为明确不同支护结构锚固岩体力学特性，以万福煤矿千米深井巷道为工程实例，采用现场调研、室内试验、理论分析和数值模拟相结合的方法，分析软岩巷道围岩变形破坏机制，揭示锚固岩体的结构强化强度及韧性效应。通过室内试验得到巷道所处中砂岩强度为80 MPa，应变为0.3%，2G-NPR锚索恒阻值约为420 kN，延伸率达到约27%。通过相似理论确定锚固岩体及支护结构力学参数，结合数值模拟分析不同岩石强度下无锚固、不同支护结构（锚索、锚索+钢带、锚索+钢带+锚网）锚固岩体力学特性，结果表明：随着锚索、锚索+钢带、锚索+钢带+锚网支护时强度提升率不断增大，峰值振铃计数不断降低，具有显著结构强化强度效应。同时由于2G-NPR锚索高强高韧的力学特性，2GNPR支护结构锚固岩体强度、韧性提高率、岩体损伤降低率均优于PR支护结构锚固岩体，其中2G-NPR锚索+钢带+锚网支护后强度、韧性提高率、岩体损伤降低率最为显著。进一步探究不同岩石强度下锚固岩体力学特性，随着岩石强度的增加，不同支护结构锚固岩体强度提高率及韧性提高率不断降低，由于2G-NPR锚索延伸率远高于PR锚索，PR支护结构锚固岩体韧性提高率处于较低水平，2G-NPR支护结构锚固岩体韧性提高率维持在较高状态。

超前液压支架对现代综合机械化长壁工作面具有较好的适用性，能促进工作面的高效生产，但在工作面推采前移过程中对顶板反复加卸载易导致锚杆（索）外露端弯折甚至失效，不利于沿空留巷的控制与复用；同时薄煤层工作面垮落空间有限，顶板的顺利切落更依赖于切缝面的减阻设计。以西卓煤矿1410工作面回风巷沿空留巷围岩控制为工程背景，针对超前段支护体强度衰减、留巷段围岩应力及变形大、补强支护单体难回收的问题，提出“主动支护+应力调控”的联合控制技术思路。通过离散元模拟研究不同采高条件下顶板裂隙发育规律，分析切顶参数对留巷段围岩稳定性的影响；结合有限元模拟与现场工业性试验验证联合控制技术的有效性。结果表明：相同切顶参数条件下，顶板裂隙发育程度与采高呈正相关，薄煤层工作面切顶后，顶板难以沿预裂面垮落，需要适当增大切顶角度以增加切缝面处的拉应力。围岩应力并不随切顶角度与高度的增大而呈线性关系，而是呈现先减小后增加的特征。当切顶角度为15°、切顶高度为5 m时留巷段围岩控制效果最优，最大集中应力为26.5 MPa；当切顶高度为7 m时，起主要承载作用的中粒砂岩基本顶被切断，顶板破断扰动范围及程度扩大，导致围岩应力集中程度增加，最大为31.6 MPa。基于数值模拟与现场试验确定巷道超前补强支护技术方案，巷道围岩变形得到有效控制，顶底板累计移近量为503 mm，两帮移近量为373 mm，巷道成功复用于接续工作面。

我国西北地区丰富的深部煤炭资源是国家能源安全的重要保障，其典型富水岩层中冻结深立井建设是实现深部煤炭资源安全持续开采的重要前提。在冻结深立井建设过程中，按现行规范设计的冻结双层复合井壁存在井壁厚度激增问题，并由此带来掘砌荒径增加、抗裂防渗性能劣化、工程成本过高等工程难题。为此，基于“内、外壁夹层注微膨胀浆实现联合承载”的创新设计理念，提出一种新型双层联合井壁结构形式，并以陕西高家堡煤矿进风井为原型，依据相似理论开展双层井壁壁间注浆和联合承载超大型物理模拟试验研究，模型井壁尺寸为Φ2 180 mm×3 500 mm，获得不同加载阶段井壁-黏结层的应力-应变演化特征，揭示内、外层井壁联合承载的机理。结果表明：壁间夹层中注微膨胀浆可实现良好的内、外壁黏结效果，7 MPa注浆压力条件下形成的黏结层预压应力可达2.3 MPa；相较于传统的双层复合井壁，新型双层联合承载井壁的抗变形性能显著提升，同尺寸下环向变形和竖向变形标定系数分别提高约52.0%和76.4%。研究结果表明，壁间夹层注微膨胀浆可实现立井内、外壁联合承载效果，黏结层的预压和强约束作用将相对独立的双层井壁转化为具有更高承载力的双层联合井壁承载结构，显著优化井壁厚度，旨在为冻结深立井安全、经济设计和施工提供理论支撑。

为解决邻近工作面沿空巷道中小煤柱受多重采动叠加应力作用下围岩变形控制难题，本文以五沟煤矿1010-3回采工作面为研究对象，通过理论分析构建双采空区下煤柱应力分布、单边及双侧采空煤柱应力分布及破坏力学模型，计算分析煤柱应力叠加特征；运用数值模拟、相似模拟试验研究1010-3风巷掘进及工作面回采期间巷道变形与煤柱应力演化规律，结合现场地质条件制定围岩控制体系，并开展现场工程试验。研究结果表明：沿空掘巷小煤柱承受的荷载主要受煤柱宽度及两侧采空区倾向距离影响，双侧采空煤柱应力受两侧采空区应力叠加作用，与单边采空存在显著差异；支护前，巷道掘进完成时煤柱应力集中于前后端及掘进中部，工作面回采过程中煤柱应力呈非对称双驼峰分布，推进至120 m时，后峰变化显著，工作面回采超过140 m后应力峰值向采空区中部转移，巷道顶板变形峰值始终位于工作面推进距离的中部；支护后，煤柱应力峰值增大，但顶板位移峰值显著减小，且随着回采量增加，支护对变形的抑制效果更显著。现场应用“尺寸优化-结构补强”协同控制体系后，巷道掘进期间顶底板最大变形165 mm、两帮95 mm，回采期间顶底板最大变形599 mm、两帮496 mm，变形量处于合理范围，验证了该方案在邻近工作面多重采动条件下的有效性。

针对特厚煤层综放开采条件下窄煤柱沿空巷道强矿压显现及围岩稳定性控制难题，以塔山矿8220工作面5220回风巷为工程背景，结合理论分析、数值模拟与现场实测，基于极限平衡理论及内外应力场理论确定煤柱的合理宽度参数，构建沿空巷道围岩变形数值模型，研究采掘过程中围岩应力演化、位移分布及塑性区扩展规律，开展巷道支护参数优化设计。结果表明：上区段工作面回采后，覆岩关键层断裂形成砌体梁结构，最小煤柱宽度为7.15 m，内应力场范围为15.22 m，巷道宽度为5 m时最大煤柱宽度为10.22 m，最终确定煤柱宽度为8 m；数值模拟结果显示，采掘不同阶段巷道围岩应力与位移场均呈明显非对称分布，煤柱侧围岩受到的采动影响更为显著，而实体煤侧承载性能则相对稳定。基于沿空巷道围岩变形破坏特征，提出整合顶板主动支护与巷帮加固的分区非对称锚杆（索）协同支护方案，现场应用表明该方案能显著改善围岩稳定性，实现对沿空巷道全服务周期围岩稳定性的有效调控。

随着我国浅部煤炭资源的逐渐枯竭，极近距采空区的遗煤资源成为问题突破的途径之一。基于真三轴试验与声发射监测技术，研究了注浆结构与围岩组合体在三维应力条件下的力学响应与裂纹演化特征。试验结果表明，注浆加固显著改善了破碎顶板的力学性能，与纯注浆方案相比，注浆结构与围岩组合体的峰值强度提高了55.23%~80.58%，其中注浆50%+泥岩50%组合体的峰值强度为69.87 MPa，弹性模量提高了92.88%~123.37%。声发射分析显示，注浆结构能够有效延缓裂纹局部化过程，特别是在50%注浆+泥岩50%组合体中，b值转折应力变化表明裂纹扩展得到了有效控制。基于注浆结构的增强机理，提出了针对破碎顶板的分级协同控制方法，通过超前注浆和长短注浆锚索支护技术相结合，对不同破碎带的变形实施精准控制，显著提升了巷道围岩的稳定性。

为提升敞开式TBM在煤矿井下的小半径转弯能力，本文建立掘进系统几何模型，分析主梁长度、铰接转角、间隙距离等参数对最小转弯半径的影响，结果表明主梁长度与最小转弯半径呈正相关，而与铰接转角呈负相关。同时，构建皮带机动力学模型，提出跑偏风险指标λs，辨识出皮带输送量是抑制跑偏的关键因素，且在小半径区间内风险随半径减小急剧上升。据此，提出结构优化与控制策略：在掘进系统中优化铰接结构以增强转向能力，在出碴系统中通过调整皮带机架弧度与加装防跑偏托辊提升稳定性。该方案在孙疃煤矿成功应用，实现90 m级小转弯半径掘进，缩短了掘进工期，验证了优化方案的有效性，为煤矿TBM选型与巷道设计提供了理论依据与工程可行路径。

采用理论分析、数值模拟、现场实测等方法，建立了房式煤柱采动破坏失稳理论模型，揭示了上覆房式采空区采动破坏失稳机理，通过有限元-离散元耦合模型，分析了采动过程中不同宽度房柱式煤柱应力演化特征及破坏规律。建立了以层间距、集中应力传递深度、煤柱与巷道压覆关系为指标的灾害定量判别模型，揭示了不同层间距下应力传递形式对下伏工作面致灾类型的控制机理。结合石圪台煤矿与沙坪煤矿的工程案例进行了实证分析。由沙坪煤矿9303工作面数值模拟结果可知：房式煤柱受重复采动影响，房式煤柱宽度小于10 m时其破坏呈现显著的超前特征；10~15 m时房式煤柱应力处于临界失稳状态；宽度大于15 m时表现为滞后破坏。结合石圪台煤矿3-1-2煤层地质参数计算可知，层间距小于煤柱顶板破断临界厚度，将导致下伏工作面出现压架及巷道变形事故，从而提出下伏工作面增强支护或房式煤柱采取预裂爆破等措施。本研究有望为类似地质条件房式采空区下安全开采与灾害防治提供定量化判别依据。

老挝固体钾盐矿采用房柱式开采工艺，存在盘区接替紧张、回采率偏低的技术难题。为进一步提升盘区钾盐回采效率及安全性，设计了分层开采空顶采矿法、分层开采嗣后充填法及一次采全高嗣后充填法3种开采技术方案，并对各方案下采场稳定性进行了系统研究。结果表明：分层开采嗣后接顶充填方案的综合性能最优，可最大限度降低开采过程中岩体失稳风险，应力分布呈显著规律性，且整体应力水平较低、波动幅度较小；位移分布从一盘区至十盘区呈明显的空间梯度规律，围岩位移量逐步递增，上分层整体位移均值远低于下分层，且位移分布更集中；从作用机制来看，接顶充填结构使荷载在岩体中均匀传递，可有效削弱局部区域应力集中效应，显著抑制岩体持续变形，降低采场关键区域位移峰值。研究结果为老挝固体钾盐矿采场稳定性提供了数据支撑，对提高采场开采效率和钾盐回采率具有重要意义。

为解决目前大埋深、复杂构造、强回采速度等多条件影响下采掘作业冲击危险主控因素定量判识困难以及强矿震预测准确率低的难题，采用理论分析、现场验证等手段构建基于主控因素辨识与震源参量响应建模的强矿震预测方法。以某复杂构造冲击地压矿井回采工作面为研究背景，结合微震事件分布定性分析了回采区域冲击地压危险因素有煤层埋深、煤厚变化、断层、回采速度等，在此基础上，采用层次分析法初步确定冲击危险因素权重，引入熵权法优化主控因素排序以解决层次分析法中因素权重受主观影响的问题。结果表明，埋深、煤层厚度、煤层倾角和回采速度的影响覆盖整个开采过程，而断层只在局部地区影响突出。同时分析发现震源能量与其他震源参数呈对数正相关，尤其在强矿震中这种关系更为突出。震源能量与其他震源参数之间的线性对数关系可用于强矿震的预测。

针对巨野煤田厚表土薄基岩工作面冲击地压灾害频发的现状，采用理论分析、数值模拟与现场案例分析等方法，建立厚表土条件基岩力学模型及破断类型判据，对比厚表土与厚基岩条件覆岩运移和应力演化规律，研究了厚表土条件工作面冲击地压发生机理。结果表明：厚表土条件主关键层初次破断为剪切破坏，强动载震源近、衰减小，对巷道扰动强。基岩超前支承压力峰值距煤壁近，水平应力降幅大，使得基岩剪切应力增大；煤体应力峰值高、梯度大、距煤壁近。厚表土条件主关键层剪切破断产生强动载，传至巷道处残余能量高，与邻近采空区煤体的高静载煤体叠加，超临界应力诱发冲击地压灾害显现。该机理解释了2305S厚表土薄基岩工作面矿震活动规律与冲击地压显现特征，为同类条件矿井冲击地压防治提供理论依据。

针对浅埋房式采空区下开采导致覆岩运移呈现新规律、重复采动易引发地表异常沉陷等问题，以山西河曲沙坪煤矿9303工作面为工程背景，通过理论分析、数值模拟和工程实测相结合的方法，分析房式采空区稳定性的关键影响因素，计算不规则房式采空区的采出率，构建浅埋房式采空覆岩采动地表沉降模型，通过颗粒流数值模拟揭示了重复采动覆岩地表运移规律，并实测得到重复采动地表沉降时空演化特征。结果表明：在采厚与煤房宽度一定时，采出率是控制房式采空区垮塌特征的关键参数；随采出率增大，垮塌系数呈非线性增大，层间岩体碎胀系数呈非线性减小。9303工作面房式采空区下开采沉陷系数为0.93，显著大于8^#煤综采的下沉系数0.83；重复采动地表沉陷预测值5.32 m与实测值5.47 m的相对误差仅为2.7%，验证了开采沉陷预测方法的可靠性，可为同类地质开采条件下的矿井开采沉陷预测提供理论依据。

为探究岩性差异对破碎岩体水沙渗流特性的影响，为煤层顶板突水溃沙灾害防治提供理论依据，采用自制破碎岩体水沙渗流试验装置，开展破碎砂岩与破碎泥岩在不同分形维度、孔隙度条件下的水沙渗流试验，揭示渗透率与溃沙量的变化规律，量化岩性差异对破碎岩体渗透率和溃沙量的影响，建立破碎砂岩与破碎泥岩渗透率随孔隙度和分形维度变化的幂函数关系式，并提出适用于破碎砂岩和破碎泥岩的临界溃沙曲线，分析破碎岩体渗流和溃沙过程对分形维度和孔隙度变化的敏感性。研究结果表明：随着破碎岩体分形维度减小、孔隙度增加，破碎砂岩和破碎泥岩的渗透率均呈上升趋势，且破碎砂岩的渗透率显著高于破碎泥岩，其差异性在较高孔隙度时更明显，最大约14.644%；破碎砂岩和破碎泥岩的溃沙量与分形维度成反比、与孔隙度成正比，且破碎岩体溃沙过程对分形维度和孔隙度变化的响应比渗透率更敏感，破碎砂岩与破碎泥岩最大溃沙量相差约2.5倍；建立的破碎砂岩和破碎泥岩渗透率随孔隙度和分形维度变化的幂函数关系式较Brace模型的误差分别降低了75.639%和63.881%；基于破碎砂岩和破碎泥岩渗透率比和分形维度比提出适用于两种岩性的临界溃沙曲线表达式。

为分析弱胶结砂层的水害防控机制，采用UDEC数值模拟软件，对比分析了不同煤层开采厚度对应的导水裂缝带发育高度及阻隔水岩层的裂隙发育特征，运用岩层弯曲下沉几何模型，验证了导水裂缝带发育高度。在此基础上，结合现场生产实践数据和导水裂缝带发育高度实测结果进行了验证。研究结果表明：煤层开采厚度由5.0 m降低至4.2 m后，弱胶结中砂岩下伏的砂质泥岩未达到拉伸破坏的临界值，仍具有一定的阻隔水能力；煤层上覆砂质泥岩、粉砂岩黏土矿物含量为29.4%~36.1%，120 min的水化膨胀率为16.72%~20.61%，具有较强的水化膨胀性能，尤其是位于导水裂缝带微小开裂区及其邻近层位、富含黏土矿物成分的岩体具有明显抑制导水裂缝发育的特性；实际生产过程中，采取限厚开采的措施后，采空区涌水量由240 m3/h减小至90 m3/h左右；导水裂缝带发育高度实测钻孔揭露采动裂缝未穿透弱胶结中砂岩含水层下伏的砂质泥岩，阻隔中砂岩含水层水进入采空区。研究结果为弱胶结砂层水害防控提供参考。

地下金属矿山采掘工作中，临近破碎带处的矿柱受上覆岩层自重及开采扰动影响，其稳定性控制是工程难点。为探究矿柱岩体响应特征，对磁铁矿开展常规三轴压缩试验，引入基于能量耗散的损伤变量构建能量损伤本构模型；利用该模型进行FLAC^3D数值模拟二次开发，提出并验证了岩体稳定性控制方法的合理性，并在现场开展工业性试验。结果表明：磁铁矿受载过程中能量演化特征与损伤发育密切相关，弹性能占比等能量演化指标参数可用于定量化表征与区分岩体受载后的弹塑性演化过程；损伤本构模型能准确描述磁铁矿的力学响应特征，提出的岩体稳定性控制方法在工业性试验中取得了良好效果。研究成果可为岩体稳定性控制工程实践提供参考。

为探究岩石力学性质差异对煤岩组合体岩石回弹及能量转化的影响，开展不同岩石刚度和强度煤岩组合体单轴压缩试验与数值模拟，并基于数值模拟再现岩石回弹过程，揭示了不同刚度和强度岩石对“岩-煤-岩”组合试样破坏过程、岩石回弹特征及能量转化机制的控制作用。研究结果表明：煤体失稳破坏为仍处于弹性阶段的岩石提供回弹空间和应力卸载条件，处于弹性阶段的岩石发生快速回弹，其回弹速度显著高于初始加载速率，对煤体造成“冲击”。岩石回弹阶段存在明显的震荡现象。岩石内部积累的弹性应变能存在多次向动能转化的过程。能量演化分析显示，低刚度煤岩组合试样破坏时，更多弹性应变能转化为动能，而高刚度煤岩组合试样中能量通过微裂纹萌生-扩展-贯通过程耗散较多。岩石的刚度对试样破坏剧烈程度及岩石回弹均起主导作用，岩石强度对其影响则相对较小。研究从岩石回弹动态响应与能量动态转化的协同视角，揭示了煤岩组合体失稳致灾的内在机制，为煤岩动力灾害的内在机理及防治提供基础理论参考。

深部煤炭开采过程中，煤柱受采动应力扰动影响显著。为揭示复杂应力扰动对煤柱变形失稳的影响机制，本文基于变上下限多级循环加卸载（VL-MCLU）、恒定下限多级循环加卸载（CL-MCLU）、变上下限梯级循环加卸载（VL-SCLU）3种应力路径开展煤的三轴压缩实验，研究循环加卸载作用下煤的力学损伤行为、声发射响应特征及能量演化机制。研究结果表明：不同应力路径下，煤体表现出相同的特征，煤的弹性模量均呈现“上升—波动—下降”的趋势，且循环荷载能够降低煤的峰值强度，泊松比均呈逐渐增大的趋势。煤体的破坏类型是以剪切破坏为主导的拉剪混合破坏，煤体损伤变量、总应变能、弹性应变能、耗散能均随循环次数和轴向应力增大而增大，累积耗散能与循环次数呈指数关系。具体来看，VL-MCLU时，煤体产生硬化效应，AE信号表现出显著的Kaiser效应；CL-MCLU时，煤体则表现出软化效应的特征，AE信号兼具Kaiser和Felicity效应，且煤的破坏程度最低；VL-SCLU时，煤受硬化效应和软化效应的交替影响，峰值强度降低最为显著，煤破坏得更彻底，表现在产生的损伤最多，累积耗散能最大，破坏产生更多的细颗粒碎屑，AE信号同样表现出Kaiser和Felicity效应。本研究可为深入理解深部煤柱变形特征及其能量机制、提高深部煤层顶板灾害防治水平提供理论支撑。

为探究不同中主应力下注浆加固体真三轴力学特性及破坏特征，采用高温高压渗流耦合真三轴岩石力学试验系统，开展了不同中主应力下注浆加固体真三轴加载试验，阐明了注浆加固体力学参数随中主应力的变化规律，并借助声发射和CT扫描技术，从细观层面剖析了中主应力对注浆加固体裂纹扩展和破坏模式的影响。结果表明：注浆加固体应力-应变曲线可划分为5个典型阶段，其峰值强度和弹性模量随中主应力增加呈二次函数式增长，且Mogi-Coulomb强度准则能有效表征其破坏特性；受载注浆加固体声发射行为与应力-应变曲线高度一致，呈明显的阶段性特征，且随着中主应力增加，振铃计数与能量峰值显著衰减，累计能量演化模式由“短时缓增-短时突增”向“长时缓增-长时突增”演化，剪切裂纹占比明显提升；中主应力作用下，注浆加固体裂隙扩展与贯通受到显著抑制，裂隙数量及破坏程度降低，剪切破坏主导性增强，裂隙体积、裂隙率及三维分形维数等表征参数均随着中主应力升高而降低；不同中主应力下注浆加固体孔裂隙空间结构差异性较大，破坏后孔隙主要集中在400 μm＜deq≤1 600 μm区间，且高中主应力条件下孔裂隙数量减少、喉道发育受限，连通度显著降低。

利用矿山采选产生的土石混合体回填露天采坑时，级配不合理会导致其力学性能不稳定，进而引发工程风险。以土石混合体为研究对象，采用室内试验与离散元数值模拟相结合的方法，系统研究含石量为60%和80%条件下全级配与间断级配试样力学性能；分析应力-位移曲线与抗剪强度参数的演化规律，引入颗粒异性系数（IS）量化法向应力对级配效应的强化作用；基于试验结果建立离散元模型，从细观尺度揭示其力学响应机制。结果表明：含石量为60%时，间断级配试样在高法向应力下表现出应变软化特征；含石量为80%时，各类试样均呈现应变硬化行为；含石量对抗剪强度的提升效果随法向应力增大而增强；级配连续性与含石量共同影响抗剪强度参数的稳定性，间断级配增大了黏聚力c与内摩擦角φ的波动幅度，而高含石量可降低其波动幅度，且c与φ之间存在负相关关系；数值模拟进一步表明，剪切过程中力链重分布、位移场非均匀演化及裂纹萌生是宏观力学性能劣化的细观机理。研究成果为实际工程中科学优化回填材料级配、评估边坡稳定性提供了理论支撑与决策参考。

为揭示热烟气注入煤层过程中煤-水界面润湿性微观调控机制，基于Materials Studio/COMPASS Ⅲ分子力场构建了大尺度粗糙煤基底-水-气三相界面模型，在恒温NVT条件(423 K)下开展分子动力学模拟，系统考察了气体压力(5，10，15和20 MPa)与气体组分(纯CO2、纯N2、CO2∶N2=1∶9，3∶7，5∶5)对煤润湿行为的影响。结果表明：随压力升高，煤-水模拟接触角呈增大趋势，煤-水相互作用能和氢键数量呈下降趋势，润湿性被削弱；该效应在含CO₂体系中最为显著，且随CO₂分压增大而加剧，纯N₂体系影响较弱。水分子自扩散系数由11~12 nm²/ns下降至7~8 nm²/ns，表明水分子迁移受到限制；径向分布函数(RDF)曲线首峰位于2.7~2.8  Å，峰高小于1，且在高压或高 CO₂分压条件下进一步降低与展宽，说明界面有序性与结合强度减弱。密度分布与吸附热计算表明，水分子对煤表面具有本征亲和力，但在高分压条件下，CO₂凭借较强的竞争吸附性会占据煤表面吸附位点与微孔空间，挤占水分子迁移通道，导致其扩散能力下降，进而削弱润湿性。该研究从分子层面揭示了热烟气注入及高温高压环境下煤水界面润湿性的调控机理，为工程实践中热烟气注入压力与CO₂分压的优化提供理论依据与参考。

超深孔爆破技术在煤矿地下开采中具有重要作用，但其爆炸过程中会产生大量高浓度一氧化碳（CO），严重威胁井下人员生命安全，加之相关法律法规管控日趋严格，极大限制了该技术在煤矿领域的应用。系统梳理了煤矿CO治理的相关法规与典型事故案例，深入研究超深孔爆破CO的生成机理，明确炸药负氧平衡是CO产生的核心内因，而炸药种类、炸药反应机制及炮孔环境则构成重要的外部诱因。相较于常规爆破，超深孔爆破因其装药量多、孔深大等特点，显著增加了CO的绝对生成量与瞬时涌出风险。归纳评述了现有CO消除方法及煤矿地下开采典型场景中CO治理技术的适用性与局限性。基于此，提出了超深孔爆破CO原位消除技术构想，并给出其内涵和整体思路，通过将内嵌Cu-Mn尖晶石催化剂的功能复合薄膜与炸药一体化集成，主动利用炸药爆轰产生的高温、高压及化学活性环境作为驱动力，在爆炸反应区、爆破裂隙区与孔腔滞留区构成的立体空间内，触发CO的限域催化氧化反应，实现CO从产生到转化的原位“爆破-消除”时空协同与源头治理。研究表明，通过协同优化炸药配方、爆破工艺参数及原位消除技术，可有效降低CO浓度及其涌出风险。然而，在催化剂材料工程、爆炸-反应场耦合机制及工程化应用等原位消除技术方面仍面临一系列挑战，旨在为突破煤矿井下超深孔爆破CO治理瓶颈提供思路与技术路径。