导水裂隙带发育高度的确定对于煤层顶板水害防治工作具有重要意义，本文在广泛收集我国华北地区不同煤矿区的综采导水裂隙带发育高度实测数据的基础上，通过邓氏灰色关联分析理论和主成分分析理论，分析了开采厚度、开采深度、工作面斜长、硬岩岩性比例系数与导水裂隙带高度之间的关联度，并确定了各影响因素的组合权重值。采用SPSS散点分析及Matlab函数编程拟合了导水裂隙带高度与各影响因素相关关系曲线，得到了导水裂隙带发育高度对各影响因素的最佳一元非线性回归模型，在此基础上，结合各影响因素权重，构建了基于加权的综采导水裂隙带高度多元非线性回归预测修正模型，并将其与多元线性回归模型、“三下”规范经验公式的预测结果进行了对比分析，结果表明本文所建立的导水裂隙带高度预测公式准确性更高，具有较好的实际应用价值，可以为导水裂隙带高度的研究提供一定的依据和参考。
煤矿冲击地压是煤矿灾害之一，煤岩体冲击倾向性指数是煤岩体的自然属性，利用 RMT-
150B伺服试验机对赵固二1 煤样进行冲击倾向性指数则试，在加载过程同步进行声发射信号检则，分析煤样冲击倾向性指数、关联性及声发射特征。 试验结果表明：在煤样受载变形破坏过程中始终伴随着声发射事件，当载荷接近煤样峰值强度时宏观裂隙逐步形成，声发射活动异常活跃，声发射幅值、计数和能量均达到最大值，且超前于峰值强度 3 -17 s，声发射计数和能量累计曲线出现突变现象，可以作为判定煤样临近破坏前兆信息，与峰值前相比峰值后的声发射幅值、计数、能量有所降低。 煤样抗压强度与弹性模量、峰值前积蓄能量呈正相关性，与冲击能指数、动态破坏时间呈负相关，可以采用线性拟合来表征单轴抗压强度与弹性模量、峰值前积蓄能量的特征。 煤样抗压强度越高、弹性模量越大，积蓄弹性能越高，发生冲击地压的危陓强度也就越大。 对于煤层进行弹性能指数鉴定时，采用声发射同步检则煤样损伤演化过程，依据声发射突变信号作为卸载点更有利确定样弹性能指数。 赵固二1 煤样单轴抗压强度为 53.0 MPa，弹性模量为 4.21 GPa，冲击能量指数 5.45，动态破坏时间为 708 ms，弹性能指数为 16.44，综合评定二1 煤为( III 类） 强冲击类型煤层。
硫磺沟煤矿巨厚强冲击煤层掘进工作面超前钻孔卸压失效机理研究
针对巨厚煤层掘进工作面冲击地压防治中出现的大直径钻孔卸压失效现象，以新疆硫磺沟煤矿巨厚煤层掘进工作面频繁发生冲击地压事故为工程背景，采用理论分析、数值模拟等方法，研究了不同厚度煤层工作面掘进、卸压区域的应力分布状态，分别建立了工作面掘进、卸压区域煤岩体“ 挠曲－冲击”力学模型，揭示了巨厚煤层掘进工作面大直径钻孔卸压失效机理，得到以下结论：薄～特厚煤层和巨厚煤层中实施卸压钻孔形成的水平应力集中区分别位于稳定的顶底板岩层中和煤层中，卸压区域上方形成的煤、岩层梁结构均能保持稳定 巷道掘进导致顶板煤、岩层梁结构跨度急剧增大且产生掘进扰动和应力二次集中，理论计算结果表明，薄～特厚煤层顶板岩层梁结构在卸压和掘进期间均能保持稳定，而巨厚煤层顶板煤层梁结构会发生“挠曲－冲击”失稳，进而诱发掘进迎头频繁冲击。 据此提出了优化卸压钻孔布置方式的防治措施。
巨厚煤层综放开采上覆临近采空区裂隙二次演化特征分析
浅埋近距煤层煤柱集中应力传递规律分析
为探究浅埋近距煤层开采上煤层区段煤柱底板集中应力传递规律，以及下煤层煤柱集中应力控制方法，以柠条塔煤矿1-2煤层与2-2煤层开采为背景，结合理论分析、数值模拟及工程实践，建立上煤柱底板集中应力计算模型，揭示上煤层煤柱底板集中应力分布规律，提出基于下煤柱集中应力控制的煤柱错距确定方法。研究表明，随着上煤柱底板深度增加，煤柱正下方的垂直应力呈降速减小，水平应力分布曲线由1个峰值演化为2个峰值，且峰值应力位置向煤柱两端扩散。建立下煤柱集中应力控制的煤柱错距模型，提出煤柱错距确定方法，为控制重复采动下煤柱的集中应力，下煤层巷道应布置在上煤柱向下传递的高应力区范围之外。合理的煤柱错距主要与基岩、土层性质及层间距等因素有关，其随基岩和土层厚度的变化呈正相关，基岩(土层)厚度每增加10 m，煤柱错距应增大1.123 m(0.987 m)；煤柱错距随层间距的变化曲线呈“抛物线”，层间距小于35 m时，煤柱错距随层间距增大呈降速增加趋势，层间距越小，其变化对合理错距的影响越显著，层间距35~45 m时，煤柱错距随层间距增大而减小。通过开采实例对煤柱错距模型进行验证，结合理论模型计算和数值模拟，柠条塔煤矿两煤层合理煤柱错距应大于20 m。研究结果可为浅埋近距煤层开采的煤柱减压提供新思路。
综放大煤柱临空侧巷道密集区冲击地压机制研究
新疆大型露天矿绿色安全高效开采存在问题及对策
新疆矿产资源丰富，但生态环境脆弱，随着开采规模不断增大，大型露天矿开采与生态环境保护之间的矛盾日益突出。通过收集整理相关资料，总结了新疆地区矿产资源赋存特征、大型露天矿分布情况及生态环境特征。揭示了新疆大型露天矿开采存在的问题，并分别针对处于规划设计阶段与生产运营阶段的两类矿山，提出各自相应的露天矿绿色安全高效开采思路，建立了全流程环节的理论框架及具体实施方案。分析总结了适用于新疆大型露天矿绿色安全高效开采的关键技术及有益效果，继而提出了“大型露天煤矿宜采用陡帮开采跟踪内排的绿色模式，大型露天金属矿宜采用露天-地下联合开采的绿色模式”的观点，并以乌拉根锌矿为例进行了工程案例分析。
以陈家沟煤矿 3203 工作面北消河下综放开采为研究对象，采用变形分析法和数值模拟相结合的方法对工作面开采导水裂隙带高度进行研究。 研究结果表明：3203 工作面采用综放开采导水裂隙带最大高度出现在开切眼侧，最大高度 124 m，裂采比为 11.7 导水裂隙带最终发育形态为一偏态的“ 马鞍形”。 工作面覆岩结构对导水裂隙带发育规律具有显著影响，导水裂隙带发育高度随着覆岩关键层的周期性破断而呈台阶状增长 当导水裂隙带高度发育到一定层位后，覆岩中一定厚度的软岩是抑制导水裂隙带继续向上发育的关键岩层（ 抑制层）。 根据覆岩结构特征，分区域判定导水裂隙带高度，更符合工程实际。 依据导水裂隙带高度预计结果对 3203 工作面原开采方案进行修正，提出开切眼和停采线 100 m范围顶煤全部放出方案，提高了资源回收率。
液氮溶浸时间对烟煤渗流特性的影响及传热过程模拟
低透气性一直限制着我国煤层气的高效抽采，近年来，液氮致裂技术因其绿色环保、增透效果显著等优势成为研究热点。低温液氮在冷冲击致裂煤层的同时，热量也在发生迁移，液氮对煤层的致裂效果是随时间逐渐发生衰减的。为了保证液氮致裂全程的高效性、节约工艺时间，有必要对液氮致裂过程进行细化研究，精确评价其时间效益。为此，选择安徽省淮北煤矿中阶烟煤分别进行了1，5，10，30 min的液氮溶浸处理实验，并对传热过程进行数值模拟。结果表明：1) 液氮溶浸处理可显著提升煤体的渗透率，处理后的煤样较初始状态渗透率增幅可达208.82%~ 432.50%。2) 液氮溶浸处理后，拟合参数“a”值明显增大，即煤体渗透率对孔隙压力的敏感性增大；随着围压的上升，拟合参数“a”值呈减小趋势，即煤体渗透率对孔隙压力的敏感性逐渐减小。3) 实验结果表明随着溶浸时间的增长，液氮的致裂增透效果是在逐渐衰减的；根据数值模拟结果，将液氮溶浸致裂煤体分为3个阶段：0~158 s为高效致裂阶段，158~450 s为正常致裂阶段，450 s后为低效致裂阶段。
破碎岩体应力-渗流耦合模型及数值模拟研究
为了解决地下矿山岩体防渗及顶底板突水问题，设计破碎岩体应力-渗流耦合试验，分析岩体破坏特征及渗透率变化特征，并揭示应力-渗流耦合试验中岩体的致灾演变规律；结合D-P准则演化推导岩体应力-渗流耦合力学模型，从力学角度解释岩体破坏过程；推导应力-渗流耦合模型在FLAC3D中的有限差分程序，实现耦合模型的二次开发应用。研究表明：岩体的渗透率变化规律可划分为4个阶段(孔隙压密阶段、弹性变形阶段、塑性强化变形阶段及破坏后阶段)，其中在塑性强化阶段渗透率产生明显提升并持续增长；增大孔隙水压，岩体泊松比上升，弹性模量下降，破坏角减小，岩体弱化效果明显，破坏形式由主剪切破坏逐渐向次生裂隙的张拉剪切破坏过渡；增大孔隙水压，模型参数F0和m分别以指数形式减小和增大，岩体峰值强度降低，高压水的存在使得岩体劣化程度增加，增大了裂隙发育程度，从而导致突水致灾危险性增加。
突出冲击波对风门和风筒防逆流装置的破坏研究
煤层注水渗透率模型及水力耦合影响因素数值模拟研究
为有效防治矿山动力灾害，优选煤层注水技术合理参数，以东于煤矿03303工作面为实验背景，基于多孔介质渗流理论，通过高压水侵渗流实验系统获取不同覆压条件下渗透率演化拟合曲线。结合流固耦合渗流模型、渗透率拟合曲线和比奥模量等多种参数，构建动态渗透率计算模型，对煤层注水卸压增透过程及其影响因素进行数值模拟，根据模拟结果优选注水工艺参数开展现场实验，对比分析数值模拟结果和现场实测数据。研究结果表明：煤层注水可有效卸载地应力，提高低渗煤层渗透性，随着注水时间的增加，增透区域以注水钻孔为中心向径向方向均匀扩展，注水钻孔间会产生水力复合影响区域，降低注水增透效果，注水压力、钻孔孔径和钻孔间距均不同程度影响水力耦合区域；在相同注水时间下，选用0.2 m孔径及5 m钻孔间距，在8 MPa水压下煤层注水卸压增透效果较好。
采用理论分析、数值模拟方法对非等压应力场巷道围岩主应力差分布规律与稳定性进行研究，重点分析不同侧压系数下巷道顶底板与两帮的主应力差分布演化规律、塑性区形态和变形演化规律。研究结果表明：侧压系数λ<1时，巷道两帮破坏范围大于顶底板；λ>1时，顶底板破坏范围大于两帮。基于数学拟合得到巷道围岩最大主应力差轨迹线方程，该式可计算出围岩破坏最严重区域。巷道在围岩四周会形成主应力差承载壳，λ增大过程中，承载壳形态演化过程为：水平的类“8”字形→扁平椭圆形→圆形→瘦高椭圆形→类“8”字形。顶底板主应力差峰值随着λ的增大而增大，并向围岩深部转移，两帮峰值随着λ的增大而减小，向围岩浅部转移。巷道围岩塑性区总是分布在主应力差承载壳内，其形态演化过程与主应力差承载壳保持一致。λ增大过程中，巷道顶底板位移曲线离散程度不断增大，两帮位移曲线离散程度先减小后增大。λ<1时，两帮表面位移>顶底板表面位移；λ>1时，顶底板表面位移>两帮表面位移。λ越接近1，巷道围岩稳定性越好。以回坡底煤矿11-1021巷为工程背景，研究发现巷道围岩主应力差呈倾斜的类“8”字形分布，理论分析结果与巷道实际破坏情况吻合，验证了理论的正确性。
基于巷道支承应力转移的自发型冲击失稳与防控研究
坚硬顶板遗留煤层下综放工作面冲击地压发生机理
为研究坚硬顶板遗留煤层条件下综放工作面冲击地压发生机理，以宽沟煤矿坚硬顶板遗留煤层下I010203工作面易发生高能量事件的临空巷道为工程背景，通过理论分析、现场监测、数值模拟和工程验证相结合的方法，分析了B4、B2煤层开采过程中覆岩结构特征及演化过程，模拟了不同结构形态下煤岩体应力分布规律，并通过钻孔实测、微震监测和PASAT M探测多种方法进行了验证。研究表明：B4与B2煤层开采后，低位覆岩结构I以侧向悬臂的形式加载临空巷道，悬顶长度为18.5~37.5 m，造成临空巷道煤岩体形成应力升高区；随着开采范围增大，覆岩活动空间向上发展，微震事件向上聚集，采空空间逐渐增大，当B4与B2煤层采空区导通后，波及高位覆岩结构II，r2岩层运动下沉造成实体侧煤体应力升高区范围扩大、转移，应力集中系数再增大，最终r2岩层破断失稳，结构I与结构II积聚的弹性能瞬间释放，动静载共同作用达到冲击地压发生的临界条件，造成临空巷道冲击显现。
为研究临地堑开采条件下冲击地压的致灾机制，采用数值模拟、理论推导剖析了临地堑开采与正常开采条件下应力、位移和能量场的异同，分析了“ 顶板－煤体－底板＂协同作用下能量释放机制，揭示了临地堑开采冲击地压发生机制，并比较分析了主控因素影响权重差异。研究结果表明：临地堑开采特殊的顶板结构阻碍工作面侧向支承压力向岩体深部转移，造成断层处应力集中，同时特殊的采场结构导致系统刚度降低，系统整体刚度低造成煤柱区易集聚弹性能，并且较正常条件回采，能量聚集程度更高，冲击危险性更大。 临地堑开采条件下的冲击地压冶理应从合理布置工作面和加强监测卸压两方面进行。 宜将采高控制在6 m以下，保护煤柱宽度大于50 m，回采期间加强监测，必要时采取深孔爆破等手段进行提前卸压。
为研究深部矩形煤巷围岩破坏失稳全过程宏细观演化特征，以山东龙郓煤矿深部矩形底煤巷为背景，采用自主研制的深部地下工程结构失稳全过程模拟试验系统，从宏观尺度研究矩形底煤巷锚固围岩承载全过程的应力、变形和电磁辐射特征，获得锚杆支护和锚杆索支护模型的峰值强度比无支护模型分别增强了31.49%和45.56%，其峰值位移同样增长了76.00%和113.71%才破坏失稳的结论。在此基础上，通过颗粒流软件PFC2D建立锚杆索加固巷道围岩的“两介质-四界面”模型，并实现模型承载全过程不同位置测点的实时应力监测；从细观层面揭示不同支护方式下巷道围岩破坏失稳全过程内部的应力演化和裂纹发育规律，建立以锚固围岩的裂纹分布表征结构损伤程度的巷道失稳风险模型。结果表明裂纹分布分形维数在无支护和锚杆支护模型达到其峰值强度的30%和70%前即已达1.3以上，具有巷道失稳风险。而锚杆索支护模型在整个承载过程中的裂纹分布分形维数始终低于1.3，表明巷道是稳定的。巷道锚固围岩破坏失稳的根本原因是首先始于锚固端岩体围岩的力链断裂和内部应力跌落，并逐渐向深部岩体和表层围岩两个方向发展。为此，提出阻断力链断裂和内部应力跌落的深部底煤巷“强帮护顶”支护原则，为深部煤巷防治片帮冒顶提供了新思路。
深井切顶留巷顶板错动判据与支护参数量化研究
切顶留巷顶板支护方式主要为主动支护与临时支护。研究留巷期间顶板主动支护与临时支护之间的量化关系，确定切顶留巷顶板支护参数量化关系，可为支护参数设计及稳定性控制提供理论依据。以祁东煤矿7135工作面为工程背景，研究切顶巷道走向及倾向不同层位顶板变形规律，获得直接顶与基本顶的协调变形特征。分析直接顶与基本顶协调变形力学特征，建立切顶留巷直接顶与基本顶组合力学模型，以锚杆发生剪切破坏为临界指标，获得层间错动判据，并以此分析临时支护刚度、锚杆预紧力及锚杆支护间排距之间的量化关系。通过引入埋深因素，分析不同埋深临时支护与主动支护的量化关系。提出工程实践中：为提高留巷期间巷道顶板稳定性、控制顶板下沉变形量，可通过增加巷内临时支护体数量、提高支护刚度、减小锚杆支护间排距及提高锚杆预紧力等方法实现。结合祁东煤矿7135工作面回风巷留巷期间顶板控制效果，验证了支护设计的合理性。
