山地浅埋煤层工作面支架合理工作阻力研究

针对山地浅埋煤层开采过程中工作面出现的矿压显现强烈,支架被压死或支架尾梁与顶梁分离等现象,通过建立山地浅埋煤层基本顶初次垮落时岩块触矸前控制基本顶滑落失稳的结构力学模型对山地浅埋煤层开采工作面支架合理工作阻力进行了研究。研究表明:山地浅埋煤层开采过程中基本顶出现滑落失稳的可能性相对较大,且基本顶的初次破断具有不对称性,通过计算得出发耳井田1、3煤层山地浅埋煤层工作面液压支架工作阻力应大于5 773 kN。     

大断面强采动综放煤巷顶板非对称破坏机制与控制对策

 针对大断面强采动综放煤巷开掘过程中出现的顶板非对称变形破坏现象,以王家岭煤矿为工程背景,通过现场调研、室内试验、理论分析、数值模拟和井下试验等手段,对变形破坏机制与控制对策进行研究。得出如下结论：(1) 综放煤巷顶板呈现非对称变形破坏特征,表现为煤柱侧顶板严重下沉、剧烈水平滑移变形及肩角部位顶板错位、嵌入、台阶下沉等;(2) 侧向基本顶于煤柱上方距采空区边缘6～7 m处发生破断,基本顶的破断和回转下沉运动引起的不均衡支承压力q和回转变形压力?是沿空巷道不对称变形破坏的根本力源,靠煤柱侧顶板及肩角部位是巷道变形破坏的关键部位;(3) 受采空区不稳定覆岩运动和巷道开挖影响,巷道围岩结构和应力分布以巷道中心线为轴呈非对称性分布,而原有支护未能对煤柱侧顶板及肩角等部位加强支护且无法适应顶板剧烈水平运动,巷道掘出后呈现出非对称矿压显现,后期受到本工作面回采影响,非对称变形破坏进一步加剧。(4) 分析该类巷道支护原理,提出集高强锚梁网、非对称锚梁桁架结构、预应力锚索桁架的非对称控制体系,阐述其控制机制,并进行方案设计和工程应用。数值模拟和工程实践表明,该技术可有效减弱顶板应力和位移分布的非对称性,控制围岩非对称变形破坏。     

“两硬”条件下孤岛型短煤柱工作面顶板破断形态及灾害防治分析

"两硬"条件下孤岛型短煤柱工作面所采煤层应力高度集中,顶板边界条件复杂,多次采动影响容易引起顶板扰动型围岩动力破坏。为提高该类采场围岩控制效果,采用现场实测、理论分析等研究方法分析坚硬顶板破断形态、工作面矿压显现形式及引发围岩动力破坏的原因。结果表明:孤岛型短煤柱工作面坚硬基本顶发生II类"O-X"破断,仅弧形三角岩板影响工作面矿压显现强度,来压时煤体承受载荷组合形式为高静载、低动载,工作面异常矿压现象以临空侧浅部煤体局部动力破坏为主,不会发生大范围、高危害程度的冲击地压灾害;高储能系数坚硬顶板动力破断引发的冲击载荷经未破碎坚硬顶煤有效传递至下位煤层、侧向顶板结构失稳及高推进速度造成的煤体水平应力快速卸载均可能引发短煤柱工作面煤体动力破坏;基于浅部煤体动力破坏发生机制提出孤岛型短煤柱工作面"坚硬顶煤注水预裂"+"增加割煤高度降低推进速度"+"提高超前支架额定阻力和扩大超前支护范围"的综合防治措施,可有效提高坚硬顶板控制效果,减少煤体动力破坏现象的发生。     

采场覆岩厚关键层破断与冒落规律分析

具有良好分层性的采场覆岩破断规律己被基本掌握，但对于厚关键层(特厚层砂岩老顶)覆岩的采场矿压规律还需深入研究。运用岩体破裂过程分析系统，结合某矿区实际覆岩构造特征，分析了具有厚关键层的采场覆岩的破断与冒落规律。研究表明：厚关键层的破断、垮落规律与长梁(或薄板)矿压理论存在根本差异，其初次破断与冒落形态为拱形，周期破断与冒落呈不等长的短块状。厚关键层来压具有多样性和随机性，不同形式的采场来压对支架的作用不同，大块滑落失稳对采场支架的威胁最大，对采场矿压控制提出了严峻的挑战。该研究成果为实际采矿设计与矿压控制提供了理论依据。     

唐山沟矿厚层砂岩顶板切缝沿空成巷试验研究

 垮落带内含有厚层坚硬岩层时,难以冒落,易在沿空巷道采空区侧形成弧形三角悬板,对沿空巷道产生较大压力。以大同唐山沟8820厚层砂岩顶板首采面无煤柱开采为背景,分析普通充填留巷和切缝沿空成巷侧向顶板断裂结构特征及围岩稳定过程,认为对垮落带内直接顶坚硬层顶板进行合理参数下的切缝,可使得切缝高度范围内采空区边界直接顶和基本顶失去约束,并沿切缝结构面剪切破断充分冒落接顶,降低破断冲击动载;并通过UDEC数值模拟软件,分析出切缝有利于矸石冒落并支撑上覆岩层,可将上覆基本顶岩层的触矸点前移,限制基本顶回转和下沉作用引起的围岩压力,明显减小巷道围岩变形量。基于理论、数值分析研究结果,确定唐山沟矿8820回风巷巷内加强巷旁密集支柱+巷旁双向聚能爆破切缝的上压下支中间切缝的联合切顶方案。通过井下爆破参数试验、矿压监测分析,评价切顶成巷的效果。井下试验表明：顶板高恒阻大变形锚索、巷内加强巷旁密集支柱、巷旁密集档矸点柱、超前聚能切缝爆破的切顶成巷综合技术,能够有效切落沿空巷道侧向顶板并形成完整巷道,各项指标均满足下一工作面回采要求。     

复杂卸荷路径下饱和粉土剪切特性研究

为研究基坑开挖卸荷路径下土体的力学特征，开展了饱和粉土卸荷路径三轴排水剪切试验，获取了不同应力路径的应力应变曲线，分析了卸荷比、围压和应变水平对割线模量的影响，提出了饱和粉土卸荷模量简化公式。结果表明：不同卸荷应力路径的应力应变曲线均呈应变软化型，卸荷模量随卸荷比的减小、围压的增大而增大。K₀固结侧向卸荷路径(EB)的峰值剪应力高于K₀固结双向卸荷路径(EC、FD)；应力路径对割线模量衰减的影响程度差异显著，K₀固结双向卸荷路径(EC、FD)对割线模量衰减的影响最大。说明基坑坑底土体强度较高，受开挖的影响较小，抗变形能力较大，在基坑工程设计中，应考虑基坑不同区域对应的割线模量。     

松散承压含水层水位变化与顶板来压的联动效应及其应用研究

 结合祁东煤矿松散承压含水层下采煤压架突水灾害防治问题,开展松散承压含水层水位变化与顶板来压联动效应的实测与实验研究。结果表明：松散承压含水层水位下降超前于工作面压架突水,且水位下降速度基本保持不变。水位下降幅度和下降速度与工作面来压强烈程度密切相关,水位下降幅度和下降速度越大,工作面来压越强烈,压架突水危险性越大。覆岩关键层的不同破断运动形态是导致水位变化与顶板来压存在上述联动效应的主要原因。当关键层逐层破断时,覆岩缓慢回转下沉,水位降幅和降速较小,不会发生压架突水灾害;而当关键层复合破断时,关键层结构易产生滑落失稳,短时间内大量采空体积传至基岩顶界面,水位出现大幅度快速下降,存在压架突水危险性。利用松散承压含水层水位变化与顶板来压的联动效应,提出将水位下降速度作为预警指标对压架突水灾害进行预警的方法,并基于地下水动力学原理导出工作面压架突水时的水位降速临界预警值计算公式,指导祁东煤矿6130工作面压架突水灾害防治实践。     

质子低场核磁共振技术表征建筑石膏水化进程

基于溶解-析晶理论，根据X射线衍射和热重分析结果，将建筑石膏的水化进程划为4个水化阶段，并利用质子低场核磁共振技术研究了不同水膏比m_W/m_G和聚羧酸系减水剂(PCE)掺量下，新拌浆体横向弛豫时间T₂分布、T₂加权平均值■与主峰峰面积S_main随水化时间的变化规律.结果表明：■和S_main的变化趋势与水化阶段均具有良好的相关性；增大m_W/m_G可以使建筑石膏水化阶段出现的时间提前，而掺加PCE则对建筑石膏有明显的缓凝作用.     

浅埋大采高工作面顶板关键层结构稳定性分析

我国西部浅埋厚煤层普遍采用大采高综采方法回采,大采高综采工作面顶板关键层结构形态及其稳定性对采场矿压及围岩控制具有显著影响。通过建立等效直接顶对采空区充填度的计算模型,将等效直接顶分为"充分充填型"和"一般充填型"。基于物理相似模拟和UDEC数值模拟,分析了大采高采场覆岩单一关键层"高位斜台阶岩梁"结构和双关键层"斜台阶岩梁+砌体梁"结构的稳定性,揭示了单一关键层工作面来压迅猛和双关键层工作面存在大小周期来压的机制,得出工作面支架以等效直接顶静载为基本载荷,以关键层结构失稳动载为附加载荷,给出了工作面支护阻力的计算公式。通过工程实例分析得出,支护阻力随采高、岩层破断角、关键层厚度及关键块长度的增加近似呈线性增大,随关键块回转角的增加近似呈线性减小,采高相同时支护阻力随等效直接顶厚度增加明显增大,等效直接顶静载是大采高支架压力的主要部分,同时验证了支护阻力计算公式的可靠性,表明此计算公式可为类似工作面支架选型及岩层控制提供借鉴。     

超临界CO2吸附效应对页岩地层井壁稳定影响研究

当利用超临界CO₂作为钻井液钻进页岩地层时，井壁稳定是重点关注问题。超临界CO₂与页岩相互作用复杂，而对于超临界CO₂吸附效应对超临界CO₂开发页岩油气资源过程中的井壁稳定性影响则研究较少。本文将超临界CO₂吸附效应对页岩变形和力学性质影响纳入到超临界CO₂渗流的多物理场耦合过程中，在超临界CO₂运输特性和热力学特性的基础上，构建考虑吸附效应的超临界CO₂钻井多物理场耦合井壁稳定模型。基于有限元数值计算方法，分析超临界CO₂钻进过程中的地层温度、孔隙压力和地层应力的时空分布规律，研究超临界CO₂吸附效应对井壁稳定性的影响。结果表明：超临界CO₂吸附效应引起的固体变形对地层温度和流体渗流没有明显影响；吸附效应对应力分布具有显著影响，吸附应变会使应力值增大，而吸附对弹性模量的影响则会使应力值降低；忽略吸附应变会小幅度低估井壁失稳风险，而忽略吸附对页岩弹...     

Coulomb模型下考虑墙体侧向位移的土压力计算

墙体侧向位移对土压力有显著影响。基于墙体位移-土压力关系是墙后土体应力应变特征的宏观体现这一基本认识,通过构建Coulomb土压力模型下的几何与平衡方程,将直剪试验中微观的土体单位长度剪切位移ε同剪应力τ关系转化成宏观上的墙体位移与土压力曲线,推导了极限位移可求、涵盖主动至被动状态全过程的墙体位移-土压力计算模型。分析表明：滑移区范围、初始应力状态及土体的ε-τ关系是影响墙体位移-土压力曲线的核心要素;相对于主动区,被动区范围对墙土摩擦作用更加敏感,导致静止与被动状态之间的位移-土压力关系受墙土摩擦影响更加显著;墙后土体初始应力状态对墙体位移的影响主要体现为静止土压力系数K₀,随着K₀的增大主动与被动状态下的墙体位移相应增加和减小;极限状态下墙体位移与工程经验吻合,理论模型能基本反映土压力随位移的变化规律。     

基于p-y曲线确定饱和黏性土的地基比例系数

地基侧向抗力系数通常假定为沿深度线性增长，这种增长的斜率被称作地基比例系数m。近30 a以来，地基比例系数只能根据规范提供的经验范围查表取值，经验表格过于简单粗糙，一直未能更新，迫切需要改进。在地表处相同的桩身容许位移条件下让p-y曲线法与m法对接，建立了地基不排水抗剪强度c_u沿深度线性增长和不随深度变化2种基本模式下饱和黏性土中地基比例系数m值与c_u、桩径d等指标的相关关系，这些关系通过简单的公式与表格表达，以方便查阅。c_u沿深度梯形分布时m值可以用上述两种基本模式的叠加计算。桩身结构刚度对上述关系影响很小。根据该方法确定m值计算得到的桩顶容许水平承载力或相应的桩顶水平位移与2个工程的测试结果吻合程度较好。     

顶管工程土与结构性状的理论研究

随着社会城市化进程的推进，地下空间的开发和利用越来越受到人们的重视。顶管法作为一种暗挖施工技术，可以在不开挖地表土的情况下将管道铺设完毕，具有无可比拟的优点，因而得到越来越广泛的应用。但是顶管法施工不可避免地会引起地面和地下土体的移动，在土中产生附加应力。当土体位移过大时，将对周围建（构）筑物和邻近地下管线构成危害。对顶管施工中管土相互作用、土体变形及工作井土体反力计算方法进行研究。主要工作和研究成果如下：（1）假定开挖面失稳时滑动块的形状为一个梯形楔体，滑动块上部为一梯形棱柱。采用太沙基松动土压力理论，根据滑动块的整体受力平衡，推导出砂性土中考虑成层土的开挖面最小支护压力计算公式。算例分析表明，该方法的计算结果小于楔形体模型的计算结果，更接近离心模型试验结果。（2）对顶进过程中管道纵向与环向钢筋应力及管土接触压力进行现场测试。结果表明，轴力和管土接触压力都随顶进距离增大而增大，顶进到一定距离后基本稳定。管道顶部和底部的内侧钢筋受拉，外侧钢筋受压；管道左右两侧的内侧钢筋受压，外侧钢筋受拉；环向钢筋受力很小，但变动较大。注浆对管顶接触压力影响较大，注浆后压力明显减小，对左右两侧接触压力影响较小。（3）对长距离直线顶管施工中管土相互作用进行分析后认为，管道在承受对角荷载时产生转动力矩，当管道端部的最大土体反力超过土体承载力时土体产生破坏，造成管道失稳。分析传统曲线顶管施工中管土之间的相互作用；采用考虑位移的土压力计算方法计算环向土压力，得出首节管道和后续管道的最大土体反力计算公式；提出长距离直线和曲线顶管施工中防止管道失稳的控制措施。     

基于示踪气体法的车内新风量计算方法研究

基于示踪气体法，利用人体产生的CO₂作为示踪气体，在测量乘用车内CO₂体积分数的基础上，分别采用差分法、稳态法、非线性回归法计算车内新风量，讨论计算方法的实用性。同一计算方法下，当车速一定时，车内新风量随着风扇档位升高而增大。当风扇关闭时，新风量基本随着车速的增大而增大。相同工况下，3种方法计算的新风量不一致，差分法的计算结果最小，非线性回归法的计算结果最大，稳态法的计算结果居中。随着风扇档位升高，差分法与稳态法计算结果的差距减小。非线性回归法的计算结果明显高于其他两种方法，尤其是在风扇开启时。对于非线性回归法，当风扇开启时，不论车速高低，车内CO₂体积分数实测值与回归值拟合程度均比较差。当风扇关闭时，不论车速高低，车内CO₂体积分数实测值与回归值拟合程度均比较好，且车速越低拟合程度越好。非线性回归法适用于车辆低速且风扇关闭工况。对于差分法，时间间隔对车内新风量的计算结果没有明显影响。对于稳态法，车内稳态CO₂体积分数对车内新风量的计算结果影响显著。差分法的重现性好，准确度高。     

基于矿震活动规律的重复采动高位硬厚岩层冲击机制探讨

针对高位硬厚岩层条件、多煤层开采下煤层强矿震频发问题,以鲍店煤矿十采区200 m超厚高位红层砂岩为工程实例,分析重复采动高位硬厚岩层矿震活动规律及冲击机制。矿震活动规律表明:相比于上煤层而言下煤层开采引起的能量小于104 J的微震事件明显减少,但对开采活动影响较大的能量高于105 J的强矿震事件大大增加;矿震活动总体表现出较弱的规律性,但工作面两侧边界的强矿震事件明显多于中部区域,且工作面采空区侧的强矿震事件远多于实体煤侧。在分析高位硬厚岩层初次破断运动特征的基础上,结合3下煤层开采期间的微矿震活动,提出高位硬厚岩层条件下、重复采动工作面分区域冲击机制:中部由于沉降空间加大,竖向载荷突变造成断裂岩块间剪应力超限,导致原铰接平衡岩块失稳冲击的"剪切滑落型";两侧边界由于岩层移动线外扩,产生高集中应力压实下部垮落岩层导致岩块侧向滑移冲击的"滑移沉降型";2种冲击机制相互交叉、相互促进,"滑移沉降型"冲击在重复采动高位硬厚岩层诱发的动力响应中起主导作用。     

K0固结软黏土双向耦合循环加载真三轴试验研究

文章针对天津滨海K₀固结饱和软黏土,开展轴向及侧向耦合循环加载真三轴试验。重点探讨了循环中主应力系数及循环应力水平对软黏土动应力应变响应的影响。试验结果表明：同一循环应力水平,循环中主应力系数越大,累积永久大主应变越小,中主应力的增大对大主应变的发展有抑制作用;循环中主应力系数在0.4～0.6,存在某一临界值,其为中主应变发生正负反向的临界点。同一中主应力系数,循环应力水平越高,土样最终累积永久主应变越大;循环应力水平在0.4～0.46,存在某一临界值,其为土样循环振稳及失稳的临界点。在大主应力方向,循环中主应力系数越小,土体刚度弱化越显著;在中主应力方向,刚度弱化程度随中主应力系数的变化并非单调。循环应力水平越大,土体刚度弱化越显著。利用广义剪应变表征三维复杂应力状态下土单元的应变水平,建议了能够预测任意给定循环中主应力系数、循环应力水平及循环次数下累积永久广义剪应变的指数函数表达式。研究成果以期为波浪、交通等复杂动荷载作用下软黏土地基的稳定性分析及变形计算提供试验依据。     

甘肃省白龙江流域典型高位堆积层滑坡成因机制研究及其危险性预测

以甘肃省白龙江流域武都区泻流坡滑坡为例，在现场勘查测绘、多期遥感数据分析、地表位移监测、室内试验测试及数值模拟分析的基础上，对滑坡的发育特征、活动特性、形成演化过程进行深入探讨，并对泻流坡滑坡滑源区潜在不稳定块体危险性预测进行科学评价。结果表明：(1)泻流坡滑坡为多因素耦合作用形成的大型高位堆积层滑坡，体积达188.35×10⁴ m³，可分为上部潜在滑源区、中部狭窄流通区、下部停淤堆积区3个区段，整体具有多期次、多层级、逐级后退式演化特征，各滑体滑动表现为蠕滑拉裂–推移式变形特点；(2)泻流坡滑坡的形成演化以活跃新构造运动为主导，易滑的孕灾地层为基础，差异性不协调地貌为条件，而降雨持续劣化、历史强震震裂效应及断裂蠕滑效应是滑坡失稳的主要诱发因素；(3)稳定性计算结果表明，目前滑坡整体处于基本稳定～欠稳定状态，在多个部位仍存在不同程度变形破坏，利用River-Flow^2D软件对上部潜在滑源区在极端降雨条件下启动和运动过程模拟结果显示，模拟最大滑动距离810 m，最大速度可达33.5 m/s，最大堆积厚度为26.7 m，总堆...     

弱胶结砂岩水致软化机理研究

为探明西北地区广泛分布的弱胶结砂岩在富水情况下的变形破坏机理，实现TBM快速掘进，首先对其力学特性进行了研究，结果表明围岩具有较明显的水致软化性质，在富水情况下岩石强度及弹性模量等力学参数会出现明显下降。采用钨灯丝扫描电子显微镜对岩样全貌、局部、孔隙的微观结构进行观察，结果表明岩石裂隙发育，由大小粒径不同的颗粒构成，裂隙由微米级的矿物填充，浸水后颗粒之间孔隙更加明显，岩块完整程度降低，能看到白色丝状的黏土矿物；数值模拟结果表明浸水前水平位移与竖向位移分别是63、112 mm，浸水后水平位移与竖向位移分别是86、182 mm，说明围岩在富水条件下变形量更大，浸水前塑性区基本全是剪切塑性区，面积达到23.22 m²，浸水后塑性区范围从顶底板扩散到帮部，塑性区面积急剧增大且出现拉伸破坏区，剪切塑性面积为89.87 m²，拉伸塑性面积为3.41 m²，是导致围岩顶板冒落的最危险区域，与现场实际表现出顶板冒落、帮部剥落的破坏现象相符。     

综放开采围岩活动影响下瓦斯运移规律及其控制

 博士学位论文摘要　将综放开采矿山压力新理论、覆岩结构及其活动特征与瓦斯运移聚集规律有机结合, 通过现场矿压观测、适时瓦斯监测、相似材料模拟、电液伺服试验、理论分析及有限元解算等方法, 对含瓦斯厚煤层实施综放工艺时顶煤顶板活动规律及其内瓦斯运移聚集形态进行了系统深入的定性定量分析。从分析含瓦斯煤岩体微观结构特征入手, 探讨了矿压作用下煤岩与瓦斯的宏观运动形态, 从而得出综放开采富含瓦斯煤层的安全控制理论与实践技术。论文视含瓦斯煤岩体为不连续的多相介质材料, 并深入到材料的微观机制抽象出其微结构模型, 分析了其结构形态在煤岩体变形和瓦斯运移过程中的变化形式; 定量分析了煤岩体内孔隙裂隙分布及破碎后的块度变化的分形维数值, 认为采动后支承压力等因素使煤岩体破坏, 从而影响其分维值, 煤岩的极限粒度越小,瓦斯放散解析速度越快, 瓦斯运移潜能越大, 表征其吸附特性的V an derW aals 力下降越多; 综放开采使煤岩力学介质变化显著, 支承压力作用下煤体经历初期压缩、强烈压缩、滑移与离散、流动放出4 个过程, 顶煤介质状态可由宏观连续介质转化为碎裂介质和块裂介质。基于魏家地矿和阳泉五矿的综放面及巷道矿压观测、瓦斯监测和采空区束管监测, 认为本煤层开采时支承压力使煤体孔隙率、渗透系数和瓦斯压力发生很大变化, 且支承压力变化状态与瓦斯运移变化在时间和空间上有一致性; 首次将综放面前方煤体划分为无压瓦斯自由放散区、卸压瓦斯涌出活跃区、降压瓦斯涌出变化区、升压瓦斯涌出变化区及稳压瓦斯正常涌出区; 周期来压时, 瓦斯绝对涌出量和相对涌出量分别比来压前增加了44% 和54%; 统计国内11 个矿井生产面, 覆岩关键层初次来压时, 采场瓦斯绝对涌出量是来压前的1. 21～ 3. 44 倍, 相对涌出量是初垮前的1. 21～ 6. 75 倍; 关键层失稳经历不同, 使综放采空区后方垮矸碎胀系数具有明显的分区性, 据计算碎胀系数和瓦斯浓度、氧浓度变化可将其划分为自然堆积区、载荷影响区和压实稳定区, 自然堆积区和载荷影响区是分析瓦斯流态的关键区, 其内瓦斯的紊流和过渡流态可用非线性渗流方程表示。关键层初次破断失稳的动态冲击力, 一方面克服了风流压力和漏风阻力将富集于支架上方断裂煤壁及架后采空区瓦斯压向采场, 另一方面在碰撞作用点附近使采空区垮矸空隙率降低形成模拟墙, 从而使墙体前方瓦斯迅速挤向采场; 顶板来压前工作面支承压力达到最大, 使直接顶、顶煤体剪切破坏, 煤体屈服, 卸压范围扩大, 支承压力与瓦斯压力梯度联合作用使煤体瓦斯解析并向采场涌出; 关键层作为板的破断呈“O 2X”型特征, 在其交点处首先形成导气通道, 顶板来压期间关键层及其覆岩因变形特性不同而不协调垮落, 便将离层裂隙聚集的瓦斯通过“O 2X”破断裂隙挤入采场, 因此得出结论: 综放面瓦斯大量快速涌出是矿山压力的一种显现。综放开采使垮落带和规则移动带高度增加, 为瓦斯运移聚集提供了较大活动范围。关键层与其上覆或下伏岩层间不协调变形将形成覆岩离层裂隙和破断裂隙; 在煤层采厚2. 6～ 3. 4 倍高度以下破断裂隙较发育, 其上以离层裂隙为主, 随综放开采两类裂隙的时空发展有明显的三阶段特征, 即切眼和回采面附近覆岩采动裂隙发育, 采空区中部裂隙则被重新压实; 覆岩垮落及离层高度受关键层及其结构的影响而呈动态变化, 随顶板初次来压和周期来压, 离层高度呈跳跃性变化, 从而为裂隙带内瓦斯运移聚集的剧变提供了时空条件。综放开采前期是瓦斯运移及控制的关键时期, 覆岩采动裂隙带是经破断与离层裂隙贯通后在空间形成关键层下似椭圆抛物面内外边界所包围的椭抛带(EPZ) 分布, 椭抛带层面的切割为椭圆形裂隙发育区; 关键层破断后, 裂隙带宽在初采边界处相当于初次来压步距, 在综放面上方则变化在1～ 2 倍周期来压步距之间; 采动裂隙带的发生、发展基本受制于覆岩关键层层位及其所形成砌体梁结构的变形、破断和失稳形态; 当主关键层切割椭抛带时, 采动裂隙呈椭球台状, 层面展布的椭圆形裂隙区仍将存在。表征覆岩离层特征的位移曲线主要取决于关键层断裂块度的大小, 由此可计算出关键层初次失稳前后离层裂隙的当量面积及其空隙率和渗透系数。综放开采时瓦斯涌出特点决定了其在覆岩采动裂隙带内具有升浮和扩散两种运移方式。不均衡性瓦斯涌出带, 与周围环境气体存在密度差而升浮, 在浮力作用下沿破断裂隙上升过程中不断渗入周围气体, 使涌出源瓦斯与环境气体的密度差渐减至零, 瓦斯则会漂浮在离层裂隙发育区, 瓦斯升浮高度与本煤层及邻近层瓦斯含量及涌出强度成正比; 混入矿井空气中的瓦斯(CH4) 在其浓度梯度作用下会引起气体分子的普通扩散和压强扩散, 瓦斯扩散流方向与重力压强梯度反向, 即瓦斯具有向上扩散的趋势。从理论上解释了裂隙带是瓦斯运移及聚集带, 为覆岩裂隙带内钻孔抽放、巷道排放瓦斯技术提供了科学依据。首次提出煤样全应力应变过程中渗透系数是体积应变的双值函数, 体积缩小时为2 次多项式, 体积膨胀时为5 次多项式; 渗透系数在弹塑性段急增, 峰值后仍增大, 但梯度渐缓, 最大值发生在软化段或塑性流动段, 且与最小值相差上百倍; 主应力差增大时, 渗透系数变化范围增大, 反之则小。渗透系数是影响煤层瓦斯运移的最重要指标, 而支承压力则是影响渗透系数的主导因素; 支承压力作用下综放面前方不同部位煤体渗透系数变化范围相当大, 支架上方顶煤煤体及煤壁前方5m 内渗透系数最高, 塑性变形区内, 煤层渗透系数急剧降低, 到弹性变形区则接近原始值, 两极值相差可达数10 倍甚至数百倍。认为不论原始渗透系数怎样低的煤层, 采动影响下煤层卸压后, 其内瓦斯渗流速度大增, 瓦斯涌出量也随之剧增, 为瓦斯抽排提供便利条件, 由此提出“煤层与瓦斯共采”的新概念。有限元计算表明: 均衡推进的综放面, 采用短距离循环推进则可降低煤体中因渗流场结构变化而引起的瓦斯压力较大的波动, 一定程度上可减弱综放面前方煤体中瓦斯挤压和抛出煤体(动力异常) 的危险程度。提出以采场矿压监测为主的连续危险源非接触式法预测采场瓦斯大量涌出或涌出异常, 并成功预测了打通一矿工作面突出; 魏家地矿的应用实践表明, 三巷型布置较适宜富含瓦斯倾斜厚煤层的综放开采, 高抽巷应开掘在采动裂隙带内; 预采顶分层或开采解放层即可预释放大量瓦斯又可减缓综放开采的矿压显现程度;代替采空区井的采动区井(孔) 底处于裂隙带内能够充分抽排瓦斯, 淮北局的应用充分证明了该论点; 充分监测综放面顶板来压, 可有效防止综放采空区瓦斯爆炸; 充分利用矿压显现特点且有利于综放开采防治瓦斯、煤层自燃和煤尘等的煤体注水技术在魏家地矿取得了成功。