为深入探究注CO₂作用下含瓦斯煤的解吸扩散动力学特性，采用PCTPro高压吸附仪和Trace 1300型气相色谱仪，针对含瓦斯煤开展不同温度条件下的注CO₂促解瓦斯实验，分析该过程中瓦斯解吸扩散的动力学特性及规律。研究结果表明：注CO₂条件下，CH₄解吸量与温度呈负相关；不同解吸动力学模型的相关参数（k₁，k₂，Q_e1，Q_e2，k_p）与温度呈负线性关联，而β受温度波动影响较小，Elovich动力学模型更适用于描述不同温度下注CO₂时的瓦斯解吸动力学特性；注CO₂过程中瓦斯扩散系数具有时变特性，不同温度条件下煤体瓦斯扩散系数与时间满足D(t)=a·e^bt关系，由此构建了注CO₂促解条件下煤体瓦斯扩散动力学修正模型，并完成验证。研究结果有助于进一步明确注CO₂促解煤体瓦斯的作用机制。

为解决瓦斯抽采过程中因裂隙动态演化引发的漏气问题,研制了一种以黄原胶、卡拉胶、NaOH溶液和膨润土为原料的凝胶态封堵材料。通过单因素试验法,分析材料各组分对流动度、黏度和封堵率的影响;并结合响应面法(RSM)构建以黄原胶掺量A、卡拉胶掺量B和水料比C为影响因子,以流动度、黏度和封堵率为响应目标的多项式回归模型,进而确定凝胶态封堵材料的最优配比。同时,借助稳压注浆设备及MZY-1型渗透率测定仪,开展煤体裂隙封堵试验,分析不同注浆参数下煤样质量及渗透率的变化规律,并通过现场试验对材料的封孔效果进行考察。结果表明:凝胶态封堵材料性能受单因素及因素交互作用的共同影响。单因素对流动度、黏度和封堵率的影响程度为A>C>B;因素交互作用对流动度、黏度的影响程度为AC>AB>BC,对封堵率的影响程度为BC>AC>AB。随着黄原胶含量增加,流动度减小,黏度增大,封堵率先减小后增大;随着卡拉胶含量增加,黏度先减小后增大;随着水料比增大,流动度和封堵率减小,黏度增大。凝胶态封堵材料的最佳配比为:黄原胶掺量6.9%、卡拉胶掺量7.5%、NaOH溶液掺量48.9%、膨润土掺量36.7%,水料比为12.1∶1。此外,随着注浆压力增大,封堵后煤样的单位质量增量呈指数增加趋势,瓦斯渗透率下降幅度呈幂数增大趋势。采用该凝胶态材料封堵的抽采钻孔,在60 d内平均瓦斯抽采浓度提高了98.14%,瓦斯抽采效率得到显著提升。

露天矿边坡的变形监测是保障安全生产的关键环节，但监测数据在复杂采掘工况下常伴有周期性波动、阶跃性突跳及样本缺失等复合干扰；此外，传统预测方法普遍忽略各监测点间因共同地质构造产生的隐性时空关联，导致预测模型结果受限。因此，提出一种考虑监测点时空关联性的信号重构与预测新框架。该框架将监测网络构建为时空图模型，其节点代表监测点，可学习的边权重则表征监测点间的动态时空关联；通过交替优化算法，协同实现边坡位移/形变信号的精确重构（含降噪与缺失值插补）及图边权重的自适应学习；将重构后的信号与数据驱动学习到的动态图边权重共同输入一个预训练增强的时空图神经网络中，以提升位移/形变预测精度。以新疆疆纳矿业兴盛露天煤矿内外排土场3个月的实测数据进行验证，结果表明：基于全球导航卫星系统监测的排土场边坡北方向（X方向）位移在周期性、突变型复合噪声及样本缺失干扰下，位移信号重构均方根误差低至0.458 8 mm；未来4 d变形预测的平均绝对误差、均方根误差及平均绝对百分比误差分别为1.378 6，2.319 3 mm及68.63%。通过协同优化信号重构与图结构学习，从含噪、缺失数据中提炼蕴含真实关联的动态拓扑作为预测先验，为露天矿山边坡智能预警提供了数据驱动的新方法。

页岩作为页岩气储层，呈现出明显的层理结构，显著影响着页岩的力学特性。研究层理对页岩强度特性及破裂特征的影响规律对页岩气开发具有重要意义。采用颗粒流PFC^2D构建层理页岩数值模型，探究巴西劈裂条件下含不同层理参数页岩力学响应和破坏特征。基于页岩室内试验结果，标定一组较为合理的细观参数；模拟层状页岩巴西劈裂试验，分析层理倾角、层理密度和黏结比对页岩拉伸强度及破坏模式的影响规律；结合声发射矩张量理论，探讨页岩破裂过程中震级演化、b值特征以及微破裂属性。结果表明：页岩拉伸强度随着层理密度和黏结比的增大而减小，随着层理倾角增大，总体呈降低趋势，但在45°~90°范围内有一定波动。随着层理倾角增大，页岩破裂模式逐渐由基质拉伸破坏、拉剪混合破坏向层理面拉伸破坏过渡；层理密度增加导致微裂纹数目增多，黏结比增大使层理面更易发生破坏。随着层理倾角、层理密度和黏结比增加，声发射b值增大，页岩由剧烈的裂纹活动向小尺度裂纹扩展转变。页岩在起裂点处的震级较大，随着裂纹扩展，震级逐渐减小；试样破坏主要由张拉源和内爆源导致，剪切源的占比相对较小。

矿井采空区煤矸石充填体长期处于高湿度和硫酸盐环境中，受采动诱发的高应力作用影响，易出现强度退化与早期损伤累积。为改善其承载能力和耐久性能，采用纤维增强复合材料（FRP）对煤矸石充填体进行约束是一种有效途径。通过单调轴压试验和声发射（AE）监测研究了不同工况、FRP层数、应力比和作用时间等因素对FRP约束煤矸石充填体应力-应变关系及AE响应的影响规律，剖析了裂纹模式及b值等损伤演化机理。结果表明：硫酸盐及高应力作用后，试件应力-应变曲线第一阶段的弹性模量较未劣化状态提高了21.78%~24.2%，而极限应变降低了7.95%~38.56%；AE能量演化主要分为弹性变形、裂纹稳定扩展、裂纹非稳定扩展及破坏4个阶段；随着应力比的增大，试件初始损伤程度升高，裂纹扩展速率加快，且轴压后期剪切裂纹的累计占比逐渐上升，b值呈断崖式下降；基于AE参数并结合混凝土微单元服从Weibull分布的假设，建立了硫酸盐及高应力作用下FRP约束煤矸石充填体的损伤因子演化模型。

充填采矿法因其低损贫率、高回收率以及良好的地压控制效果而成为目前应用最广泛的采矿方法,但尾砂胶结充填体早期强度低的问题严重制约着回采效率。采用电热养护技术提高早期水化反应速率,可以改善充填体力学性能。通过构建电热养护过程中多场耦合模型,开展了相似模拟试验进行相关验证,对研究成果开展工业试验,阐明了电热养护充填体的力学强化机理。结果表明:热-力-化耦合模型能够有效预测电热养护过程中充填体内部温度变化及强度发展;电热养护技术显著提升了充填体早期强度,采用电热养护后,灰砂比1∶6、1∶20的原位充填体,3 d平均抗压强度分别提升了14.8%和11.7%,其中,灰砂比为1∶6且在60 ℃养护下的充填体强度与弹性模量提升效果最优,分别提升了21.8%和19.8%;微观分析显示,电热养护促进了C-S-H凝胶及AFt生成,增强了充填体胶结致密性。研究成果对提高充填体早期强度和矿山回采效率具有重要现实意义。

为探究界面形态对充填体-围岩组合体损伤力学特性的影响,采用室内试验和数值模拟相结合的方法,对4种界面倾角和4种粗糙度系数的组合体开展单轴压缩试验,对组合体的损伤力学特性进行分析。结果表明:组合体强度随着界面倾角的增大呈先增大后减小趋势,随粗糙度系数的增大呈先减小后增大趋势;组合体声发射特征与能量演化规律表现出明显的阶段性特征,且与应力-应变曲线的4个阶段存在良好的对应关系,弹性能耗比曲线呈“陡升、陡降—趋于稳定—缓慢上升—加速上升”趋势,曲线由稳定转为上升趋势即为组合体发生失稳破坏的前兆依据;组合体的破坏主要发生在充填体部分,随着界面倾角的增大,破坏形式由拉伸破坏转变为剪切破坏,内部结构变松散;随着粗糙度系数的增大,破碎程度变大,次生裂纹数量减少,碎块变大;借助PFC^2D软件对组合体压缩过程进行模拟,模拟结果与室内试验结果吻合度较高,有效反映了不同界面形态的组合体压缩破坏过程。研究结果可为地下采空区充填设计与建设提供一定的理论基础。

为提高对爆破振动峰值速度（PPV）的预测精度，选取爆心距离、炸药单耗、最大单响药量、高差、总药量等5个影响因素，构建了爆破振动峰值速度预测指标体系。采用遗传算法优化最小二乘支持向量机模型，利用优化后的GA-LSSVM模型与随机森林（RF）模型各自建立爆破振动峰值速度预测单一模型，并利用倒数误差法将二者进行结果集成，提出了振动峰值速度集成预测方法。通过优化确定了最大迭代次数为100，激活函数为Relu，随机数种子为45，神经元数量为40，数据分配比例为8∶2。该模型的评价指标R²、RMSE、MAE分别为0.968，4.282和2.193，相较于GA-LSSVM、RF、LSSVM和Adaboost模型，R²分别提升了2.76%，6.37%，9.50%和10.38%，RMSE分别降低了31.15%，18.03%，20.28%和37.89%，MAE分别降低了35.37%，49.94%，30.51%和34.73%。结果表明：相较于单一模型，集成模型可以结合不同模型的优势，减少偏差，提高模型鲁棒性、泛化能力及抗噪声能力。研究结果可为科学设计松动爆破参数、降低松动爆破振动效应提供理论依据。

急倾斜厚煤层水平分段综放开采顶煤因厚度大、破碎困难导致采出率低,通常需弱化处理。为研究注水弱化后顶煤动态力学特性及爆破损伤规律,利用分离式霍普金森压杆对不同含水率煤体开展动态压缩试验。结果表明:含水煤体动态应力-应变曲线主要包括弹性、塑性、塑性耗能及破坏阶段,高冲击速度下无塑性耗能阶段;随着含水率升高,动态抗压强度线性下降,弱化系数增大,峰值应变呈先降后升的U形趋势;随着冲击速度增加,动态抗压强度上升但增速减缓,弱化系数先增后减,峰值应变上升但增速减缓;煤体破碎呈应变率与含水率协同效应,水分促使破碎模式由“少裂纹-大块体”向“多裂纹-粉末化”转变;含水率升高使反射能先增后降、反射率持续上升,而透射能、耗散能及其比率均下降;冲击速度提高使反射能显著增加,反射率先降后升,透射能与耗散能增加,但其比率先增后降,说明高冲击下能量更多向反射分配。数值模拟进一步证实,含水煤体爆破损伤范围显著扩大,裂隙区增长优于粉碎区。研究结果为注水联合爆破进行顶煤弱化提供了理论依据。

生态脆弱矿区煤矿开采扰动下，地表风积沙的物理力学特性与运移特征是影响地表裂隙发育和下沉的主要因素。采用离散单元法模拟地表风积沙在开采扰动下的运移特征是该领域的常用研究手段，而所选颗粒间接触参数的可靠性直接影响模拟结果的准确性。基于此，采用线性滚动阻力模型表征风积沙颗粒的表面粗糙度，结合休止角试验完成颗粒间滚动摩擦系数和静摩擦系数的标定；在此基础上，进一步模拟现场工程条件下地表风积沙的运移特征。结果表明：在实验室条件下，研究区地表风积沙颗粒堆积密度为1 680 kg/m³，直径在0.15~0.5 mm的沙粒占总质量的91.9%，含水率仅为0.03%；通过斜面滑动实验得到颗粒间静摩擦系数为0.69，借助离散元模拟得到休止角与滚动摩擦系数的非线性关系，进而确定颗粒间滚动摩擦系数为0.52，堆积角度为26°，与实际休止角26.7°的相对误差仅为2.6%；同时，基于参数标定结果构建上湾煤矿地表风积沙离散元模型，模型计算的最大下沉系数约为0.74，与现场实测的相对误差仅为2.6%。在工作面边界区域形成了落差1~1.5 m的台阶式下沉及深度约为2 m的塌陷坑，与现场实测结果高度吻合。通过离散元数值模拟与现场实测的对比验证，证实了离散元数值模拟参数标定的合理性，不仅为工程尺度下地表风积沙离散元模型的构建提供数据支撑，也为风积沙矿区地表运移及破坏特征研究提供科学参考。

安山煤矿浅埋近距离煤层（2^-2煤和3^-1煤）开采中，下煤层开采扰动导致上部采空区覆岩结构活化，易引发矿压灾害，沟谷地貌下更为显著。研究采用现场调研、理论分析、相似模拟和数值模拟方法，得出以下结论：基于关键层理论构建悬臂梁力学模型，分析得出沟谷地段下的来压步距，提出双关键层同步破断时支架阻力计算方法。相似模拟显示，逆坡开采时覆岩双结构易发生“同步位移”引发动载矿压；声波CT监测表明关键层断裂重合处岩层垂直切落可导致地表剧烈下沉。UDEC模拟证实坡角越大越易引发双结构同步位移，逆坡开采时岩层载荷集中作用于支架，造成台阶式地表下沉和动载矿压。研究揭示了沟谷地貌下覆岩结构演化与矿压联动机制，为灾害防控提供了理论依据。

为了探明爆炸作用下地下硐室围岩的动力响应以及不同支护方案的加固效果，采用UDEC软件建立了数值模型，分析了不同埋深、围岩完整性条件下围岩的应力、位移、裂纹扩展及塑性区分布规律以及不同支护方案的加固效果。结果表明，随着埋深增加，地应力约束作用增强，围岩裂纹扩展和塑性区显著减小。此外，与完整围岩相比，裂隙围岩变形更严重、破坏范围更大。支护分析结果显示，密集布置较长的锚杆可有效提高加固效果，较薄的衬砌有助于能量耗散，而锚杆衬砌联合支护能显著降低硐室的受拉程度，提升硐室的整体稳定性与抗冲击能力。

针对中厚煤层复合顶板膏体充填原位留巷围岩稳定问题，从膏体充填材料配比及其充填体力学性能着手，建立膏体充填原位留巷数值计算模型，研究不同充填体强度、充填率、工作面推进距离对采场围岩应力分布的影响，阐明膏体充填原位留巷围岩应力分布影响因素，揭示膏体充填原位留巷围岩应力演化及侧向支承压力分布特征，提出膏体充填原位留巷二次补强支护方案。研究表明：膏体充填体强度随胶结料、粉煤灰掺量增加而提高，当达到峰值强度后表现出塑性强化特征；膏体充填工作面采场围岩支承压力分布受充填率、充填体强度与充填工作面推进距离的影响，三者对工作面前方煤体、充填支架后方充填体、膏体充填原位留巷煤壁帮的支承压力峰值及其范围影响主次关系为充填率＞充填面推进距离＞充填体强度；膏体充填原位留巷工作面采场围岩应力在平面表现为峰值应力“T”型区与谷值应力“T”型区的双“T”型分布特征，而在空间位置上形成以工作面中部沿着倾向与走向扩展依次形成充填采动应力恢复区、低值应力环区和支承应力环区的分布特征；膏体充填原位留巷应提高工作面充填率，降低应力集中范围与程度，并充分利用峰值应力区高承载特性及增加低值应力区围岩的抗变形能力；膏体充填原位留巷锚索梁二次补强支护后，两帮累计移近量为65 mm，顶底板最大位移量为40 mm，巷道收缩率为302%，留巷保持了良好的完整性。

针对深井巷道多次返修后围岩仍然大变形等问题，提出了爆破卸压控制措施，数值对比分析了影响卸压效果的设计参数，在此基础上，开展了现场试验验证。研究结果表明：常规返修无法有效抑制围岩变形破坏主要是由于巷道高应力环境在持续作用，实测应力峰值29.5 MPa，距帮部约7 m，应采用爆破卸压降低和转移高应力环境。爆破深度4~6 m时动载影响相对均匀，塑性区相对稳定且逐渐向深部扩展，深度6 m时应力峰值最低，此时爆破能量有效地转移浅部高应力，爆破卸压效果较好。不同爆破强度下塑性区扩展与爆破强度为非线性增长关系，强度从B1到B3，峰值距离从10.01 m增加到11.50 m，增幅为14.90%，B3到B6，增幅仅为2.09%。B3是转移应力集中的较优选择，能够有效降低应力集中。爆破对巷道轴向以振动拉伸为主，巷道径向以振动剪切为主，巷道切向以振动压缩为主，振动衰减影响约在15 m左右。与原方案条件下实测数据相比，应力峰值降低了8.8%，位置向深部转移了30%，比矿方常规返修后降低了78.9%、62.9%、79.2%和71.3%，卸压效果显著。

针对深部泥岩巷道出现围岩变形量大、支护体失效、返修次数多的难题，以泉店煤矿21采区皮带下山为工程背景，采用理论分析、数值模拟及现场实测的方法，研究主应力差变化下深部泥岩巷道围岩塑性区变化特征，分析不同主应力差下泥岩细观裂隙发育及巷道围岩宏观变形特征，揭示不同层位泥岩巷道围岩大变形失稳机理，依据应力补偿原理提出相应调控技术。研究表明：提高支护应力p′_b等效于提高了σ₃，降低了主应力差Δσ，但对于减小巷道塑性区半径R_p效果有限，而采用卸压降低巷道浅部垂直应力σ₁，同时注浆提高塑性区围岩峰后力学参数，可有效减小塑性区范围；加卸载过程中，试样发生破坏时产生的裂隙以剪切裂隙为主，随着初始围压增加，试样破坏时主应力差值及轴向变形增大，裂隙发育数量与主应力差值大小成正比；泥岩岩性弱承受的主应力差较低、原支护未改变主应力差峰值区环状分布形态，无法抑制巷道持续变形，导致21采区皮带下山巷道的破坏主要集中在泥岩段；与原支护相比，采用“浅锚注增强围岩、深卸压改善应力”联合加固技术后，巷道浅部主应力差峰值降低了27.88%，原峰值点处主应力差降低了10.5 MPa，联合技术应用现场后，巷道变形得到有效控制。

针对动载扰动作用下巷道支护体失稳问题，研发应力波扰动下巷道支护体失稳试验系统，实现不同应力波角度、强度下的巷道支护相似模拟试验，并应用IMASS本构数值模拟验证。结果表明：支护体稳定性与动载扰动强度呈负相关、与扰动距离呈正相关；随着冲击加速度增大，应力波传播中遇围岩裂隙发生连续反射，导致围岩应力增大，且围岩应力与冲击加速度呈二次多项式函数关系；当垂直冲击加速度为47~197 m/s²时，右帮最大破坏范围达9 cm，顶板裂隙处于孕育扩展阶段，锚索网联合支护具备一定抗扰动能力，围岩保持稳定；当垂直冲击加速度为247~297 m/s²时，右帮最大破坏范围达21 cm，顶板最大破坏范围达15 cm，锚固承载结构所受外部荷载超过支护体强度，围岩发生失稳破坏。该研究成果可为动载扰动作用下巷道支护设计提供技术指导。

为进一步探讨采动巷道在支承压力作用下的破坏机理，以3种典型的应力主导类型巷道为研究对象，综合采用数值模拟试验及理论分析，研究各类巷道在采动影响下塑性区发生二次扩展的演化特征，揭示采动影响下各类动压巷道的围岩变形机制。结果表明：巷道开挖后围岩形成的初始塑性区形态与原岩地应力分布有关，采动影响下不同应力主导类型巷道塑性区二次扩展呈现不同的演化特征。双向等压巷道围岩塑性区呈现圆形—椭圆形—蝶形演化特征；垂直应力主导巷道塑性区始终表现为蝶形形态；水平应力主导巷道塑性区由竖向蝶形演化为水平椭圆形。应力由巷道围岩浅部向深部呈现先增加后减小的梯度变化趋势，偏应力集中程度越大，围岩变形破坏程度越大。围岩偏应力分布形态与塑性区具有对应关系，塑性区二次扩展与采动前后的偏应力环境相关，其形态特征是在初始不可逆塑性区基础上叠加采动作用产生的塑性区再扩展形式。根据塑性区二次扩展机制，获得采动影响下不同应力主导类型巷道围岩变形规律，水平应力主导巷道围岩变形量最小，等压巷道次之，垂直应力主导巷道最剧烈，基于此提出差异化支护方式，通过预判塑性区形态，抑制塑性区扩展，加强塑性区扩展剧烈部位的支护，实现巷道围岩稳定控制。

为了解决迎采动巷道非对称底鼓变形问题，以5303回风巷道为工程背景，采用理论分析、数值模拟和现场试验等方法，研究了迎采动巷道非对称底鼓机理，提出了水力压裂切顶卸压控制技术。研究结果表明：迎采动巷道两侧垂直应力分布的不对称性是产生非对称性底鼓的根本原因；随着煤柱侧垂直应力集中系数增大，最大底鼓位置向煤柱侧偏移，底板变形量及速率不断增大；采动对巷道的影响体现在工作面侧向支承压力及巷道上方覆岩断裂失稳的影响；通过切断巷道上方坚硬的粗砂岩可以降低相邻工作面回采影响，减小采后悬顶造成的附加载荷；合理的切顶位置位于煤柱弹塑性区交界处的上方。现场工业实验表明，迎采动巷道采取水力压裂措施后底板变形得到了有效控制。

富水砂岩顶板与软弱破碎煤帮赋存条件是我国宁东矿区煤巷围岩失稳破坏的主要诱因,构建顶板堵水加固-煤帮改性强化的新型支护体系是保障该区域煤巷围岩实现长期稳定性控制的关键。以宁东矿区红柳煤矿典型巷道开展系统性研究,首先分析围岩变形破坏特点,通过现场155条节理裂隙产状玫瑰图揭示围岩裂隙发育特征;其次从围岩性质、应力环境及支护参数等角度剖析富水顶板软弱煤层巷道围岩失稳的主要因素。同时采用理论分析、实验室实验与数值计算等综合方法,阐明了以构建厚层跨界自稳结构、提高支护构件基础性能、扩大高预应力作用范围、保持压应力区敏感特性和强化底角楔形承载能力这5个控制要点为核心的全长预应力锚固原理;研制出泵注式锚固剂、锚注套管和定扭压片等新型支护材料,有效解决顶板淋水及帮部软弱破碎维控不可靠等难题;提出锚张泵注式支护工艺,并在红柳煤矿I040202东回风巷开展现场工业性试验。结果表明:新方案直接顶不淋水,帮部锚杆预紧力提升至84 kN,顶板和帮部变形量分别降低40%和65%;钻孔窥视显示,新方案3个钻孔累计12个评价单元的Sd值均小于0.47 cm,原方案4个钻孔累计16个评价单元中的9个S_d值处于0.47～2.35 cm,1个S_d值>2.35 cm。新技术总体控制效果良好,在类似巷道条件中具备推广应用价值。

巷道快速掘进是破解煤矿采掘失衡最为可行的关键技术。针对巷道围岩对快速掘进的瞬态和时效力学响应新问题，构建Power-Mohr黏弹塑性蠕变巷道开挖数值模型，对比分析不同掘进速度下顶板应力变形时空演化过程，创新性提出“变形均化、应力甩滞、强度阻断”快速掘进三大核心理念。结果表明：快速掘进技术缩小了巷道超前影响的范围，影响区域由8 m缩小至2 m，且超前变形量、轴向变形梯度及累积变形量均有所减小；同时，快速掘进使开挖面前方最大主应力降低，工作面空顶区始终处于低应力环境；巷道开挖后，支护锚杆可实现快速增阻。快速掘进有利于优化围岩应力、改善变形控制，该研究结果可为巷道快速掘进技术与装备的发展提供理论基础。

顾北煤矿14321工作面初始设计为综采，巷道沿顶布置。为提高采煤效率和防止透水事故，综采500 m后转为综放开采。为适应综放开采要求，原沿顶布置的巷道需通过卧底增加巷道高度，由此产生高帮巷道。巷道尺寸效应导致围岩应力分布和位移发生变化，易引发围岩结构失稳和支护失效等问题。以14321工作面机巷为工程背景，基于复变函数理论分析巷道高宽比与侧压系数对围岩应力场分布的影响，结合危险函数理论探讨巷道边界不同方位及岩性的围岩破裂危险性，采用FLAC^3D数值模拟研究巷道围岩位移演化和塑性区扩展规律。结果表明：巷道高宽比和侧压系数对围岩应力场分布具有显著影响，随着机巷高度增加，帮部围岩更易出现应力集中区；软弱煤帮与底角泥岩在高应力环境下存在较高的失稳破裂风险；高宽比增大加剧了围岩塑性区的扩展，卧底后帮部塑性区宽度增加31.8%，采动应力叠加后总扩展超过36.2%，其位移量达到原尺寸巷道的2倍以上。为此，提出以煤帮改性为基础的“锚注-喷浆”协同加固与卧底方案。现场监测结果表明，机巷注浆加固后围岩裂隙发育程度明显降低，位移量显著减小，稳定性得到有效控制。研究成果可为厚煤层沿顶掘进沿底综放回采巷道设计及支护提供参考。

为探究CO₂突出煤体吸附特性及突出致灾规律，以CO₂突出严重的甘肃窑街矿区金河煤矿为研究对象，采用理论分析、实验室测试与物理实验模拟相结合的方法，系统研究了CO₂的吸附特性与突出发生规律。开展5种不同比例CH₄/CO₂混合气体的等温吸附试验，分析了突出煤体中CO₂的适用吸附模型；通过3种压力下的CO₂动力效应模拟试验，揭示了CO₂突出后的致灾规律。研究结果表明：Langmuir模型不适用于描述CO₂在煤体中的吸附行为，基于微孔填充理论的D-A模型对CO₂吸附的拟合效果最优；当CO₂摩尔分数增加时，考虑表面非均质性的扩展L-F模型能更好地预测混合气体吸附量变化趋势。CO₂突出的临界压力为0.542 MPa，其压力随时间的变化关系可由幂函数P=a·tⁱ描述。突出后两相流以悬浮流、栓流、沙丘流及分层流等不稳定流动形式在巷道中传播，相对突出强度与瓦斯压力呈正相关；主巷道内煤粉质量分布呈现“中部高、两端低”的特征，回风巷的突出煤粉质量大于进风巷。瓦斯内能是突出发生的主要能量来源，包括吸附瓦斯解吸内能与游离瓦斯内能，其中CO₂吸附瓦斯体积采用D-A模型计算;大部分瓦斯内能用于煤体破碎，且瓦斯压力越大，煤体破碎程度越高，仅少部分能量用于煤体的抛出。这些研究成果进一步丰富了CO₂突出灾害防治的基础理论，为CO₂突出灾害防控提供科学指导。

为探究双防钻孔（防突抽采钻孔和防冲卸压钻孔）封孔段变形破坏特征及孔周局部化带应变的相关性，采用煤岩变形破坏数字图像系统开展钻孔注浆试样压缩观测试验，并结合虚拟引伸计与皮尔逊相关性方法进行分析。研究结果表明：注浆显著改变了试样力学特性，双孔注浆试样的抗压强度和弹性模量最高，单孔注浆试样次之，双孔未注浆试样最低；卸压钻孔主导试样的破坏模式，约束整体向外变形扩展，减弱了体积变形的空间效应；孔周局部化带应变随时间呈“台阶式”增长，其中双孔未注浆试样应变台阶出现最早、步距最长，双孔注浆试样则出现最晚、步距最短；皮尔逊相关系数证实了双防钻孔孔周裂纹扩展必然相互影响，而注浆会有效削弱两类钻孔间的相互作用程度。

沿空留巷技术在井下应用日益普遍,但目前针对沿空留巷工作面形成的连续采空区瓦斯问题研究较少,为此采用相似模拟试验、数值分析与工程实践相结合的方法,开展采空区留巷墙体破坏风险、留巷破坏对新老采空区演化及瓦斯运移影响的研究。结果表明:随着相邻工作面推进长度增加,充填体长期稳定性安全系数持续下降,当3202工作面开采至350 m时,新老采空区形成二次见方,留巷墙体发生破坏;工作面间留巷墙体破坏后,留巷左右100 m范围内上部倒梯形岩层开始下沉,导致采空区更大破坏及新老采空区沟通,形成更大的梯形破坏区域;新老采空区连通后,老采空区瓦斯向新采空区运移,造成工作面瓦斯体积分数升高。为消除工作面瓦斯超限风险,设计并考察跨工作面定向长钻孔抽采新老采空区瓦斯的试验。结果表明:跨工作面长钻孔具备取代常规走向高位钻孔抽采正回采工作面采空区瓦斯的能力,且抽采周期更长;抽采期间老采空区插管内瓦斯体积分数呈持续下降趋势,降幅可达35.7%,验证了老采空区瓦斯抽采的有效性。通过建立新老采空区瓦斯协同抽采技术,解决工作面瓦斯超限问题,保障工作面顺利回采,为连续沿空留巷工作面采空区瓦斯治理提供新的技术途径。

煤炭地下气化引发的高温环境对浆-岩界面黏结性能及裂隙扩展特征具有显著影响。采用自主研发的耐高温复合水泥材料,结合保压注浆技术,研究了高温作用下浆-岩界面剪切性能与损伤机制。通过室内剪切试验与数字散斑相关法(DIC)分析发现,随着温度升高,浆-岩界面剪切强度显著下降,400 ℃为临界温度,超过此阈值后,界面黏聚力下降42.11％,内摩擦角下降23.43％；显微观测分析发现，在600～800 ℃高温区间,裂隙开度增加是界面损伤的主要原因；通过引入峰值摩擦系数和稳定摩擦系数,系统评价了法向应力与高温对浆-岩界面剪切性能的影响；同时,分析了高温下砂岩与浆液结石体热膨胀系数差异对界面黏结性能的影响,随着温度升高,热膨胀差异引发的热应力增加导致界面裂纹形成,进一步加剧了界面损伤。研究结果可为煤炭地下气化环境下裂隙岩体加固提供理论支持。

针对传统岩石强度参数测试方法周期长、成本高的问题，本文提出一种基于Stacking集成算法的新型岩石单轴抗压强度预测方法。通过自主研发的岩石数字钻探测试系统，对不同强度材料的组合试件开展数字钻探试验；选择4种不同的机器学习算法（包括支持向量机、随机森林、LightGBM和BP-神经网络），利用钻进数据训练相应的算法模型，探究钻进速度、扭矩和推进力与岩石单轴抗压强度之间的关系；采用双层Stacking框架融合4种抗压强度预测模型，构建集成算法模型，以解决单一算法模型预测精度不足、泛化能力差的问题。研究结果表明，Stacking算法模型在不同转速下对岩石单轴抗压强度的预测性能优异，300 r/min转速与400 r/min转速下对不同试件的单轴抗压强度预测结果决定系数R²基本高于0.9，优于其他4种基学习器，且平均绝对误差占实际强度值的比例小于5%。现场应用表明，Stacking算法模型能有效预测巷道岩层的岩石单轴抗压强度，可为岩体随钻探测研究提供新的思路和方法。

为提高高寒地区露天煤矿岩石台阶深孔爆破效果,基于空孔对岩体中爆炸应力波传播导向及反射拉伸作用的假设,以加密孔夹角为影响因子，构建了加密孔条件下应力关系模型,提出了孔间加密与排间加密两种加密布孔方式,将数值模拟与现场试验相结合,探究了长加密孔应力波反射拉伸与损伤效果影响规律。结果表明:在相邻爆源作用影响下的最佳加密孔夹角为0°和45°;孔间长加密布孔对岩体爆破损伤的效果优于短加密孔;2 m排间加密方案中,加密孔附近未产生明显裂纹,主炮孔周围裂隙发育不明显,岩石平均大块率在4.32％左右;采用6 m孔间加密和6 m排间加密方案后,岩石平均大块率整体降为3.03％和2.34％,6 m孔间加密方案爆破破碎效果最佳。

压裂技术在煤层增透、促进顶煤冒放、顶板压裂防冲等方面应用广泛。在煤层或顶板中压裂时,采掘活动引起的扰动应力场将直接影响裂缝扩展规律和压裂效果。基于采动应力场中压裂工程背景,提出了采动应力张量变换下压裂模拟方法,通过二次开发SIGINI子程序实现了平衡态预定义采动应力场,研究了在旋转应力场中分段压裂时裂缝面的扩展规律,并基于李群和李代数描述了诱导应力场三维演化规律。结果表明:在原始地应力场中,随着压裂段间距的增大,裂缝面平均粗糙度和最大高度差总体呈下降趋势,中间裂缝面粗糙度往往最小,表明压裂段间距的增加弱化了缝间应力阴影的影响；在旋转应力场中,中间裂缝面粗糙度往往最大,说明其在扩展过程中弯曲较多；裂缝诱导应力场使部分区域应力发生重定向,并且使应力值大幅变化,从应力阴影到原始地应力区,最小主应力值增加了16.2％,中间主应力值增加了8.5％,最大主应力值减小了71.1％；在裂缝诱导应力场影响范围内,相邻裂缝竞争扩展,旋转应力场推动裂缝面偏转到诱导应力场范围内,受诱导应力场和旋转应力场双重影响,裂缝形态更加复杂。

反复浸水对煤矿地下水库边界煤岩柱强度弱化作用明显,是影响地下水库安全运行的关键因素之一。采用微观与宏观相结合的方法对干燥～浸水4次的煤系砂岩损伤和破坏过程开展试验研究,结果表明:随着浸水次数增加,岩样内部孔径、孔隙之间的连通性逐渐增大;由浸水1次到浸水4次,岩样溶蚀孔孔径分别为0.9,3.0,8.1和16.2 μm,T₂曲线最大幅值分别为1 520.62,1 523.80,1 541.72和1 561.54,全孔、小孔、中孔和大孔的T₂谱面积增大幅度分别为9.96％,5.32％,141.82％和119.72％;浸水次数越多,岩样脆性越小,残余强度特征越明显,AE信号强度越弱,AE值越小,内部张拉裂隙数量越少,剪切裂隙数量越多;随着时间增加,不同浸水次数下岩样AE计数时间分布分形维数(D_AEtd)整体上均先升后降,而AE空间分布分形维数(D_AEsd)均呈下降趋势,且下降规律不同;干燥～浸水4次,D_AEtd变化范围分别为1.351～2.612、1.097～2.425、1.444～2.236、1.107～2.213和1.456～2.452,D_AEsd变化范围分别为2.379～2.788、2.147～2.856、2.236～2.537、2.057～2.306和2.080～2.477;随着浸水次数增加,D_AEtd无明显变化规律,而D_AEsd整体呈下降趋势。研究成果可为受水反复侵蚀的地下煤系沉积岩结构稳定性评价和设计提供参考。

短壁块段式采煤技术作为新型绿色开采技术，在确保煤炭资源高效开采的同时兼顾了水资源保护和生态环境修复，成为保水采煤技术的重要组成部分。基于短壁块段式采煤工艺特点，建立了短壁块段式采煤覆岩力学模型，探讨覆岩隔水层失效判别依据。根据覆岩运移特征以及隔水层破坏形式，确定了覆岩隔水层失效的主控因素，并研究各主控因素影响下覆岩隔水层变形破坏规律。研究表明：保护煤柱宽度增加可以显著降低保护煤柱区域的破坏程度；隔水层厚度增加，块段区域破坏程度逐渐升高，而保护煤柱区域的破坏程度降低；随着隔水层高度升高，块段区域破坏程度随之降低；随着弹性模量增加，块段区域破坏程度逐渐升高，保护煤柱区域破坏程度显著降低。以西北地区伊宁矿区某矿为分析实例，基于建立的隔水层阻水性能评价模型，确定了短壁块段式开采最佳方案。