有效降低了逆断层瓦斯富集区煤与瓦斯突出危险性。

为提高采煤工作面瓦斯涌出量的预测精度,针对其影响因素多、数据非线性程度高等问题,提出了一种基于二次分解和双向门控循环单元的瓦斯涌出量预测方法(CVB)。首先,运用完全自适应噪声集合经验模态分解(CEEMDAN)对瓦斯涌出量数据进行一次分解,利用模糊熵计算分解后的各分量复杂度,采用捕鱼优化算法(CFOA)参数优化后的变分模态分解(VMD)对高复杂度分量进行二次分解;然后,将分解后的所有子序列输入到洪水优化算法(FLA)参数优化后的双向门控循环单元(BiGRU)模型中进行预测;最后,将各子序列的预测结果叠加,得到最终瓦斯涌出量预测结果。为验证所提出的瓦斯涌出量预测模型的有效性以及集成不同分解算法和预测算法的合理性,对比分析了多种单一模型和组合模型的预测效果。结果表明:所提出的CVB模型在各项评价指标上均优于其他11种对比模型,ERMSE,EMAE,EMAPE和R2分别达到了0.23,0.17,0.35和0.99,说明该组合模型具有较强的泛化能力和鲁棒性,同时也验证了其在瓦斯涌出量预测中的有效性和适用性。