摘要：针对煤矿千米深井、软岩、强采动巷道围岩大变形难题，以淮南新集口孜东矿350 m超长工作面运输巷为工程背景，分析了巷道围岩大变形、支护构件失效原因;采用理论分析、实验室试验和井下试验方法，从围岩物性劣化、偏应力诱导围岩扩容、软岩结构性流变及超长工作面采动影响等方面，揭示了高地应力与超长工作面强采动应力叠加作用下巷道围岩大变形机理。以此为基础提出千米深井、软岩、强采动巷道支护-改性-卸压协同控制理念，采用数值模拟对比研究了无支护、锚杆支护、锚杆支护-注浆改性、锚杆支护-注浆改性-水力压裂卸压4种方案巷道围岩应力、变形及破坏规律，阐述了巷道支护-改性-卸压协同控制原理。研发出CRMG700超高强度、高冲击韧性锚杆支护材料，研究揭示了锚杆受拉、剪、扭、弯及冲击复合载荷作用的力学响应特征;开发出微纳米无机有机复合改性材料及配套高压劈裂注浆技术;研发出分段压裂水力压裂卸压技术与设备，形成了巷道支护-改性-卸压协同控制技术。基于上述研究成果，提出口孜东矿示范巷道支护-改性-卸压布置方案与参数，并进行了井下试验与矿压监测。监测结果表明，巷道围岩协同控制技术应用后，巷道变形量降低50%以上，锚杆、锚索破断率降低90%，工作面采动应力明显减小，有效控制了千米深井、软岩、强采动巷道大变形。最后，对下一步的研究工作进行了展望。

摘要：煤岩识别是实现采煤机滚筒高度自动调节的关键技术，是综采机械智能化的体现，也是实现无人自动化开采的先决条件;可靠的煤岩识别系统在提高生产效益、减轻设备磨损、保障工人安全等方面具有突出的优点。目前煤岩界面主要依据人工或者单一传感器监测进行识别，所以识别的结果不准确，具有一定的误差;因此，提出一种基于数据融合理论的多传感器煤岩识别方法;该方法以煤岩在硬度上的差异为基础，以采煤机摇臂销轴为研究对象，在摇臂与连接架销轴处布置4个经过等效强度处理的销轴传感器，采集采煤机截割不同硬度煤壁与岩壁时销轴的应变数据，对采集到的数据通过加权融合理论进行系数分配、融合，获得多传感数据融合的组合判据，利用组合判据对煤岩分界面进行识别。实验结果表明，销轴传感器采集到的应变数据在截割煤和岩时波动较大，且割煤应变数据和割岩应变数据有重叠部分，很难精准的实现煤岩界面的识别;通过数据融合方法处理后的应变数据波动较小;利用拟合公式对应变数据标定，得到销轴传感器所受的载荷值:截割岩时销轴受力范围为24.766 ~ 25.467 kN，截割煤时销轴受力范围为23.493 ~ 24.348 kN;与单一传感器测量相比，差异明显，没有重合部分;因此，可以采用这种方法在实际的生产工作中标定截割煤和岩时销轴受力的期望值范围，以此期望值范围的差异作为采煤机煤岩界面识别的依据。

摘要：与浅部相比，深部巷道，特别是千米深井采动巷道，地应力高、采动影响强烈，导致巷道围岩变形大、持续时间长、破坏严重，目前的理论不能科学解释深井采动巷道的围岩劣化、大变形与破坏机理。深部开采条件下的巷道围岩大变形破坏理论已经成为煤炭深部开采面临的重大课题之一。为此，采用现场调研与试验、实验室实验、数值模拟和理论分析等方法，从应力强度比出发，并考虑偏应力和梯度应力，提出了采动系数的概念;从力学本质和工程应用的角度明确了巷道强采动和大变形的概念，探讨了其科学内涵，并初步提出确定了强采动和大变形的量化的评价方法;在此基础上，基于深井强采动巷道围岩所处应力环境及其大变形特征，初步提出了深部采动巷道围岩流变和结构失稳大变形理论框架。其核心思想是巷道围岩结构运动、围岩劣化、梯度应力和偏应力诱导围岩裂隙扩展、软岩流变与结构性流变大变形、破裂岩体长时扩容;基本问题包括深井采动巷道围岩应力路径、考虑应力路径的偏应力和梯度应力对巷道围岩的作用机理、巷道围岩锚固承载结构流变大变形、巷道围岩结构失稳大变形等。偏应力和梯度应力导致巷道浅部围岩张拉劈裂扩容和承载区围岩剪切滑动，且承载区围岩剪切滑动对浅部张拉劈裂围岩产生向巷道内的推力，扩容与推力导致浅部锚固体出现结构体滑移流变和整体性的挤入。由传统的软岩流变上升至软岩流变与锚固体结构性流变大变形。巷道围岩结构失稳大变形包括上覆岩层大结构失稳导致的整体移动大变形和松动圈内破裂岩体运动失稳大变形。提出的深部采动巷道围岩流变和结构失稳大变形理论从深部环境、深部岩体及强烈施工扰动相互作用出发，揭示深部巷道围岩应力场时空演变规律和大变形与破坏机理。

摘要：针对口孜东矿121302工作面使用的四柱支撑掩护式液压支架适应性较差的问题，统计分析了121302工作面的矿压和支架受力特点，基于平面杆系建立了四柱支撑掩护式支架的力学模型，推导出支架极限外载荷大小和分布区间的解析表达式，得出支架外载荷与顶梁合力和底座合力是一一对应关系，支架能够平衡的外载荷必须满足其对应的顶梁合力和底座合力均在其长度范围内，否则，支架将不能保持稳定状态;支架极限外载荷区间不是完全覆盖顶梁长度，依据前后排立柱的最大工作阻力和最大拉力分为5个区域:前排立柱达到最大拉力区、后排立柱达到最大工作阻力区、前排立柱达到最大工作阻力区、后排立柱达到最大拉力区、无承载能力区，其中，无承载能力区的区间取决于支架高度、摩擦因数以及顶梁前端至底座前端的水平距离。通过实例分析了支架前后排立柱不同工作阻力分配比例和摩擦因数对支架适应性的影响，结果表明:支架前后排立柱工作阻力不能相差太大，太大会降低支架的适应性;顶底板松软和较大俯采角度的工作面，支架前后排立柱工作阻力分配比例6∶4时最为合理;通过增大中缸环形面积以提高后柱的受拉能力来提高支架适应性，为了保护导向套和立柱连接件不受损坏，立柱的上腔加装安全阀，并加强后排立柱的连接件强度;摩擦因数取负时，支架极限外载荷区间最小，随支架高度降低，支架极限外载荷区间增大;摩擦因数取非负时，摩擦因数越大，支架前端的承载能力越大，随支架高度降低，支架极限外载荷区间减小。

摘要：随着煤矿开采深度的增加，千米深井巷道围岩大变形控制难题急需解决，提出了支护-改性-卸压“三位一体”协同控制技术，其中注浆“改性”环节要求注浆材料具有高渗透性和早强性。以硫铝酸盐水泥熟料、石膏、石灰为主要原料，通过优化配比和超细粉磨方法研发了具有早强、高渗透性的微纳米无机注浆材料，测试了材料粒径、比表面积、抗压强度、泌水率和凝结时间;采用自制的注浆模拟系统测试了微纳米无机注浆材料注浆加固煤体效果;在中煤新集口孜东矿进行了现场应用。材料性能实验结果表明，硫铝酸盐水泥熟料、石膏、石灰三者最优质量比为10∶8∶2，经超细化加工，材料粒径达到6.7 μm，比表面积为1 200 m2/kg，达到微纳米级别;水灰比为1.0时，6 h抗压强度达到6.8 MPa，泌水率低至2.8%，初凝时间为10 min。煤体注浆加固模拟实验结果表明，注浆前后煤样强度提高24.4%;现场工程应用结果表明，注浆前后锚杆拉拔力提高了81.3%，浆液大量填充煤体裂隙，提高了煤体完整性，扫描电镜观察说明浆液可以通过10 μm裂隙，渗透性良好。与传统水泥基注浆材料相比，微纳米无机注浆材料具有更高的渗透性和早期强度;与有机化学注浆材料相比，微纳米无机注浆材料为无机矿物材料，不燃，具有更低的成本和使用安全性。

摘要：高压劈裂注浆改性技术通过注浆改性方法可提高围岩自承能力，是巷道围岩“支护—改性—卸压”协同控制技术的重要一环。针对口孜东矿121302运输巷锚杆支护效果差，常规注浆方法无法注入巷道围岩等难题，开展了千米深井巷道高压劈裂注浆改性技术研究与实践。开发高压劈裂注浆工艺，研制高压劈裂注浆装备，试制的矿用气动注浆泵最大工作压力超过30 MPa，采用微纳米无机有机复合改性材料，经过超细加工，95%的粒径≤9 μm，在121302运输巷掘进工作面进行高压注浆改性试验，对注浆压力―流量变化规律、注浆量、浆液扩散半径等参数统计分析，对注浆改性后的效果进行了测试评价。试验结果表明:注浆压力与注浆流量是劈裂注浆的主控因素;掘进工作面超前注浆平均启劈压力在22 MPa左右;滞后掘进工作面6~8 m注浆，适当降低排量，注浆过程进入高压微劈裂-渗透注浆阶段，增强注浆效果。高压劈裂注浆改性工艺解决了高应力低渗透软岩“注不进”的难题，保证锚杆索锚固质量，改善新掘巷道成型。巷道围岩改性效果理想:现场取样SEM扫描电镜细观形貌分析可发现，高压劈裂注浆工艺下，新型微纳米有机无机复合改性材料可注入最小约2 μm宽度的裂隙;浆液水化固结体密实并与煤界面结合致密;纳米压痕试验证明煤浆界面区弹性模量高于煤，致裂重新黏合后的煤体力学性能强于之前。

摘要：针对深部开采复杂地质条件下的综采装备空间位姿及力学状态动态变化、随机倾斜错动难以描述和自适应控制难题，提出了基于全位姿测量及虚拟仿真控制的智能开采模式，以中煤新集口孜东矿140502工作面地质条件和7 m四柱大采高综采装备参数为基础，构建复杂条件下智能开采装备全位姿测量及虚拟仿真智能控制系统。首先，给出了智能开采“环境装备-仿真模拟-反向控制”运行体系下的智能决策过程，提出了融合视觉的装备全位姿测量、工作面装备位姿一体化描述及驱动关系建模、基于Unity3D的综采虚拟仿真控制等3项支持智能决策的关键技术。随后建立融合视觉的工作面综采装备群全位姿多参数测量系统，提出了基于设备特征点的视觉多参数测量方法，获取描述综采装备群空间全位姿的15个独立参数;给出综采装备群统一坐标描述及驱动模型，建立了特定的全局和局部坐标系、采煤机和刮板输送机位姿驱动关系模型和刮板输送机三维空间弯曲姿态模型;基于Unity3D虚拟仿真技术构建了工作面场景、装备、工艺流程等虚拟实体和关系模型，支撑井下综采装备开采过程运动仿真。开发了与全位姿测量系统通信的底层数据接口，获取装备的实际工况数据从而驱动仿真模型实现三维场景下的虚实映射。分析计算和模拟优化下一割煤循环装备协同运动及工艺过程，通过反向控制链路实现对装备虚拟模型和实际装备体的闭环控制。实验室测试表明:虚拟仿真系统实现了数据获取、模型解算、单机装备及装备群协同运动仿真，满足装备实际运行逻辑关系，具有对工作面装备运行状态实时监测和反向控制能力，系统运行流畅性满足要求，帧率＞20 fps。全位姿测量系统经井下现场测试表明:图像识别检测的支架数大于5架，图像解算时间小于0.5 s，支架顶梁测量角度误差在0.4°~1.2°，满足系统数据测量需求。

摘要：针对煤矿千米深井高应力、软岩大巷围岩强时效大变形难题，以中煤新集口孜东矿软岩大巷为工程背景，根据井下实测数据与支护状况，分析了不同支护方式下巷道围岩大变形、支护构件破坏与失效特征。采用理论计算得出U型钢支架在均布载荷和不同类型集中载荷作用下的垂直反力、水平推力及弯矩，揭示了充填体对提高U型钢支架发挥其承载能力的作用机制;采用数值模拟分析对比了锚网喷、锚网喷+钢管混凝土及锚架充3种支护方式控制围岩变形与破坏的效果，阐明了千米深井软岩大巷锚架充协同控制原理。在引进与自主研发的基础上，形成了包括支护材料与构件、充填材料与系统、自动架棚机、单轨吊巷道锚杆支护平台的锚架充协同控制技术。基于上述研究成果，提出口孜东矿软岩大巷锚架充协同控制方案与参数，并进行了井下试验与推广应用。结果表明，锚架充协同控制技术能够有效控制千米深井巷道围岩大变形，特别是强流变，保持巷道长期稳定。与原支护相比，巷道变形量降低90%以上，同时节约了巷道维护成本，为千米深井软岩大巷围岩控制提供了一条有效的途径。最后，对锚架充协同控制技术下一步研究工作进行了展望。

摘要：为了研究震动载荷下含瓦斯煤动力学特性，建立了含瓦斯煤霍普金森压杆试验系统，考虑轴向静载、围压、瓦斯压力和动载荷冲击速度4个因素，开展了含瓦斯煤动力学试验，通过采集入射波、反射波和透射波信号，分析了震动载荷下含瓦斯煤动态应力应变曲线变化规律，研究了含瓦斯煤峰值强度和峰值应变与有效轴向静载、有效围压和动载荷冲击速度的关系。研究结果表明:震动载荷下含瓦斯煤动态应力应变曲线无压密阶段，初始加载应力就随应变呈“线弹性”增加趋势;随着应变进一步增加，应力变化先趋于平缓又快速增加，该曲线表现出“跃进”特性，这与炭在晶体微破裂中的作用有关;峰后试样未产生宏观破坏，弹性能释放造成应力应变出现“回弹”现象。含瓦斯煤峰值强度随有效轴向静载呈指数增加、随有效围压呈线性增加、随动载荷冲击速度呈先增加后减小;含瓦斯煤峰值应变随有效轴向静载呈线性增加、随有效围压呈指数衰减、随动载荷冲击速度增大而增加。震动载荷下含瓦斯煤应变率效应明显，在应变率低水平阶段，含瓦斯煤峰值强度和峰值应变随应变率增加而增加，超过临界应变率，含瓦斯煤峰值强度和峰值应变将保持稳定。该研究有助于完善含瓦斯煤动力学，为矿井动载荷诱导的含瓦斯煤动力灾害防治提供借鉴。

摘要：液压支架的自移性能是保障工作面安全高效生产、提升工作面智能化开采水平的重要因素，而影响液压支架自移性能的关键因素之一即为其底板比压分布特性。为研究冲击载荷作用下深井开采液压支架的底板比压分布特性，首先基于多体动力学分析软件ADAMS建立了液压支架整架的刚柔耦合数值分析模型，其中顶板与底座定义为刚性体，顶梁、掩护梁、四连杆结构处理为柔性体，立柱及平衡千斤顶采用弹簧阻尼系统等效替换。通过在液压支架顶梁上方不同位置分别施加冲击动载，获取了液压支架在不同冲击工况下底座柱窝和前后连杆铰接点处的冲击载荷响应谱。随后基于LS-DYNA软件建立了液压支架底座-底板柔性体数值分析模型，通过将获取的各工况下支架载荷响应谱分别输入底座-底板柔性体分析模型，研究了深井开采液压支架在不同冲击工况下的底板比压分布规律。结果表明，在各冲击工况下液压支架的底板比压均呈非线性分布，而是呈前端沉陷-中部压入-后端翘曲的“V”型分布，其中比压峰值点分布于柱窝附近，且虽然作用于液压支架的冲击载荷形式不一，但在满载失稳条件下支架底板比压危险区域均出现在底座前半部分;冲击载荷出现前后并未改变底板比压的分布特征，但会促使支架各铰接点力响应及底板比压瞬时峰值升高，从而恶化液压支架-底板的耦合状态，不利于工作面底板维护及移架操作，因而深井开采液压支架更应注重其底座结构的设计优化，以降低支架前端比压分布，提升支架的支护稳定性及自移性能。

摘要：为了分析巷道在锚杆支护时锚杆和围岩耦合作用下形成的锚固承载层对巷道围岩稳定性的影响，根据围岩应力分布曲线特点，将巷道围岩划分为塑性区和弹性区进行研究。结合Mohr-Coulomb准则，分析锚杆在施加预紧力时引起容重的变化，可求解得到锚固承载层范围内切向应力的解析表达式，由静力平衡方程推导计算出锚固承载层外边界所能提供的等效支护力以及在等效支护力作用下巷道围岩塑性区的应力、半径和巷道位移计算解析表达式。通过上述所求的计算解析表达式结合全长锚固锚杆的预紧力、长度、间排距来分析3者对巷道围岩的力学效应影响。研究结果表明:等效支护力对巷道围岩的稳定性有一定的影响，在等效支护力的作用下，对巷道围岩应力分析可知，围岩应力峰值发生变化，且位置向巷道壁转移;全长锚固锚杆预紧力越大，锚杆长度越长，间排距越密，锚固承载层范围内的等效支护力越大，对巷道围岩的稳定性越有利;锚固承载层厚度与等效支护力的大小成正比，随着等效支护力的增大，巷道围岩的塑性区范围和巷道表面位移都会明显下降，等效支护力对围岩的稳定性有着很好的抑制作用。通过FLAC3D数值模拟对理论分析结果加以验证，根据模拟锚固承载层作用下的塑性区半径和巷道表面位移分析可知，数值模拟与理论分析结果基本一致。

摘要：针对千米深井巷道围岩大变形控制难题，提出了支护-改性-卸压“三位一体”协同控制技术，其中要求注浆改性材料具有“高渗透、高强度、高黏结”性能。“高渗透”可以通过减小粒度、增加界面润湿性来实现;“高强度”可以通过优选快速水化矿物，添加纳米增强材料来实现;“高黏结”可以通过添加有机调节剂，增加界面润湿并形成强化学键来实现。本文以超细化的硫铝酸盐水泥熟料、石膏、石灰为主要原料，通过优化配比研发了无机注浆材料，材料粒径D95<7.0 μm，最佳配比为硫铝酸盐水泥熟料、石膏、石灰质量比5∶4∶1;合成了纳米锂铝类水滑石增强材料，具有锂离子增强和纳米晶核诱导结晶双重协同增强作用，当掺量为无机注浆材料质量的2%时，抗压强度提高145%，达到12.3 MPa;采用“一锅法”合成了两亲性有机调节剂，掺量为无机注浆材料质量的3%时，可以将水与煤表面接触角从72.80°减小到19.23°，并在注浆材料与裂隙表面间形成氢键作用，显著改善界面润湿性，增加界面黏接强度。以无机注浆材料、纳米锂铝类水滑石、有机调节剂按95%,2%,3%的质量百分比混合制备了微纳米注浆材料，材料初、终凝时间分别为2.5，6.9 min，2 h抗压强度为12.5 MPa，煤的黏结强度大于煤自身拉伸断裂强度。微纳米注浆材料在口孜东矿进行了超前注浆应用，可以良好注入10 μm开度的裂隙，与裂隙表面结合紧密，锚杆拉拔力由注浆加固前的80 kN提高到注浆后的140 kN。

摘要：为有效抵御地下结构工程中复杂多变的外荷载，提升深土井筒支护的安全可靠性，运用两淮矿区深厚冲积层井壁为原型，按相似性原理浇筑钢筋混凝土井壁模型，进行了大量钢筋混凝土井壁模型的极限承载力试验，结果发现影响井壁极限承载力的主要因素有混凝土抗压强度、厚径比和配筋率。其中，混凝土抗压强度对井壁承载力影响较为明显，配筋率影响较弱，但各影响因素在深厚冲积层实际工程中又伴随着不同程度的不确定性。针对深厚冲积层井筒施工过程中极限承载力及其影响因素的模糊随机性，以大量井壁试验和两淮矿区的钢筋混凝土井筒工程参数作为大数据样本集，分析结构材料、几何参数和计算模式的不确定分布情况，得到混凝土抗压强度、厚径比和配筋率的模糊随机分布规律。采用最大期望算法(EM)优化传统的大数据HMM挖掘模型，分别经过E步骤计算极大似然估计值和M步骤计算参数期望估计，改进后模型经过两次模糊随机过程，相比原算法具有误差小、效率高和收敛快等优点，更能满足实际地下工程中的不确定特性。基于改进后的大数据挖掘HMM算法，综合大数据环境下的材料性能、几何参数和计算模式的模糊随机分布，建立大数据挖掘井壁极限承载力模糊随机模型，实例证明该模型更加可靠合理，更具有工程实用价值。

摘要：地下开挖过程中高应力区域围岩易发生动力破坏，对地下工程施工人员及施工设备构成了重大威胁。采用真三轴卸荷扰动岩石测试系统对砂岩进行单面卸荷扰动试验，研究高应力岩体开挖单面卸荷围岩渐进性破坏规律，分析不同初始应力、不同扰动振幅、不同扰动频率静动组合条件下高应力岩体单面卸荷力学、破坏特征。结果表明:① 单面瞬时卸荷时，轴向应变存在瞬时回弹-压缩流变现象，轴向应力越大，回弹量越小，压缩量越大;② 随着第二主应力的增大，破坏强度呈现一个先升高后降低的一个过程，第二主应力为20 MPa处是破坏强度的转折点;③ 高应力岩体单面卸荷破坏为拉伸-劈裂-剪切复合破坏，第二主应力对卸荷破坏的最终形态呈现着关键因素，在第二主应力为10 MPa时，试样出现拉伸-劈裂-剪切裂纹，随着第二主应力的增加，试样内部剪切现象逐渐消失，出现的劈裂裂纹增加，在第二主应力为20 MPa时，试样内部基本全部处于劈裂破坏;④ 动静组合作用下，静载的大小与岩样的强度是决定破坏的主要因素，同等扰动条件下，当静载为破坏强度的80%时，破坏强度为148.6 MPa，静载为破坏值的90%时，岩样的整体破坏强度为142.4 MPa，静载越大岩体破坏所需的触发能量越小破坏值越低，静载相同时，随着扰动振幅、频率的增加，岩体的破坏强度越低，对高应力岩体开挖卸荷围岩支护理论起到了重要的作用。

摘要：为了研究岩爆灾害的发生过程及其时空演化规律，通过含圆孔花岗岩试件进行不同侧向载荷下的岩爆模拟试验，利用微型摄像机、声发射(AE)系统和红外热像仪等监测系统，分析岩爆过程中的声发射时序、时频、时空特征及热成像温度运移规律。研究结果表明:孔洞的岩爆可分为平静期、颗粒弹射期、稳定破坏期、全面崩塌期4个阶段，岩爆试验演化过程及结果与工程现场相符，围岩曲屈破坏时σθmax≈(1.38～1.85)σc;随着侧向载荷的升高，孔洞在平静期积累的弹性应变能增加，颗粒弹射期能量释放率增大，岩爆进程加快，稳定破坏期持续时间先增加后减小，侧向载荷的增大对孔洞的承载能力起到先增强后弱化的效果;声发射振铃计数率的平静期可作为孔洞全面崩塌的前兆信号，围岩屈曲破坏前定位点开始局部集中，孔洞坍塌后定位点集中条带与试件主破裂面基本吻合，形成以圆孔为中心的“X”型共轭剪切破裂，稳定破坏期较颗粒弹射期低频比例增加，高频比例降低，低侧向载荷时破坏以中高频为主，高侧向载荷时破坏以中频为主;应力集中促使围岩红外温度场整体温度逐渐升高，呈现高温区嵌套低温条带的特点，岩爆时高温区由表面浅部向深部运移，在孔洞整体失稳坍塌前，岩爆坑温度急剧上升。

摘要：采用分离式霍普金森压杆(SHPB)试验装置，对0°,22.5°,45°,67.5°和 90°五种不同层理倾角的层状岩石进行了不同冲击速度下的动态压缩试验，对破碎后的试样碎屑进行筛分，对比分析了层状岩石动态破坏时的块度分布特征;探讨了不同入射能对层状岩石反射能、透射能、耗散能密度和块度分布的影响。结果表明:对同一层理倾角试样，随着冲击速度增大，块度平均粒径逐渐减小，破碎程度逐渐增大;相同冲击速度下层理倾角为67.5°的试样破碎程度最大，0°试样破碎程度最小。分形维数可以很好的量化表征破碎块度分布特征，破碎块度越小，分形维数越大。相同入射能时，90°试样耗散能密度最大，0°或22.5°耗散能密度较小，表明高倾角试样能量利用率高，0°或22.5°的利用率较低。层理倾角为45°,67.5°和90°的试样在入射能相同时反射能较大，层理倾角为0°,22.5°的试样透射能较大，表明大倾角下无用功大多以反射波形式耗散，低倾角下无用功大多以透射波形式耗散;反射能、透射能与耗散能密度随入射能增大而增加;分形维数随耗散能密度增大而增大。高倾角时随能耗增大，试样破碎程度越剧烈;低倾角随耗散能密度增大，试样破碎趋势变化较小，产生新裂纹与破裂面所需能量较多。在实际工程中，选择45°~67.5°倾角的动态加载角度，不仅岩石强度较低，岩石破碎程度高，且能量利用率较高。

摘要：为了研究温度-溶浸-应力耦合作用下钙芒硝盐岩蠕变的温度效应，利用自主研发的三轴岩石力学试验机，进行了围压4 MPa、轴压5 MPa、不同温度(30，60，90 ℃)、不同渗透压(3，2，1 MPa)条件下的三轴蠕变试验，并在试验前后对试件进行CT扫描，分析了不同蠕变过程中温度对钙芒硝蠕变变形的影响。结果表明:溶浸连通过程，对钙芒硝盐岩蠕变变形起主要作用的是渗透压和温度，渗透压越小且温度越高，蠕变应变越大;饱水蠕变过程，温度和有效应力是影响蠕变变形特性的主要因素，随温度的升高蠕变应变逐渐增大，但其增加幅度逐渐减小。在72 h的饱水蠕变过程中，渗透压为2 MPa时,30,60,90 ℃条件下的蠕变应变分别为0.009 5%,0.014 4%,0.019 5%，渗透压为3 MPa时，分别为0.001%,0.003%,0.007%;排水蠕变过程，影响钙芒硝蠕变变形的主要因素是温度-溶浸-应力作用的历史过程对钙芒硝固体骨架力学性能的弱化程度和温度对蠕变过程的热损伤作用，随温度的升高蠕变应变和其增加幅度都逐渐增大;基于非线性流变力学理论，对广义开尔文模型进行改进，根据蠕变试验结果，采用曲线拟合法对改进后模型的参数进行反演识别，结果与实测数据吻合效果良好，说明改进后的模型可以较好的描述钙芒硝在温度-溶浸-应力耦合作用下的排水蠕变过程。

摘要：为了探索深部巷道围岩锚固结构从开始承载至整体失稳全过程，揭示围岩内部应力及变形破裂演化规律，以口孜东矿-967 m水平西翼轨道大巷为工程背景，依托自主研制的深部地下工程结构失稳全过程模拟试验系统，结合声发射、电磁辐射、电阻率、数字散斑等多源地球物理信息监测技术，对无支护、锚杆支护及锚杆索支护巷道围岩锚固结构承载特性及变形破裂演化特征进行大尺度物理模型试验研究。试验获得了不同支护锚固结构变形破裂全过程荷载-位移曲线，随着支护强度的增加，荷载-位移曲线应力跌落现象逐渐减弱，而锚固结构峰值承载能力、等效弹性模量和峰值位移分别增加了82.57%，33.33%和107.24%，巷道围岩越容易形成“压力拱”结构效应，抵抗变形的能力逐渐增强;试验过程中，顶板围岩变形量最大，两帮次之，底板最小，锚固结构破坏特征随支护强度的增加由张拉裂纹为主的脆性破坏向剪切滑移为主的塑性破坏转化;多源地球物理信息响应特征与荷载-位移曲线具有良好的耦合关系，随着支护强度的增加，锚固结构内部单位时间破坏次数逐渐减少，电磁辐射强度及脉冲数均逐渐减弱;声发射事件与锚固结构裂纹萌生扩展呈现较好的对应特征，在模型进入非稳定破坏阶段，随着裂纹迅速扩展，声发射活动异常活跃;随着荷载的增加，锚固结构由于裂纹发育趋于松散破裂，视电阻率逐渐升高导致区域导电能力逐渐降低，随着支护强度的增加，锚固结构的高阻区形成时间变大而范围变小。

摘要：在微裂隙岩体注浆过程中，水泥浆液的渗滤效应对注浆效果的影响显著。自主研制了一套微裂隙注浆可视化试验系统，该系统由注浆系统、微裂隙模型以及监测系统3个部分组成，监测系统又分为显微监测系统和压力流量监测系统。当水泥浆液进入微裂隙模型后，利用显微监测系统对裂隙入口处的渗滤效应进行实时观测。利用压力流量监测系统对注浆试验过程中的注浆压力以及累计流量进行自动记录。运用自主设计的微裂隙注浆可视化试验系统，对微裂隙中的水泥浆液渗滤过程进行试验研究。采用3种水泥浆材(超细水泥Ⅰ、超细水泥Ⅱ和普通水泥)，研究在注浆压力2.0 MPa、水灰比1.0的条件下，不同水泥颗粒粒径大小在不同裂隙开度下的浆液渗滤效应。通过试验发现，当裂隙开度较小时，在裂隙入口处形成了完整的半圆拱形滤饼;随着裂隙开度的增加，在裂隙入口处形成断续分布状滤饼;当裂隙开度增加到无渗滤发生时，裂隙入口处仅残留少量水泥颗粒附着物。通过试验获得了3种水泥的最小可注入裂隙开度大小bmin和最小无渗滤裂隙开度大小bcrit:超细水泥Ⅰ的bmin和bcrit分别为80和280 μm;超细水泥Ⅱ的bmin和bcrit分别为100和300 μm;普通水泥的bmin和bcrit分别为140和310 μm。研究结果发现水泥粒径的减小对最小可注入裂隙开度大小的影响较大，但对最小无渗滤裂隙开度大小的影响较小。结合渗滤趋势k值，发现随着水泥粒径的减小，相应的kmin和kcrit值会随之增加，水泥浆液更容易在裂隙入口处发生渗滤，这是因为超细水泥比表面积更大，水泥颗粒间易发生团聚。

摘要：围岩自承载能力的利用对于井工巷道的支护起到关键作用。本文在加固拱理论基础上，结合轴变论得出的巷道围岩自组织平衡过程中巷道断面轴比的演变特征，提出等效断面支护原理。认为人工支护的目的是促使围岩内部形成具有一定轴比的“椭圆状”自承载结构，且将真实承受外部载荷作用的承载结构的剖面中心线构成的曲面称之为等效断面;借助弹性力学对巷道围岩进行建模，分析了巷道围岩内部形成的等效断面边界的受力响应特征，得到了巷道所在区域内水平主应力与垂直主应力的比值(λ)与巷道围岩内部形成的等效断面的轴比(k)之间理论关系的表达方程;分析认为，当等效断面(“椭圆状”承载结构)的轴比(k)与巷道所在地质区域内水平主应力与垂直应力的比值(λ)接近或者相等时，等效断面上的应力最小且均匀分布，可以使该等效断面内巷道围岩处于低位应力环境中;最后运用等效断面支护原理对山西某矿四采区胶轮车巷道支护设计进行有效性评价，且理论分析结果和现场具有良好的对应性。等效断面支护原理可以对现有的支护方法进行重新解构和分析，为巷道支护设计参数的选取提供半定量化的理论支撑:① 在保证巷道功能性的基础上尽量将巷道断面的最大内切椭圆的轴比设计为巷道所在区域地应力场条件下椭圆的最佳轴比(k=λ);② 高度重视锚杆(索)预紧力的施加等级，在巷道内断面端角部位补打锚杆(索)来维持顶板与两帮的应力扩散范围的联通，形成完整的应力椭圆;③ 围岩破碎条件下的巷道在掘进过程中要及时一次支护，后续进行注浆加固，然后再次对围岩施加预紧力;④ 巷道在应力较大且特殊地质条件下采取全断面支护，封闭式的全断面支护有利于促使巷道围岩内部形成完整的应力椭圆承载结构(等效断面)。

摘要：我国煤层普遍具有低透气性、高瓦斯含量的特性，在低透气性煤层增透方面，煤层注水、水力压裂、水力割缝等水力化技术得到了广泛应用，并取得了良好的瓦斯治理效果。然而水作为外侵液进入煤体，堵塞了瓦斯流动通道，降低了瓦斯解吸量，产生了水锁效应。为分析水力化技术造成水锁效应的内在机理，利用压汞实验分析了煤样孔容分布规律，以及利用扫描电镜分析了原始、饱水、饱CMC溶液煤样的微观结构，基于低场核磁共振技术研究了煤样在饱水状态以及饱CMC溶液状态下的液相滞留效应，并根据曲线相似度法分析了孔径与束缚流体饱和度的相似度。研究结果表明:CMC溶液可以溶解煤中的矿物质增加煤孔隙裂隙以及降低水在煤体表面的表面张力，从而达到解除水锁效应的目的;随着煤变质程度的增大，T2截止值在逐渐减小，T2截止值的数值与煤样孔径大小呈负相关;煤样的束缚流体饱和度远大于自由流体饱和度，煤样在饱水状态下的束缚流体饱和度比饱CMC溶液状态下高;高变质程度的煤大孔孔容少、微孔孔容多，使得水在煤孔隙中的毛细管力大，最终造成高阶煤的水锁效应严重;大孔孔容是影响束缚流体饱和度的主控因素，微孔起到正向促进作用，得到束缚流体饱和度S与大孔孔容VA、微孔孔容VD的耦合关系式:S=94.86-1 078.96VA+261.24VD。滞留在煤体内的束缚水阻塞了瓦斯流动通道，是造成水锁效应的根本原因，增加煤层的孔隙裂隙以及选用合适的表面活性是减缓煤层水锁效应的有效措施。

摘要：千米深井超长工作面采动应力环境更为复杂，围岩破坏程度和控制难度升高，威胁开采安全。为提高该类采场围岩控制效果，采用理论分析、数值模拟和现场实测等综合研究手段，从采动应力旋转角度分析该现象对围岩稳定性的影响及其应用原则。结果表明:千米深井超长工作面围岩裂隙发育程度升高，稳定性受到采动应力大小和方向的双重影响，含裂隙围岩存在优势裂隙扩展角，采动应力旋转造成围岩承载能力降低，采动应力旋转角度愈大，围岩稳定性愈差;采动后，121304工作面采动应力发生旋转，旋转轨迹与采动影响程度、工作面推进方向密切相关，距采空区边界愈近，采动应力旋转速度和旋转角度愈大;煤层和低位岩层最大主应力在平行和垂直于工作面推进方向的竖直平面内旋转，倾角减小，最小主应力则首先向平行和垂直于工作面推进方向的竖直平面内旋转，然后在上述平面内与最大主应力同步旋转，倾角增大;岩层位态升高，采动应力旋转角度先增大后减小，高位岩层采动应力旋转轨迹受121303工作面采空区影响，采动应力旋转轨迹向临近工作面采空区偏转;根据工作面推进方向与采动应力旋转轨迹的关系，提出围岩中存在一组、多组优势裂隙及裂隙随机分布条件下工作面推进方向确定原则，并分析了采动应力旋转现象对覆岩“砌体梁”结构稳定性的影响。

摘要：能量是导致岩样破坏的本质因素，割理发育是煤岩的显著特征，为分析割理对煤岩加载过程能量演化特征的影响，使用RFPA软件对不同割理数量、不同割理密度及不同割理角度3类二维数值模型开展单轴压缩数值模拟试验，使用MATLAB软件计算了数值模型的分形维数用以表征割理结构复杂性，分析了割理数量、割理密度及割理角度对能量应变曲线及破坏点能量的影响，探讨了割理结构复杂性对煤岩能量演化特征的影响。研究表明:以弹性能曲线从“下凹”变为“上凸”的“拐点”为1个分界点，以应力曲线及弹性能曲线的最高点(即试样破坏位置)为另外1个分界点，可将整个加载过程可分为能量聚集、能量耗散与能量释放3个阶段;无论割理在煤岩内部的分布均匀与否，随着试样内部割理总量增多，总能量曲线及弹性能曲线随着加载过程进行而上升的速度越慢，耗散能随轴向应变增大而增大的速度相近，外力只需对试样做功较少即可使得试样破坏，岩石弹性变形所具有势能降低，但用于破坏试样内部结构、产热以及岩石发生运动所消耗的能量基本保持不变;割理角度为0°和90°两种情况下总能量和弹性能随着轴向应变增大而增大的速度最快，60°时总能量和弹性能增大速度最慢，不同割理角度情况下耗散能增大速率无显著规律;随着割理角度逐渐增大，样品总能量及弹性能均先降低后升高，呈现为近似的“U”字型，耗散能先基本保持不变，而后出现小幅增大;总能量及弹性能随着割理结构复杂性增强而减小，耗散能随割理结构复杂性的变化无显著变化;煤岩内割理角度的对其压缩过程能量存储影响最大，割理集中分布对压缩过程能量存储的影响较割理均匀分布显著。

摘要：岩石材料本构模型是进行岩体工程设计与分析的基础。为了建立能够准确反映脆性岩石变形破坏全过程模拟方法，针对当前统计损伤本构模型难以很好地反映脆性岩石峰前变形力学性质的局限性，进行了深入分析首先，在脆性岩石变形力学特征分析基础上考虑初始空隙闭合及其影响，并由此将其分为两类:初始空隙和初始空隙，其中，第1类初始空隙仅能够在静水压力状态下发生闭合，其闭合程度对脆性岩石弹性模量变化特征产生影响，且其未闭合部分引起脆性岩石具有初始损伤;第2类初始空隙能够在任意应力状态下发生闭合，且能够在脆性岩石初始宏观变形阶段完全发生闭合，其闭合程度对脆性岩石初始压密变形阶段与初始宏观非线性变形曲率均产生影响。其次，脆性岩石被抽象为由裂隙材料和骨架材料两部分组成并基于材料变形力学分析方法建立脆性岩石变形分析方法，然后基于瞬时应变和统计损伤理论分别建立裂隙材料变形分析方法和骨架材料变形分析方法，进而建立考虑初始空隙闭合及其影响的脆性岩石本构模型，并给出了模型参数的确定方法。最后，将该模型及同类型模型理论曲线分别与试验曲线进行比较分析，并在此基础上探讨初始空隙闭合对脆性岩石损伤和附加损伤演化规律产生的影响。研究结果表明:该理论模型能够准确地反映脆性岩石变形破坏全过程，且能够阐释围压、初始空隙和脆性岩石峰前变形力学特性3者之间的关系，从而验证了本文模型和方法的合理性与可行性。

摘要：为揭示煤矿基本顶细砂岩定向水力压裂裂缝起裂、扩展规律，在煤矿井下原位获取300 mm×300 mm×300 mm大尺寸细砂岩，在试样正中布置直径26 mm的压裂孔，采用专用切槽钻头垂直钻孔轴向预制长12 mm的三维楔形横槽，开展大型真三轴定向水力压裂试验与高能工业CT扫描，研究了原生层理方向与水平应力差对水力裂缝起裂压力、扩展形态、水压-时间曲线、压裂体积的影响规律，并引入定向偏转距概念(预制切槽处裂缝沿其方向定向扩展不发生偏转的距离)来表征定向压裂效果。试验结果表明:预制横向切槽可驱使附近裂缝沿着切槽定向起裂、扩展，裂缝形态分为单一横切型和复杂“H”型;水压-时间曲线根据裂纹扩展阶段的不同，分为平缓式波动型和断崖式跌落型。水平应力差对切槽处的裂缝定向偏转距影响程度大于层理方向。高水平应力差作用下切槽尖端应力集中程度更高，穿越层理面能力更强，裂缝从切槽尖端起裂后与层理交汇后不发生偏转，切槽定向效果较好;而低水平应力差作用下裂缝扩展时遇到层理易发生转向，切槽定向效果差。高水平应力差下裂缝定向偏转距为低水平应力差下的10倍，前者切槽可定向裂缝扩展至试样边界，后者切槽仅可控制其附近裂缝扩展方向，之后逐渐偏转至与最大水平主应力方向平行。层理平行切槽时，裂缝平均起裂压力、压裂体积是垂直切槽时的1.7倍;高水平应力差作用下裂缝平均起裂压力、压裂体积是低水平应力差作用下的1.3倍。层理效应在低水平应力差作用下明显，当切槽与层理方向一致时，切槽附近层理最易被激活并沿切槽定向扩展，裂缝宽度与形态复杂多样，反之，较难被激活，裂缝形态单一;而高水平应力差下不同方向的层理均能被激活，裂缝扩展充分，形成形态复杂多样的缝网。