针对我国西部矿区背斜构造带突水压架事故频发问题,以郭家河煤矿1309工作面为工程背景,采用现场调研、物理实验与理论分析等方法深入研究了背斜构造区特厚煤层开采覆岩破断失稳规律与突水压架机理。研究表明:1) 1309工作面突水压架主要发生在起坡角较大、起坡点与轴部落差较大的背斜构造区。顶板宜君组岩层是导致工作面突水事故的关键含水层,煤层之上102.5 m处厚度28.53 m的中粒砂岩为隔水关键层。2) 工作面垮落带高度为65 m,垮落带内破断岩块分布杂乱无章;裂隙带岩层的位移曲线呈单峰状,最大位移点位于背斜构造中下部。隔水关键层断裂后,其上部100.51 m的岩层同步断裂并产生活化,导水裂隙导通宜君组含水层。3) 过背斜阶段隔水关键层断裂步距为32.27 m,断裂角为2.15°。断裂后的隔水关键层与采空区已破断岩块铰接形成砌体梁结构,当承压水压力超过1.02 MPa时,砌体梁结构中的断裂岩梁反向回转继而产生滑落失稳。4) 隔水关键层滑落失稳后,控制顶板所需要的支架阻力达到31 015 kN,超过了支架额定阻力,进而会造成工作面支架压架。避免工作面发生压架事故的关键是保证隔水关键层不产生滑落失稳。

针对未充分考虑顶板约束反力而造成对两柱掩护式综放液压支架承载特性认识不充分的情况,基于榆神矿区特厚坚硬煤层综放开采实践,提出并采用修正的液压支架承载能力曲线,合理解释了两柱掩护式综放液压支架在特厚坚硬煤层综放开采中承载特性和适应性的优越性。将液压支架顶梁失稳分为承载失稳(滑移失稳)、力矩失稳(旋转失稳)和结构件失效失稳,并用于不同架型结构液压支架承载特性对比分析。对比结果表明:顶板约束反力可有效改善液压支架的稳定状态,将力矩失稳(旋转失稳)向承载失稳(滑移失稳)转变,充分发挥液压支架立柱的额定工作阻力;顶板约束反力对两柱掩护式综放液压支架承载特性的影响远大于对四柱支撑掩护式综放液压支架的影响;考虑顶板约束反力情况下,工作阻力21 MN的ZFY21000／35.5／70D型两柱掩护式综放液压支架承载特性优于26 MN的ZF26000／36／70D型四柱支撑掩护式综放液压支架。顶板约束反力的发挥取决于液压支架顶梁与顶板(顶煤)结构耦合状态及其刚度特征,坚硬完整顶板(顶煤)条件更有利于充分发挥顶板(顶煤)约束反力对液压支架承载性能的提升作用。

考虑图表法可为特定工程问题提供便捷的查询方法,借助π定理构建表征采空区冒落活动的非线性模糊函数,耦合数值模拟UDEC揭示该非线性模糊函数所含无量纲表达式的数量关系,提出可预测采空区冒落范围的无量纲图表。为大量获取图表数据,设定采空区开挖步距为2 m。结果表明:无量纲图表可根据不同阶段空区边界扩展预测空区冒落范围,且无量纲曲线表征的采空区冒落范围随空区跨度增大的变化特征与实际基本相符。结合线性插值方法,可预测无量纲图表中未涉及工况的采空区冒落范围。实践表明,该方法为量化评估采空区冒落范围提供了有效方法。

为精准识别矿井突水水源,弥补传统水化学特征相似性识别方法在某些复杂条件下识别精度低的不足,利用主成分分析法(PCA)对水化学样本数据进行降维,引入麻雀搜索算法(SSA)优化BP神经网络(BPNN)权重参数,构建了基于PCA-SSA-BPNN的矿井突水水源识别模型,以实现矿井突水水源的精准识别。在此基础上,将本模型与水化学特征相似性识别方法应用于新上海一号井田111084工作面的突水水源识别工程实例中。结果表明,PCA可以有效减少原始数据中的信息冗余,消除不同水化学类型间的相关性;SSA明显提高了BPNN的全局寻优能力和预测精度,PCA-SSA-BPNN模型对突水水源识别准确率达到96.7％,高出BPNN13.4％。新上海一号井田111084工作面水文地质条件复杂,水化学特征相似性识别方法不能精准识别,采用PCA-SSA-BPNN模型预测突水水源为直罗组含水层,预测结果与实际情况一致,可为矿井突水水源的研究提供依据和参考。

井工长壁开采导致岩层移动和地表沉陷,引发一系列环境问题,现有研究主要集中于单个长壁工作面地表沉陷特征及其动态发育过程,鲜见多工作面开采时间间隔对地表沉陷影响方面的研究。为此,本文通过数值模拟详细研究了不同开采时间间隔对地表下沉发育过程的影响,对国内外多工作面开采时间间隔及最大下沉数据等进行了大量统计分析和验证并与数值模拟结果进行了对比,而后基于优化分段Knothe时间函数对不同开采时间间隔影响下的地表沉陷进行了动态预计,结果表明:随开采间隔时间增加,首采工作面受接续工作面的影响越大,下沉盆地越不对称,地表沉陷除水平移动外均先增大后趋于稳定。

为明确破碎围岩高预应力锚注协同控制机制,开展不同裂隙尺寸、不同预紧力大小、不同注浆条件下的锚注体室内试验,提出注浆补强率、变形控制率等定量评价指标,研究不同条件下锚注体的破坏模式和承载性能;同时,基于摩尔库仑强度准则,分析预应力锚注对裂隙岩体承载能力的协同补强机制。结果表明:随着裂隙尺寸的增加,注浆补强率呈先增加后减小的趋势,变形控制率呈逐渐增大的趋势;随着支护预紧力的提高,注浆对裂隙试件承载力和侧向抗变形能力的增强作用提高;高预紧力和注浆共同施加时,对裂隙试件承载力和侧向抗变形能力均能起到“1+1>2”的协同增强作用。基于试验结果,以在建深部矿井万福煤矿为工程背景,提出注浆加固建议并开展现场应用。监测结果表明，围岩变形得到有效控制,两帮收敛量及顶底板移近量均小于120 mm,保障了深部巷道的安全稳定。

煤矿巷道顶板锚索容易发生拉剪破断事故,除了顶板岩层错动外,还要考虑“蝶形托板-锚索”构件间内在联系。针对此类问题,采用理论分析、数值模拟与实验室试验相结合的研究方法,提出了托板斜面挠曲变形解析式与锚索受剪力学解析式,分析了传统蝶形托板与防剪蝶形托板受压变形规律、“托板-锚索”构件间应力分布特征以及锚索防剪保护机理。结果表明:传统蝶形托板在锚具压力作用下发生弹塑性变形,托板顶部锚索孔壁沿锚索与孔壁接触面法向变形剪切锚索,在剪切力作用下,锚索外丝产生剪切损伤,直至拉剪破断。防剪托板受压变形剪切托板孔铝管,避免托板与锚索直接接触。采用增加铝制缓冲管的防剪蝶形托板,锚索破断极限由596 kN提升至616 kN,锚索最大拉伸量由50.1 mm提升至88.6 mm。

注联合加固能够降低井筒内的涌水量并改善围岩的岩性,是解决高水压与高地应力问题、实现涌水与围岩变形双重控制的有效手段。为此,建立达西渗流条件下弹性的锚-注联合加固模型;然而,此模型尚无法考虑高水压带来的非达西渗流效应和高应力下开挖诱发的围岩塑性变形,亦未给出锚-注加固下支撑结构(喷射混凝土、井壁等)的设计方法。基于Izbash定律、锚杆应力均布法和增量塑性应变本构,构建非达西渗流效应下锚-注联合加固的井筒围岩微分方程组,求解计算得出其相应的围岩特征曲线(GRC)并进行有限单元法验证。基于所得解,讨论锚-注加固参数对GRC的影响。结果表明:相关联流动法则下,随着塑性区的扩大,内摩擦角的增加将逐渐不利于围岩的变形控制;随着注浆加固圈厚度的增加,注浆加固效率将逐渐降低;增大锚杆直径所带来的围岩增益效果随直径的增大而增大。理想弹塑性围岩和全长黏结锚固的假设下,若锚杆加固范围超过塑性区,则再继续增加锚杆长度所带来的加固效果甚微。最后结合收敛-约束法,将所得GRC半解析解用于锚-注联合加固及支撑结构的设计。

为解决厚及特厚煤层开采煤层大巷稳定性控制难题,采用室内试验、现场实测及监测反馈的方法,研究硫磺沟煤矿厚及特厚煤层采动影响下煤层大巷失稳机理,并提出煤层大巷稳定性控制方案。结果表明,4-5煤开采期间超前测点应力在距离煤壁125 m左右时进入显著增长阶段。9-15煤开采期间,位于4-5煤采空区下方测点应力值整体处于较低水平,而位于4-5煤层采空区下方外侧的测点应力在距离煤壁175 m左右时进入显著增长阶段。厚及特厚煤层开采后,煤层大巷附近位于“应力拱”拱脚区域,多次开采扰动后,煤层大巷区域容易出现支承压力升高继而发生失稳破坏。提出煤层大巷稳定性协同控制方案,包括优化大巷保护煤柱宽度不小于180 m、顶板岩层爆破卸压以及煤层大巷补强支护。现场实践表明,该方案能较好地控制煤层大巷稳定性。

针对某矿在高埋深复合坚硬顶板双巷掘进留小煤柱护巷下,临空巷道受高地应力、工作面侧向悬顶和双重采动影响易发生蠕变变形及冲击地压灾害,以该矿地质条件和采掘部署为工程背景,提出深-浅孔协同爆破促使高-低位顶板互馈破断护巷消冲技术。通过开展复合坚硬顶板赋存特征下相似模拟、数值模拟和小煤柱护巷顶板结构理论分析,揭示临空巷道大变形和冲击灾害与侧向悬顶长度的关联性,基于2类钻孔起爆顺序和导向孔作用原理构建深-浅孔协同爆破机制,在分析高-低位顶板间相互作用载荷对应力强度因子K_Ⅰσ1和K_ⅢT的影响作用的基础上,研究高-低位顶板互馈破断原理,并通过理论推演和现场试验确定组合爆破参数。工程实践表明:浅孔爆破低位岩层产生轴向贯通性裂隙和深孔爆破高位岩层预制径向非贯通性裂隙,达到了协同爆破的目的和互馈垮断的基本条件;13163巷围岩变形量和顶板离层的最大值分别为440 mm和32 mm,表明协同爆破促进了低位顶板破断、充填,减缓了蠕变变形，起到护巷作用;13132巷微震事件频次降低34％,微震事件集中能量区间向左偏移7.5 kJ左右,表明深-浅孔协同爆破降低了高位复合坚硬顶板剧烈破断诱发动载冲击的概率,具有临空巷道消冲功能。

为准确快捷了解底板煤岩体卸压时空演化特征,保证下伏煤层瓦斯安全高效抽采,须对多因素影响下的底板膨胀变形规律进行分析。通过数值模拟分析不同推进距离底板下方应力场和破坏区的时空演化特征,进一步建立采动力学模型,分析应力集中系数k、弹性模量E、底板深度H和煤层厚度h对底板膨胀变形特征的影响,并确定主控影响因素。结果表明:采空区下方煤岩体经历了初期变形、加速变形、稳定变形和终期变形4个阶段,底板随工作面周期推进呈倒三角形破坏。在靠近煤壁和切眼处形成充分卸压区,工作面附近的卸压程度和广度较为明显,以采空区中部为中心向四周逐渐呈环形压实区;底板下方煤岩体膨胀变形呈现两端高中间低的“M”形变化规律,随着远离采空区膨胀变形减缓,煤层自身物理特性是周围地质环境共同作用的结果,层间距H是影响煤岩体膨胀变形的主要因素之一;现场对下伏两层煤的瓦斯压力进行监测,工作面靠近和远离钻孔位置时,沿走向和倾向瓦斯压力整体呈现先增大后减小的趋势,最终趋于平稳完成卸压;随着底板深度的增加,瓦斯压力峰值逐渐增加至0.4～0.5 MPa,其卸压效果也有所减弱。研究成果可为下伏煤层卸压瓦斯抽采的布置方案提供参考。

以陕西某矿一盘区煤层大巷为工程背景,综合采用现场监测、实验室试验和理论分析方法,研究了远场弱动载触发深部高应力盘区大巷围岩的失稳特征及诱冲机理。研究结果表明:大巷围岩力学环境受两盘区工作面回采影响,首先一盘区侧覆岩空间结构呈“F”形,二盘区首采工作面回采后,大巷覆岩空间结构转化为双“F”形,随着两盘区其他工作面回采,大巷覆岩空间结构最终呈“T”形,在此过程中大巷围岩静应力水平持续增加,长期高静应力导致煤体损伤不断累积、强度持续劣化。在此期间,对处于等速蠕变阶段的煤样施加持续扰动,其声发射活动相比无扰动作用的煤样更为活跃,并将提前进入加速蠕变阶段,发生失稳破坏时煤样声发射的幅值、计数、能量相比无扰动作用下更加剧烈,且煤样承受的静应力水平越高,动载扰动对煤样损伤越显著,该损伤煤样再受弱动载扰动后发生非稳态破坏。现场表现为近场长期高静应力和频繁矿震联合作用导致煤岩体发生冲击地压的最小载荷降低,远场矿震衰减后的弱动载与高静载叠加超过了降低后的发生冲击地压时的最小载荷,此时煤岩体内剩余的能量超过发生冲击地压所需的最小能量,引起了大巷发生冲击地压。研究成果可为深部开拓和准备巷道(煤巷)冲击地压监测预警及防控提供理论基础。

煤炭地下气化(UCG)是实现“双碳”目标的重要技术路径,构建科学的选址方法是其产业化进程中的首要任务。为此,构建了一种UCG选址决策理论模型,步骤如下:1) 系统分析了UCG选址不当引发的潜在风险,从煤质特性、地质构造、水文地质、煤层赋存和顶板岩性5个维度,选取23个主控因素作为评价指标,搭建了UCG选址决策评价指标体系,将其作为评价指标集;2) 将评语等级划分为适宜、基本适宜和不适宜,并确定各指标的分级界定值;3) 借助模糊数学理论计算各类指标的隶属度,并构造模糊判断矩阵;4) 分别采用改进层次分析法、熵权法和博弈论确定指标的主观、客观和组合权重;5) 利用指标组合权重和模糊判断矩阵计算评价结果。基于上述流程,采用Python语言开发了一款UCG选址决策系统,可基于预选区评价指标属性值直接获得其资源条件对UCG技术的适宜程度,并以文本和图表两种形式输出结果;将其用于评价3个UCG工业性试验区和7个可行性研究区的资源条件适宜性,评价结果与实际运行效果基本一致,证实了系统具有可靠性强、使用简便、运算速度快、结果直观等优点。研究成果可为UCG选址的便捷化、数字化、精准化提供技术支撑。

为探究次裂隙数目对红砂岩试样力学特性及破坏模式的影响,对含不同次裂隙数目的红砂岩试样开展单轴压缩试验,结合不同试样加载所得的力学及声发射参数对其破坏过程进行分析。结果表明:随着裂隙数目的增加,试样峰值强度与弹性模量不断降低,且降低幅度逐步收窄,次裂隙数目对红砂岩试样强度的影响相对较小,对试样力学特性影响较大的是预制主裂隙;红砂岩断裂韧度与其单轴抗压强度相关,试样单轴抗压强度越高,表现出的断裂韧度越大;预制次裂隙对试样起裂具有导向作用,新生裂纹主要集中在次裂隙尖端,在次裂隙数目影响下,试样破坏形式逐渐转变为以剪切破坏为主的拉剪复合破坏。

为研究深部煤岩瓦斯动力灾害致灾机理及风险判识方法,以两淮矿区芦岭矿煤样为研究对象,开展了不同初始瓦斯压力下煤样单轴压缩试验,分析了瓦斯压力变化对煤体力学特性、破坏特征及声发射事件的影响规律,建立了基于卷积随机向量函数连接网络(CRVFL)的含瓦斯煤破坏风险等级预测模型。研究结果表明:含瓦斯煤应力-应变曲线峰值应力前存在明显塑性应力降现象,局部应变能得到提前释放,随着瓦斯压力升高,煤样峰值应力与弹性模量均呈指数型函数减小;煤样破坏形态与碎屑分布受瓦斯压力变化影响明显,随着瓦斯压力升高,破坏模式由剪切破坏逐渐转变为张拉破坏,分形维数呈对数型函数增长;含瓦斯煤渐进破坏过程中会产生明显的声发射能量信号激增现象,最大声发射能量幅值随瓦斯压力升高先急剧减小后稳定下降;CRVFL模型能够对含瓦斯煤破坏风险等级进行有效预测,准确率均大于99％,体现了模型的稳定性与数据泛化能力。研究成果为深部高瓦斯煤层煤岩瓦斯动力灾害风险判识提供了理论基础。

风积沙胶结充填体的力学特性对充填效果具有重要影响，其力学特性具有尺寸效应,且在充填过程中会形成分层结构。从内部因素(材料配比)与外部因素(尺寸及分层层数)两方面对风积沙胶结充填体力学特性进行研究，分析风积沙替代率(风积沙替代矸石的质量比)对矸石-风积沙胶结材料性能的影响,并在替代率试验的基础上,采用响应面法从“单因素—双因素交互作用—三因素耦合效应”3个层面揭示水泥含量、灰(粉煤灰)沙(风积沙)比和质量浓度对充填体强度的影响。结果表明:充填体强度随三因素增加均增大,在交互作用中，一因素的增加会促进另一因素的增强效果；充填体力学性能随高宽比与分层层数的增加而降低；随着高宽比的增加,充填体破坏形式表现为“多条裂缝—单条裂缝—无裂缝贯穿充填体上下表面”,裂纹逐渐集中于充填体中下部；高宽比较大的充填体在局部裂纹作用下即失去承载能力；分层充填体在分层面处先产生裂纹,而后裂纹向分层面两侧基质内延伸。研究结果可为风积沙胶结充填工艺选择合理的材料配比及充填结构提供相应的理论依据与指导。

为研究细砂岩在不同特征应力阶段循环载荷作用下的损伤特性,基于声发射能量特征、弹性能和耗散能指数确定了岩样特征应力阈值,并以该阈值为循环加卸载限值开展三轴试验,从耗能和损伤量角度阐明细砂岩在不同应力阶段的损伤特性。结果表明:不同特征应力阶段,第一次加载时弹性模量最小,应变率最大,弹性模量随循环次数的增加逐渐趋于稳定,耗能率和塑性应变率逐渐降低,储能限值保持不变,说明所受载荷达到损伤应力前,细砂岩处于稳定损伤阶段,且细砂岩在循环载荷作用下存在损伤记忆性。随着围压的增加,同一特征应力阶段应变率逐渐减小;第一和第二特征应力阶段,耗能率和塑性应变率略微下降,损伤占比保持不变;第三特征应力阶段,耗能率、塑性应变率和损伤占比明显增加，即随着围压的增加,其对第一及第二特征应力阶段损伤具有抑制作用,对第三特征应力阶段损伤具有促进作用。

准确预测岩石性质是保证巷道施工安全的重要影响因素之一。近年来,快速发展的数字钻探技术为预测岩体力学特性提供了更多的便捷方法。为揭示层状岩体旋切钻孔过程中机岩相互作用关系,提出一种基于机器学习和数字钻探技术的岩体强度及界面预测方法,开展不同强度等级岩石组合层状岩体数字钻孔试验,分别采用BP神经网络、SVM和CatBoost三种机器学习算法进行岩石地层界面识别和强度预测。结果表明:机器学习方法可以实现层状岩体界面位置、岩层厚度及岩石强度的准确识别,界面识别均衡准确率和F1-Score均超过95％,预测误差在5％以内,预测精度较高;预测的岩石强度参数与实测结果总体误差在10％以内,其中BP神经网络对每种岩石强度的识别精度都较高,模型预测效果最佳。研究结果为实现煤矿巷道岩体动态原位探测提供了借鉴。

厘清盾构掘进机械地质相互作用对于提升刀具使用寿命和掘进效率至关重要。当前研究主要关注滚刀贯入破岩作用,关于刮刀切削破岩作用知之甚少。从室内试验尺度出发,聚焦盾构刮刀机械地质切削作用,基于大直径旋转切削试验平台开展2种贝壳刀和1种元宝刀的切削性能研究,从盾构切刀设计理念分析3种刮刀的结构特征及作用,并进一步对比分析刮刀切削特征。试验研究发现:元宝刀切削法向力、切向力和侧向力随切削深度增加而增大,侧向力随切削半径增加而减小,而法向力和切向力不受切削半径变化影响;切削顺序影响刀具受力,偶数槽下Ⅰ型贝壳刀法向力、切向力和侧向力随切削深度增加而增大,奇数槽下先增大后减小,且随切削半径增加Ⅰ型贝壳刀受力呈现锯齿状周期变化规律,Ⅱ型贝壳刀切削受力特征与Ⅰ型贝壳刀相似;元宝刀前刃相比后刃磨损较为明显,Ⅰ型贝壳刀刀刃磨损并不突出,Ⅱ型贝壳刀磨损最小;盾构刀具切削受力表现为Ⅰ型贝壳刀>Ⅱ型贝壳刀>元宝刀。试验表明,盾构掘进采用元宝刀切削砂浆更为容易,对盾构机性能要求更低。该研究工作对于优化盾构掘进参数和提高刀具使用寿命具有重要的工程参考价值。

为研究振动冲击复合加载下岩石破裂特征及断裂能利用效率,结合物理试验与细观参数标定等方法,建立了青砂岩宏观-细观力学响应关系,分析了青砂岩在振动冲击复合加载下的破裂特征及裂纹分布特点,并研究了断裂能及其利用效率。研究结果表明:青砂岩在振动冲击复合加载下增加振幅与频率,青砂岩破裂均加剧且破裂特征及裂纹分布相似;剪切裂纹是导致裂纹扩展与延伸的主要原因,而最终断裂是拉伸和剪切裂纹相互作用的结果;改变冲击速度,断裂能与断裂能利用效率均显著提高,而改变振幅及振动频率，总体上均能小幅增加断裂能并提高断裂能利用效率。研究结果不仅对振动冲击复合加载下青砂岩破裂特征及断裂能利用效率进行了初步探索,也为岩石破碎工艺参数的合理选择提供了参考。

为研究饱水煤样在受到急速冷热冲击后的三轴力学性质演化及渗流特征,采用非接触式数字图像技术开展不同处理条件下煤样的三轴加载试验。研究结果表明:自然状态下恢复常温的煤样表面变化不大,经过微波处理后,表面变化明显,并出现衍生裂隙;随着微波功率的提高,试件的抗压强度和弹性模量降低,泊松比提高,试件横向变形能力增强,普氏系数降低,煤体硬度降低,损伤因子增大,内部损伤增多,其中800 W微波影响程度最大。试件的压密阶段占比减少,弹性阶段、屈服阶段和破坏阶段延长,其中破坏阶段最为明显,且破坏后的曲线逐渐变得平缓,证明破坏后仍能维持破坏应力,而不是瞬间破碎导致应力断崖式下降,呈现出一种小应力-大形变的状态,相同压力环境下可达到更好的破坏效果。试件受剪切力影响更加明显,应力角点最终趋向于“双扇形”分布,随微波功率增大效果显著,同时试件破坏由内向外扩散,试件破碎状态由大块占据主体逐渐变化为小块、颗粒状及粉末状占比增多。加入微波后,渗透率变化明显,利用200 W微波处理后,相比于自然恢复的煤样,渗透率增幅为52.67％;功率增加到400 和600 W后,渗透率增幅为243.81％和394.25％;对于800 W微波,提升幅度最大,渗透率增幅为886.28％,提升近9倍,增透效果最为显著。研究结果可为提高低渗透率煤层的渗透效果提供一种急速冷热冲击的新方法,对提高井下瓦斯抽采效率具有重要意义。