为有效评估煤矿瓦斯爆炸风险，提出了一种基于解释结构模型（ISM）和贝叶斯网络（BN）的瓦斯爆炸风险评估方法；首先利用扎根理论对65起典型瓦斯爆炸事故案例进行3级编码，提取出13个瓦斯爆炸风险致因因素；其次通过解释结构模型建立贝叶斯网络结构，引入云模型计算贝叶斯网络节点的先验概率和条件概率，并将概率值导入GeNie软件中进行贝叶斯网络参数学习，对煤矿瓦斯爆炸发生可能性进行评价；最后对贝叶斯网络模型进行敏感性分析和诊断推理，分析诱发煤矿瓦斯爆炸的关键致因因素，并提出相应对策措施。以山西某矿为例进行评价方法应用，结果表明：除瓦斯超限和产生点火源2个瓦斯爆炸必要条件之外，煤尘爆炸、通风系统缺陷、瓦斯涌出、机电设备火花、煤自燃、设备失爆、违规爆破等因素是煤矿瓦斯爆炸的关键致因因素，且导致这些关键致因因素发生的深层原因是管理层因素，评价结果与实际情况相符。

为了探究机械振动对粒煤瓦斯扩散特性的影响，建立振动-吸附-解吸实验系统，选取桧树亭矿1～3 mm和0.25～0.3 mm粒径的贫煤，开展煤样瓦斯解吸-扩散实验，采用瓦斯气体扩散模型进行分析振动前后不同粒径的煤样的解吸-扩散情况。结果表明：施加振动能够提升粒煤的瓦斯扩散量和扩散速度，初始有效扩散系数在振动过程中也得到了提升。通过对比发现，小粒径煤样具有相对较小的扩散系数，在解吸前期拥有较大的扩散速度，振动对其扩散特性的影响较大。分析认为，一方面，小粒径煤样的振动作用的增强，导致振动产生的外力作用越明显，进而加剧了瓦斯扩散程度；另一方面，粒径大的煤样具有更大的表面积，与小粒径煤样相比，能够吸附的瓦斯更多，因此初始扩散速度较大。

为了揭示酸热耦合作用在提高煤层透气性的作用机理，结合低温氮吸附法和压汞法在不同孔径测试下的优势，以X射线衍射（XRD）物相分析为辅助手段，从细微观多角度分析煤体孔隙结构。研究结果表明：酸热耦合条件对煤体孔隙结构有显著影响，且呈现随温度增加先增强后减弱的趋势；在50 ℃条件下，5%HF+5%HCl混合酸液对孔隙的改造作用最为显著，具体在微小孔阶段（低温氮吸附法测得）孔体积提高了22.3%，比表面积提高了23.9%，平均孔径提高57.1%，在可见裂纹阶段（压汞法测得）孔体积提高了110.2%。

针对传统防爆门开启泄压不及时以及锁扣装置自动化操作程度低的问题，从力学角度出发，详细分析了在风机正常工作及反风工作2种状态下防爆门的受力情况，在传统锁扣的基础上研究了新型电磁锁扣技术在防爆门泄压和反风过程中的应用，计算了新型电磁锁扣在风机不同工作状态下所需的吸力，并基于电磁锁扣技术进一步提出了防爆门自动泄压设计。结果表明：防爆门在泄压和反风过程存在只有爆炸威力较大时才能将防爆门打开以及反风过程中可能出现漏风的情况。为防止以上情况的发生，在提出的防爆门自动泄压设计中将防爆门配重增加至自然状态下拉起防爆门，利用新型电磁锁扣提供足够的吸力来满足防爆门泄压和反风工作的要求。通过计算得出当配重以114 484 N来保证防爆门的平衡状态时，电磁锁扣至少提供166 169 N的吸力才能保证防爆门在风机不同工作状态时的平稳运行；此外利用新型电磁锁扣和高性能传感器技术，在防爆门配重大于防爆门盖重力、正（负）压和摩擦力的合力的条件下，实现防爆门在任何爆炸威力下的快速泄压应满足的条件为爆炸位置与防爆门之间的距离大于锁扣断电时爆炸冲击波已传播的距离，并通过理论计算得出防爆门自动泄压设计中爆炸位置与防爆门间的安全距离大致为326 m。

为给二氧化碳驱替煤层气研究提供综合性参考，探究了不同影响因素对煤吸附能力的影响，分析了气体在煤层内运移及吸附原理，以及不同吸附模型间的区别与联系；介绍了不同国家注CO2强化煤层气开采（CO₂-Enhanced Coalbed Methane Recovery，CO₂-ECBM）的先导性试验及应用；利用VOSviewer软件及CNKI自有计量可视化分析功能，分析了CNKI和Web of Science数据库中与“CO₂-ECBM”相关文献的发表年度趋向及关键词时间趋向，并对CO₂-ECBM存在的问题进行了探讨。结果表明：煤级与孔隙结构、温度与压力、水分含量等因素能通过不同形式影响煤吸附能力；气体在煤层中运移是吸附/解吸-扩散-渗流组成的复杂系统；在研究煤吸附气体时应考虑不同情况采用最佳吸附模型；基于VOSviewer分析，CO₂-ECBM研究在我国是热点话题，研究方向由宏观的地质封存评价逐渐转向从煤的孔隙结构、组成成分等微观或分子层面揭示煤封存和驱替气体机理，以及CO₂-ECBM的多场耦合模拟研究。

为了提高脉动水力冲刷对阻塞裂隙场的疏通效果，研究了裂隙内脉动水流的流动特性，分析了脉动水力参数对裂隙内沉积颗粒运移质量的影响；研究了压力脉动强度系数与颗粒运移质量的相关关系。结果表明：脉动水力条件下，裂隙内流体流量和压差均呈脉动变化，水流平均流速小于恒定水流的流速，且其随压力脉动振幅的增大而显著降低，随压力脉动周期的增大而小幅增大；裂隙内颗粒运移质量随压力脉动振幅的变化符合线性增大的规律，随压力脉动周期的增大呈缓慢减小的变化规律；此外，压力脉动强度系数随压力脉动振幅的增大而增大，随压力脉动周期的增大而减小；进一步地，压力脉动强度系数的增大是导致脉动水力条件下裂隙内沉积颗粒运移质量显著提升的根本原因。

随着深度的增加，煤岩层受到的水平应力与垂直应力之比会逐渐降低，进而对水力压裂注压孔周围的裂纹扩展行为造成影响。为了探究不同深度下水力压裂裂纹转向行为特征，基于煤层力学模型与瓦斯吸附动力学模型，利用多物理场耦合模拟软件COMSOL进行分析，获得了不同深度条件下注压孔周围的应力分布特征以及裂纹起裂压力特征。结果表明：在较浅的深度，即水平应力与垂直应力比值大于1时，裂缝主要在水平方向上扩展，且应力比值增大，裂缝越容易发生转向；而在较深的深度，即水平应力与垂直应力之比小于1时，裂缝在向垂直方向上延伸，且应力比值越小，裂缝越容易发生转向。

利用自主研制的多功能煤与瓦斯突出模拟试验系统，开展了不同瓦斯压力条件下煤与瓦斯突出模拟试验，对突出过程中煤层和巷道温度进行了全程监测。分析结果表明：①突出发生后，煤层瓦斯压力快速下降至大气压，煤层温度演化具有一定的滞后性，主要受控于吸附瓦斯的解吸和游离瓦斯的膨胀，呈现急速下降→快速升高→缓慢变化3阶段演化特征，吸附瓦斯压力2.0、0.85、0.35 MPa条件下，煤层温度下降量峰值分别为0.56、0.23、0.11 ℃，平均下降速率分别为0.042、0.015、0.008 ℃/s，即瓦斯压力越高，煤层温度下降量越大、下降速率越快，呈正相关关系；②巷道温度的变化同时受到抛出煤体解吸瓦斯、喷出瓦斯膨胀泄压、冲击波扰动以及与环境热交换等多种因素影响，表现为先短暂上升，随后立即大幅下降，最后升温至环境温度的演化趋势，3次试验中，巷道温度下降量峰值分别为3.19、2.41、1.09 ℃，平均下降速率分别为0.249、0.188、0.094 ℃/s；③煤层和巷道温度在时间演化上具有整体相似性，在变化幅度上具有显著差异性，突出煤体在巷道内的进一步破碎并大量解吸瓦斯，是巷道温度演化的主控因素，也是导致巷道温度下降量较大的主要原因。

为了研究交叉叠置保护层工作面重复采动的卸压效应，以新景矿芦南分区15303和8123交叉叠置保护层工作面为对象展开研究，通过建立FLAC^3D数值模型，模拟了8^#单一下保护层开采条件下以及8^#、15^#煤层交叉叠置保护层工作面开采条件下3^#被保护煤层的塑性区、地应力及膨胀变形演化规律，并在现场进行了卸压效果考察。结果表明：交叉叠置工作面开采之后，被保护层应力状态呈现非均匀的分布状态，在平面上可以分为5个区域，分别为：充分卸压区、非充分卸压区、应力弱集中区、应力强集中区和原岩应力区；在两保护层工作面重叠区域内，被保护层的应力集中程度降低，卸压区域内的卸压程度增加，两工作面垂直交叉的4个交点区域，被保护层的应力集中程度大幅升高；交叉叠置工作面的卸压效果明显优于单一保护层开采。

为了定量测试水分在煤体内的运移距离，开发了电阻率测试技术并探讨了其可行性。研究结果表明：采用分层布置电极的方法与显色指示剂法所测试的水分运移距离均随时间的增加而增加；随着时间的增加，煤样电阻率的变化分为突变过程、快变过程、渐变过程，电阻率法与显色指示剂法所测试的运移距离基本一致，相对误差在-4.2%~5.8%之间；可采用布置梳状电极、布置分层电极、一端竖向打孔布置测试电极的方法分别对无加载围压柱状样品、加载轴压/周围被约束样品及加载轴压/围压样品进行运移距离测试。

低透煤层液态CO₂压裂兼具裂隙改造和驱替置换的双重瓦斯强化抽采作用，是一项易于与其他技术联合使用，具有规模化应用潜力的增透技术。提出了低透煤层液态CO₂压裂增透理论体系及成套技术框架；依据应力叠加原理和最大拉应力准则，考虑压注过程液态CO₂相态变化和低黏强渗透性，建立了液态CO₂压裂起裂压力确定模型；以I型断裂准则为裂缝扩展判别条件，建立了恒定注液流量下压裂孔口压力与裂缝扩展距离之间的量化表征关系，阐明了注液压力、压裂液黏度、裂缝产状对裂缝扩展的影响规律。依此为基础，提出了决定液态CO₂压裂增透煤层成套装备性能的4个关键参数及其计算方法，研制了国内首套井下压裂增透成套装备，研发了压裂增透施工工艺，分别在淮南矿区、彬长矿区等进行了推广应用。

为了研究含瓦斯煤渐进破坏极限失稳问题，基于含瓦斯煤强度折减法，并借助有限元数值模拟软件，对强度折减极限安全系数以及含瓦斯煤渐进破坏极限失稳过程进行分析。研究结果表明：含瓦斯煤强度折减参数修正可以表征瓦斯对于煤体的弱化作用，适用于数值模拟软件中分析煤体渐进破坏极限失稳过程；强度折减极限安全系数受围岩、瓦斯压力、外部载荷、煤泊松比等因素影响，极限安全系数值越小，代表煤体更容易达到失稳破坏状态；在强度折减过程中，含瓦斯煤状态演化分为初始损伤、渐进破坏、极限失稳3个阶段。

钻孔水射流增透技术是当前解决煤层透气性的有效措施，然而目前关于煤层钻孔在水射流冲击作用下的损伤特性问题研究尚不明确；针对该问题，利用非线性显示动力学LS-DYNA软件对射流冲击煤层钻孔损伤破坏过程进行模拟，研究其在不同条件下的损伤特性。结果表明，水射流速度对煤岩钻孔冲击深度有显著影响，射流速度越大，冲击深度越深，在400 m/s水射流速度下，煤岩冲击坑深度超过200 m/s水速度冲击坑深度10倍；围压能够抑制煤岩钻孔冲击范围向深部扩展，随围压持续增加，抑制作用减弱，同时，在围压作用下，煤岩钻孔破坏的有效应力峰值相应增加；水射流直径是决定煤岩破坏范围重要因素，随水射流直径增加，冲击坑沿深部和两侧均有所扩展，同时随水射流直径持续增加受水垫效应影响随之变大，沿深部扩展趋势减缓；钻孔尺寸对煤岩的损伤破坏及裂纹扩展有显著影响，钻孔直径越小，煤岩破碎坑范围越大，同时裂纹扩展形式随钻孔尺寸增加开始由以两侧发展为主的环状裂纹转变为沿深部扩展的纵向裂纹。

为了分析构造煤的非稳态扩散特性对构造煤体能量失稳评判的影响，利用稳态和非稳态瓦斯扩散模型，建立了原生煤和构造煤的初始瓦斯扩散系数与压力的函数关系式；基于现有的能量公式，构建了煤体的吸附和游离瓦斯膨胀能的计算模型；分析了埋深与突出能量的关系，探讨了不同埋深条件煤体的突出能量失稳倾向性，获得了构造煤层突出临界埋深为190 m；最后通过现场瓦斯动力现象对结论的准确性进行了验证。

为了进一步明确CH₄和CO₂在煤中的吸附热力学特性，采用巨正则系综蒙特卡洛方法模拟CH₄和CO₂在不同温度、不同含水率煤中的吸附行为。结果表明：煤分子中CH₄/CO₂的吸附量随温度的升高和含水率的增加而降低，通过双组分吸附量的对比，发现高温和水分子的存在均不利于CO₂驱替CH₄；CH₄的平均吸附热和温度、含水率呈负相关关系，CO₂的平均吸附热和温度呈负相关关系，和含水率呈正相关关系，水分子更倾向于和CO₂进行反应；CH₄/CO₂的吸附势整体和温度、含水率呈负相关关系，当压力较低时，随着温度的升高，CO₂的吸附势有微弱的增加；CH₄/CO₂的吸附熵随温度的升高而增加，随含水率的增加而降低，水对CO₂的影响要强于CH₄，双组分注入时，水分子的存在使得整个系统更加稳定，不利于CH₄的产出。

为实现矿井瓦斯抽采管网管径优化方案智能决策，基于图论原理构建瓦斯抽采管网图论模型，以管网瓦斯-空气混合流动模型为基础，实现具体管径管网解算；以最小管网投资为目标函数，管径为决策变量，建立瓦斯抽采管网管径优化模型；基于整数编码的遗传算法，得到了刘庄煤矿西侧抽采区域管径优化方案。结果表明:通过遗传算法优化后的管径组合在经济性和抽采效果上都优于流速法，优化后抽采端的抽采负压满足抽采要求，管网成本减少48.3万元。

为了研究不同轴压条件下煤粒瓦斯吸附规律和机理，通过自行研制的可以控制温度、瓦斯压力和轴压的吸附实验系统，研究了3种不同变质程度煤样在不同温度、瓦斯压力和轴压条件下的瓦斯吸附规律，讨论了轴压对煤粒瓦斯吸附的影响机理。结果表明：在温度相同时，不同瓦斯压力下吸附量不随轴压的增大单调变化，在瓦斯压力较高时，吸附量随轴压的增大先减小后增大；在瓦斯压力较低时，吸附量随轴压的增大而减小，这是由于瓦斯压力和轴压共同改变了煤的孔隙结构，从而影响了煤的吸附特性；随着轴压的增大，煤的孔隙结构变化存在孔隙压缩、孔隙转变、孔隙压实3个阶段，对应3种吸附量变化阶段。

为了对水力压裂后的瓦斯抽采效果进行研究，将PFC^2D数值模拟与COMSOL数值模拟结合运用，提出了一种几何模型图像像素级处理方法，该方法将PFC^2D水力压裂后的裂隙几何模型导入到COMSOL软件中，完成了2个数值模拟软件之间的结合，实现了对水力压裂煤层进行瓦斯抽采的数值模拟。研究结果表明：40 MPa与20 MPa注水压力相比，注水压裂的范围较大，产生的裂隙数量较多，裂隙扩展范围较大，压裂效果好；且相同抽采时间下，40 MPa注水压裂的煤层瓦斯抽采范围和抽采流量大，水力压裂可以提高煤层的瓦斯抽采效果，与实际工程应用效果相符。

为了探究深井高温对煤尘水分蒸发特性的影响规律，对4组煤尘在不同温度下（25、30、35、40、45、50 ℃）进行恒温蒸发实验，通过分析煤尘水分蒸发速率、最大失水率、蒸发平衡时间3个参数随环境温度的变化规律，研究了温度对煤尘水分蒸发特性的影响。结果表明：煤尘蒸发过程分为蒸发失水阶段与失水平衡阶段；随环境温度增加，煤尘蒸发速率与最大失水率呈近直线增加、煤尘蒸发平衡时间呈对数下降；温度从25 ℃升高到50 ℃后，4组煤尘蒸发速率平均提高2倍，煤尘最大失水率平均升高24.57%，煤尘蒸发平衡时间由200 min以上降低到了80 min左右，平均下降63.3%。

采用压电陶瓷双晶悬臂梁力学测量装置，测量表面活性剂溶液液滴与煤之间的相互作用力，表征液滴润湿煤块的难易程度,研究了表面活性剂溶液浓度和表面活性剂类型对相互作用力的影响。结果表明：在量浓度为5×10^-5、8×10^-5、1.5×10^-4 mol/L的表面活性剂脂肪醇聚氧乙烯醚（9）（AEO9）溶液中，量浓度为1.5×10-4 mol/L的溶液液滴所受的最大斥力最小，到达最大斥力所用的时间最短，润湿能力最强；在量浓度均为1.5×10^-4 mol/L的3种同源的脂肪醇聚氧乙烯醚试剂AEO7、AEO9、AEO12溶液中，AEO9溶液所受的最大斥力最小，且到达最大斥力所用时间最短，说明其润湿能力最强。

为了改善掘进工作面产尘量大，通风排尘污染其他巷道的问题，在现有长压短抽式通风基础上，提出气幕阻尘结合长压短抽联合除尘方案，并采用数值模拟软件以及现场实验的方式对除尘参数进行分析。研究结果表明：当压风量为330 m³/min、压抽比为0.75时，抽出式除尘风机距离工作面距离为3~4 m时控尘效果较好；但掘进机操控区域距尘源较近，为了尽可能减少粉尘流经掘进机操控区总量，在掘进机操控区前方0.5 m处设置气幕，空气幕发生器出口风速为15 m/s时控尘效果最好,降尘率可以达到90%以上。

基于煤炭开采、运输、堆存到煤炭的加工利用等过程中产尘的危害以及给劳动者、企业和国家带来的经济负担，探讨了近年来煤尘抑尘剂的应用特点及最新研究成果。结果表明：煤尘抑尘剂的发展已经由传统的效率强化型逐渐转变为现在的多功能、多组分、经济环保的新型材料型，其中微生物抑尘剂凭借着抑尘效率高、成本低、环保性能显著的优势渐渐成为煤尘抑尘剂领域的研究热点。

断层带的结构异性会导致介质渗透性的非均质性和各向异性，这对煤体内瓦斯渗流过程有重要影响。通过建立受掘进应力影响下的煤体渗透率模型和横向各向同性断层渗透率模型，利用COMSOL数值模拟软件对其进行解算分析，得出受断层影响的掘进工作面前方应力场及渗透率的演化特征规律。结果表明：受掘进应力影响，暴露面前方出现明显应力分带现象，塑性变形延续到距暴露面5 m处，且出现塑性区阶跃现象；考虑非均质断层的裂隙及煤基质瓦斯压力梯度分别为0.043、0.042 MPa/m，明显大于考虑均质断层的裂隙及煤基质瓦斯压力梯度，而且断层区域内渗透出现骤降及突增的现象，在断层核区域内渗透率降至最低为6.438 3×10-18 m²，是煤层初始渗透率的1/7；断层影响区域瓦斯压力梯度大，透气性能低，验证了断层区域蕴育煤与瓦斯突出危险性高的合理性。

气举排渣困难及其导致的卡钻、抱钻甚至喷孔事故一直是困扰顺层长钻孔瓦斯抽采技术的重要因素；利用数值仿真与现场试验相结合的方法，对顺层瓦斯抽采长钻孔气举排渣进行了系统研究。研究发现：煤屑粒径较小时，风量和产屑量是煤屑沉积的最主要因素，而对于当煤屑粒径较大时，煤屑沉积受到风量、钻杆转、产屑量3个方面的影响；当风量为500 m³/h时，钻杆转速需要超过80 r/min才能保证有效排渣，而当风量分别为400、300 m³/h时，钻杆的转速需要超过120、200 r/min才能保证有效排渣；为了有效排渣，钻杆的转速应保持在80~120 r/min，且风量应在400 m³/h以上。

为解决高瓦斯突出煤层采动卸压瓦斯涌入采掘作业空间容易造成瓦斯超限和底板岩巷利用率低的问题，使用数值模拟和现场应用方法研究工作面前方煤体瓦斯在动压影响下的高效抽采技术。结果表明：根据现场瓦斯体积分数监测将工作面前方煤体分为高效抽采区、有效抽采区和原始抽采区；高效抽采区在工作面前方20 m以内，平均瓦斯抽采体积分数为30%以上；有效抽采区瓦斯抽采受到动压影响，抽采体积分数随着与工作面距离增大而波动下降；原始抽采区范围为50~60 m以远，钻孔瓦斯体积分数基本稳定在10%以下，受采动影响较小；高瓦斯突出煤层底抽巷穿层钻孔动压瓦斯二次抽采技术在12110采面中抽巷应用效果较好，动压区抽采钻孔数量为非动压区的5%~10%，但月抽采量最高可达到非动压区月抽采量的74.01%。

针对我国煤矿开采过程中面临的煤与瓦斯突出问题，总结了煤与瓦斯突出机理的研究进展，通过总结现有理论模型的不足，指出构造带突出机理研究工作具有重要意义；分析了地质构造对煤与瓦斯突出3大关键因素的影响，即地质构造对煤层地应力分布和瓦斯赋存分布具有控制作用，构造运动可以改变煤的微观结构，从而改变煤的物理力学性质；总结了构造带煤与瓦斯突出过程，将其划分为准备、发动、发展和终止4个阶段，其中准备阶段包括构造运动和采掘作业2部分；基于现有研究成果的不足，从地质构造角度提出了煤与瓦斯突出有待深入研究的方向。

针对当前回采工作面瓦斯涌出量预测方法选取不合理及预测精度不佳问题，借助机器学习方法对其展开研究，以交叉验证法处理现有数据，构建了支持向量回归模型与随机森林回归预测模型，并对输入数据降维前后2种模型的预测表现进行了对比分析。测试表明：经交叉验证及数据降维后2种预测模型趋于稳定、预测精度均有大幅提高，SVR模型的整体预测性能稍优于RFR模型，SVR模型每轮测试耗时约0.015 s，远低于后者；筛选后的SVR模型平均绝对误差约为0.18 m³/min，平均相对误差约3.26%，优于RFR预测模型；建立的回采工作面瓦斯涌出量预测模型均表现良好，经随机森林筛选的SVR预测模型耗时较短、误差较小、稳定性更好，可实现对瓦斯涌出量的有效预测，对简化数据采集工作及科学制定瓦斯防治措施起到参考作用。

为研究顺层抽采时不同参数对高瓦斯煤层抽采效果的影响，以Fick扩散、Darcy定律、理想气体状态方程和Langmuir方程为基础，结合煤体的裂隙-孔隙双重孔隙介质结构、瓦斯和水的运移特性，建立了瓦斯-水的气水两相流的流-固耦合数学模型；利用COMSOL Multiphysics软件对漳村煤矿3^# 煤层顺层抽采进行数值模拟研究。结果表明：在一定范围内钻孔直径越大，抽采效率越高；抽采负压变化对瓦斯有效抽采区域和瓦斯压力变化的影响非常微弱，对抽采效率的提升不大；减小钻孔间距可以有效提高抽采效率，但并不是钻孔间距越小越好；在抽采初期，各钻孔的有效抽采区域处于相互独立状态，随着抽采进程，各钻孔有效抽采区域逐渐增大并与相邻钻孔的有效抽采区域汇合叠加，形成整体有效抽采区域；当要求抽采100 d内达标时，漳村煤矿3# 煤层单排布孔最佳方案为钻孔直径94 mm、抽采负压20 kPa、钻孔间距3 m。

为了解决综采工作面采煤机割煤粉尘易受风流横向扩散而污染人行空间问题，以羊场湾煤矿综放工作面现场实际为研究背景，结合采场空间与开采设备空间配合关系，通过建立CFD数值计算模型，分析了采煤机机载除尘器抽尘风量与采场风流分布影响关系，通过实测论证了机载除尘器对采煤机割煤粉尘治理的有效性，为指导采煤机割煤粉尘治理提供技术支撑。结果表明：随着机载除尘器抽尘风量增加，在采煤机上风侧区域风速呈现逐渐增加趋势，人行侧风流速度总体呈减小趋势；当抽尘风量由92 m³/min逐渐增加到345 m³/min时，人行侧风流速度随抽尘风量增加而逐渐减小，人行侧风流速度由1.2 m/s逐渐减小到0.8 m/s，风速减小了33.3%；现场实测可以发现，机载除尘器处理风量155 m³/min时，人行侧风流速度减小了23.1%以上，人行侧风流速度明显降低，说明机载除尘器可以降低因采煤机阻挡而横向流动的含尘气流扩散程度。

采用热流固耦合伺服实验系统，开展了变轴压加载速率条件下交替加卸载过程中原煤的变形及渗透性实验，分析了交替增轴压、卸围压过程中含瓦斯原体的变形及渗透特性。结果表明：增轴压、卸围压过程中试样轴向呈压缩变形、径向呈膨胀变形，轴向压缩变形量和径向膨胀变形量随围压应力水平的降低均逐渐增大；增轴压过程中试样渗透率缓慢降低，卸围压过程中试样渗透率缓慢增大，满足二次函数关系；采用单位应力条件下试样轴向应变、径向应变和渗透率的变化率分析轴压和围压对试样变形参数的影响特征，采用单位时间内试样轴向应变、径向应变和渗透率的变化速率分析变轴压加载速率对试样变形参数的影响特性；随着轴向荷载强度和轴压加载速率的增大，试样轴向应变和径向应变变化速率的绝对值逐渐增大，渗透率变化速率的绝对值先增大后减小；相反，随着轴压加载速率的减小试样轴向应变、径向应变和渗透率的变化速率的绝对值均先增大后减小；卸围压过程中2个试样轴向应变和径向应变变化速率的绝对值均逐渐增大，而渗透率变化速率的变化规律相反。

针对准南区块煤层气低产井在排采阶段的储层伤害，结合室内实验，系统分析了区内典型煤层气井的排采情况，探讨了煤层气井排采阶段储层伤害类型及其防控方法。结果表明：研究区排采阶段储层伤害类型主要包括应力敏感、速敏和水锁伤害，而煤储层力学强度低、压裂液不当、排采强度过高是造成这些伤害的重要原因；在排采阶段，基于“连续、缓慢、稳定”的原则，增大压降漏斗，并保持流体流速在微粒启动流速之下，有助于3类储层伤害的防治；在储层改造阶段，采用低表面张力、强润湿性的低伤害压裂液，能够促使微粒快速沉降、积聚，并且显著降低孔隙毛管压力，进而抑制储层速敏与水锁伤害；同时，通过围岩改造煤储层，有助于减缓应力敏感伤害。

为了探究高温条件下，深部煤层瓦斯抽采钻孔孔壁砂岩力学行为和提高瓦斯抽采效率，以恒大煤矿1366工作面穿层瓦斯抽采钻孔岩孔段砂岩为研究对象，进行不同温度处理下砂岩的三轴压缩试验和不同载荷流变-渗透试验及应用膨胀水泥浆技术钻孔抽采试验。试验结果表明：高温导致试样裂隙发育，极限抵抗强度降低，结构膨胀，裂隙面积增大，渗透性增大，岩孔段残存瓦斯含量增大；膨胀水泥浆充砂岩裂隙，增强了抗塌保护层，缩小了瓦斯残余区，提高了煤层瓦斯抽采体积分数。

为了探究聚氧乙烯型表面活性剂对无烟煤润湿性影响，采用分子模拟和实验分析相结合的手段，运用Materials Studio软件微观解释表面活性剂对无烟煤的润湿机理；实验分析利用改良沉降法和喷雾降尘实验来比较添加表面活性剂后水对煤的吸附强度并获取表面活性剂的最佳质量分数，并得出除尘效率。结果表明：表面活性剂在无烟煤表面定向排布；NP-10和AEO-9的环氧乙烷的氧原子是更容易发生吸附作用的活性位点；聚氧乙烯型表面活性剂使煤与水之间静电力和氢键作用提升，分子间作用力增强；在改良沉降法中，表面活性剂使煤尘的沉降速率提升，亲水性增强，测得AEO-9和NP-10的最佳质量分数分别为0.4%和0.8%，AEO-9对煤润湿性高于NP-10；在喷雾降尘实验中，供水压强增大，水滴速率增大，除尘效率提高。