何满潮,任晓龙,2,宫伟力，张晓虎，王春光

(1.中国矿业大学(北京) 深部岩土力学与地下工程国家重点实验室，北京　100083； 2.中国矿业大学(北京) 力学与建筑工程学院，北京　100083；3.山东科技大学 矿山灾害预防控制国家重点实验室培育基地，山东 青岛　266590)



矿山压力对煤矿瓦斯涌出影响实验分析及其控制

何满潮1,任晓龙1,2,宫伟力1，张晓虎1，王春光3

(1.中国矿业大学(北京) 深部岩土力学与地下工程国家重点实验室，北京100083； 2.中国矿业大学(北京) 力学与建筑工程学院，北京100083；3.山东科技大学 矿山灾害预防控制国家重点实验室培育基地，山东 青岛266590)

摘要:为了在室内再现工作面煤岩瓦斯涌出量随开采过程矿山压力变化的响应过程，利用自主研发的温度-压力耦合气体运移实验系统，进行了应力状态改变下的气体解吸-运移室内模拟实验。实验中在恒温条件下对煤样进行单轴压缩破坏和施加围压两个应力变化过程，实验全过程实时监测逸出气体压力、流量，并抽样检测气体浓度和成分。实验结果表明逸出气体压力和流量随应力状态变化相应明显：气体在样品破坏和围压降低瞬间出现了负压现象；逸出气体流量与应力状态变化呈近似正相关规律且流量变化略滞后于应力状态改变。结合现场经验提出了以“短壁梁理论”为基础的110工法的矿山压力控制对策，以唐山沟8820工作面液压支架压力监测情况为例展示了其对周期来压的控制效果。

关键词:矿山压力；瓦斯涌出；煤岩；气体逸出；110工法

深部开采面临着与浅部开采截然不同的地质力学环境，即“三高一扰动”[1]。其中扰动是指采矿扰动，在进入深部开采之后，在承受高应力的同时，大多数巷道要经受硕大的回采空间引起强烈的支撑压力作用，使受采动影响的巷道围岩压力数倍、甚至近十倍于原岩应力[2]。在这种巨大的围岩压力作用下，工作面空间内的煤岩中原生裂纹会继续发展并产生新的裂纹，甚至会导致煤岩体的变形和破坏，而赋存与其中的瓦斯也会随着煤体的状态变化呈现不同的涌出状态，直接后果则是煤与瓦斯突出和爆炸灾害增多[3]。因此掌握工作面瓦斯涌出随矿压的变化规律以及对矿山压力的控制是十分重要的科学问题。

深部开采必然会引起采场应力的重新分布，很多学者对此进行了深入的研究并取得了重要的成果[4-14]。关于工作面瓦斯涌出与矿山压力的显现也有一些研究。张天军等[15]根据工程现场监测数据并借助SPSS软件，对矿山压力和瓦斯涌出量进行了定量的分析，认为瓦斯涌出量基本上受制于工作面前方的矿山压力作用。刘小虎等[16]根据现场支架支护阻力、超前支撑压力及工作面的瓦斯浓度等监测数据，得到了瓦斯涌出量随工作面矿压显现增大而增大的规律，认为瓦斯浓度增大略滞后于支架压力增大。张仕和等[17]利用数理统计的方法，分析了周期性来压和推进速度对瓦斯涌出的影响规律，认为综采面瓦斯体积分数峰值主要受控于采空区顶板来压，其中上隅角影响最为显著。蔡建德等[18]认为周期来压与采场瓦斯涌出有直接的关系，周期来压时采空区顶板大面积垮落，工作面出现冲击气流是瓦斯浓度超标的直接原因。李化敏等[19]以中国平煤神马能源化工集团13矿12071工作面监测数据为研究对象，认为周期性来压期间支架支护阻力增大与工作面瓦斯体积分数增加具有很好的一致性。王家臣等[20]研究发现在工作面回采过程中，由于工作面煤岩的渗透率随其所受应力状态降低而升高，从而导致气体逸出量和逸出速度急剧增大。

前人研究多以现场实时监测数据为基础，本文则利用自主研发的温度-压力耦合实验系统[21]，在岩块尺度上室内模拟深部开采环境下(高温)应力状态改变对瓦斯逸出影响的全过程，计算并总结了加载速率对煤岩强度和破坏时气体逸出量的影响为研究开采扰动和采场应力变化对瓦斯涌出的影响规律奠定了实验基础。提出了以“短壁梁理论”为基础的110工法的矿山压力控制对策，现场应用效果明显。

1实验系统和实验方法

1.1实验系统

温度-压力耦合作用下深部软岩气体运移规律实验系统由主机系统、温度控制系统、气体成分检测及计量系统组成,系统的组成如图1所示。

图1　实验系统Fig.1　Experiment system

该实验系统可以实现在温度压力耦合下将煤岩样品中的吸附瓦斯解吸为游离瓦斯的过程，同时在实验过程中可实时监测样品中解吸出来的瓦斯气体压力和流量，并检测瓦斯气体的成分和含量。主机系统由轴向加压系统(最大加载能力2 000 kN)和侧向加压系统(最大加载能力100 kN)组成。温度控制系统由温度传感器、温度控制器和电加热装置组成，该子系统通过温度传感器的数据反馈可实现对油温精确控制，控制精度为0.1 ℃。气体成分检测及计量系统由高灵敏度气体压力传感器和两个不同量程的流量计组成，在实验过程中吸附瓦斯从煤岩样品中解吸出来后流经三通阀，一路通过压力传感器测量出气体压力，一路通过流量计和气体成分检测系统检测气体流量和成分。

1.2样品制备

本文所用4个煤样取自鹤岗南山矿区，在从工作面将煤块选出之后立即用自封袋将其包裹运至地面。煤块运至实验室24 h内进行加工。根据国际岩石力学学会推荐标准[22]，利用取芯及切割设备在煤块上钻取50 mm×100 mm的圆柱形标准煤岩样品。在实验进行前首先进行煤样与橡胶套的气密性能测试，确保液压油与煤样完全隔离开，然后在煤样表面粘贴PT-1000型温度应变片并将其放置橡胶套中，在样品两端连接刚性压块并用硅胶涂抹其接缝处以保证其气密性，待硅胶凝固之后将煤样置于压力室中并连接加热装置和油温传感器。

1.3实验方法

为了真实再现深部煤岩所处的高温环境，本次实验分以下3个过程：

(1)将煤样置入三轴压力室内并注满液压油。将油温升至33 ℃后，保持直到煤样温度变化幅度小于0.2 ℃。

(2)对温度恒定后煤样施加轴向压应力直至煤样整体破坏，控制方式采用位移控制，位移速率0.002 mm/s。

(3)在煤样破坏10 min之后对样品施加围压，加载速率为0.05 MPa/s。

在单轴压缩过程中打开三轴压力室的出油口，液压油受力之后自行流出压力室以保证煤样处于单轴压缩状态。在实验全程监测解吸瓦斯的气体压力和流量，并抽样检测气体的成分和含量。

2实验结果分析

2.1应力对煤岩气体涌出影响

图2为HG-1号煤样恒温条件下应力状态改变对瓦斯逸出影响室内模拟实验的全过程，在升温阶段共用了95 min从室温20 ℃升高至设定温度33 ℃。在升温过程中，有少量解吸气体混合部分热膨胀气体从微孔隙和煤基质中缓慢扩散至裂隙中，如图2(c)所示在实验进行至62 min时逸出气体流量小幅度增加，这是因为环境温度升高后孔隙和节理中自由气体热膨胀向外界缓慢流出，但较低的升温速率下微孔隙中气体不可能完全解吸，由于受到复杂孔隙结构影响，即使有部分气体可以解吸，但仍旧需要相当长的时间从煤基质中流出。

煤体温度恒定在33 ℃后进行单轴压缩过程，在恒温环境下在9 min单轴加载过程中，释放出气体压力变化形式近似于脉冲形状，说明煤体内开始出现局部裂隙。当轴应力达到峰值后煤样整体失稳破坏，此后约1 min监测到气体压力短时间内剧烈变化，气体逸出压力持续降低至-1 000 Pa，持续2 min后，气压回升至250 Pa，伴随有少量气体逸出，如图3所示，这是因为煤体在外在应力改变下，从初始阶段的加载到煤样的整体破坏，煤基质发生变形引起微孔隙变化，从而影响吸附气体的运移和吸附，气体压力变化即这种影响的宏观表现。

图2　HG-1煤样恒温条件下气体逸出随应力变化过程Fig.2　Progress of gas emission changing with stress under constant temperature condition

图3　HG-1煤样应力变化阶段气体压力随时间变化Fig.3　Curve of gas pressure with time under stress change stage

大致经过10 min游离气体从破坏煤体中向外界排出散尽，此时对破坏煤样施加围压至9 MPa，施加围压大小由鹤岗矿区现场地应力情况确定。在对破裂煤样施加围压的初始阶段，气体逸出压力突增，累计逸出气体流量也呈现阶梯状的增加，在围压第1次降为0时气体压力出现了单轴破坏时相同的负压现象，在第2次施加围压时逸出气体流量小幅度增加，逸出气体压力也小幅度的震动。

2.2加载速率对煤岩气体涌出影响

根据实验结果分别计算了4个样品单轴压缩阶段的加载速率，并统计了单轴压缩阶段加载速率与气体涌出量和单轴强度之间的关系，如图4所示。由图4可知，煤岩的强度随着加载速率的提高而增大，破坏时气体的逸出量也呈现出相同的规律。在加载速率较小时，单轴强度和气体逸出量改变较为明显，比如当加载速率从0.11 kN/s到0.16 kN/s时，煤岩单轴强度增加了6.23 MPa，破坏时瓦斯逸出量则增加了1.9 mL。在加载速率相对较大时，单轴强度和气体逸出量改变不明显，如当加载速率从0.16 kN/s到0.24 kN/s时，煤岩单轴强度增加了0.24 MPa，破坏时瓦斯逸出量则增加了0.2 mL。

图4　单轴强度和气体逸出量随加载速率变化曲线Fig.4　Curves of loading rate with uniaxial strengths and gas amount

3深部开采矿山压力控制

3.1长壁开采110工法介绍

长壁开采110工法是笔者在21世纪初基于“切顶短壁梁”理论提出的新的煤矿开采工艺。不同于传统的开采工艺，110开采工法每个工作面回采只需掘进1条回采巷道，另1条巷道通过切顶卸压自动成巷形成且不需留设煤柱。工作面煤层回采前，在回采巷道沿即将形成的采空区侧定向爆破预裂切顶，同时采用恒阻大变形锚索[23]支护回采巷道顶板围岩，待工作面回采后，在矿山压力作用下沿切缝将顶板切落形成巷帮，既隔离采空区又保证了该回采巷道完整性，同时减弱顶板的周期性压力，从而将传统的“一面双巷”变成“一面单巷”采掘模式，实现了110工法的无煤柱开采。图5为长壁开采体系平面图。

图5　长壁开采体系平面图Fig.5　Longwall mining systems layout

3.2110工法对超前压力控制实例

与传统长壁121工法相比，采用110工法后老顶破断引起的周期性压力减缓甚至消失，同时压力峰值大大降低。图6为唐山沟煤矿工作面液压支架压力监测曲线，图6(a)为采用121工法的8816工作面监测曲线，图6(b)为采用110工法的8820工作面监测曲线。由图6可知，采用110工法的8820工作面顶板周期性压力最大值由40.0 MPa降为27.5 MPa，降幅约31 %；均值由30.0 MPa降低到25.0 MPa左右，可知采用110工法矿山超前采动压力大幅度减小。

图6　液压支架压力监测曲线Fig.6　Monitoring pressure curves of the hydraulic support in the field

4讨论

4.1瓦斯涌出对矿山压力变化的响应

煤体在受力变形破坏的过程中，气体压力出现间歇性降低，在单轴破坏之后气体压力将至最低，在持续一段时间后又迅速回升，在围压第一次归零时，气体压力也出现了大幅度的正负跳跃。文献[24]通过对比实验前后的C-T扫描图像认为气体压力变化是煤体渗透率改变的宏观表现。在外荷载的作用下煤体内部的原生裂纹在下扩展、分叉和搭通，导致储气空间增大、渗透率增高，短时间内在煤体与外界之间形成气体压力梯度，驱使外界气体迅速向煤体裂隙回流，从而引起气压的降低。当对破碎煤样施加围压时，孔隙裂隙闭合渗透率降低，煤体内储气空间变小逐出煤体内大量的气体，从而引起气体压力的升高。

关于矿山压力对工作面瓦斯涌出的研究多是以现场监测的数据为基础，本文从小尺度岩样出发来模拟了应力变化对瓦斯逸出的影响，图7为本次实验气体逸出量随应力变化的实验结果，可以看出,每一次应力状态的突变都会对应着气体流量的增加，且逸出气体增加略滞后于应力状态改变。图8为中国平煤神马能源化工集团12071工作面瓦斯体积分数随支架支护阻力的变化图，可以看出瓦斯体积分数与支架支护阻力之间有很好的一致性，即工作面矿压显现增大，瓦斯体积分数同步增大，压力降低则瓦斯体积分数随之下降，且支护阻力变化略超前于瓦斯体积分数的变化。虽然样品所受应力状态不如现场监测的支架压力复杂，实验结果与大尺度的现场观测在量值上也无法比较，但是在应力状态改变对瓦斯涌出的规律上是一致的。

图7　应力与煤体气体逸出量关系曲线Fig.7　Relationship between stress and gas emission

图8　支护阻力与瓦斯体积分数监测曲线[19]Fig.8　Relationship between support resistance and gas density[19]

4.2长壁开采110工法对矿山压力的控制

图9　岩层运移理论结构模型Fig.9　Structure models for the roof strata movement theories

以“砌体梁”理论为基础的传统长壁开采121大煤柱工法，在工作面回采过程中，沿空回采巷道在顶板周期性破断产生的压力作用下，产生离层和大变形破坏，工作面回采后在实体煤侧形成支承压力区和采动超前压力，且应力峰值一般距离采空区侧15～20 m，通过留设大煤柱，避开应力峰值区域对回采巷道围岩稳定性的影响，“砌体梁”理论结构模型如图9(a)所示。而随着开采深度的逐渐增加，采面走向的支承压力分布特征也发生变化。在前人基础上，“传递岩梁”理论通过分析高应力区内存在内外应力场，认为内应力场围岩在顶板压力作用下处于塑性状态，且所受应力值较低，提出了在内应力场范围内掘进回采巷道，留设小煤柱护巷，极大提高了煤炭采出率，所以也称之为121小煤柱工法，如图9(b)所示。

110工法的优势之一在于改变了沿工作面走向围岩应力特征，如图9(c)所示。不同于原来被动的“支”，笔者从主动的“切”“支”结合的角度出发，首先在回采巷道顶板施加恒阻大变形锚索支护，将顶板悬吊于基本顶，增强巷道顶板刚度和强度，随后采用定向爆破切断顶板围岩，切断支承压力在岩梁间的传递路径，从而有效降低下一回采工作面支承压力。由于定向爆破切断了应力沿顶板岩梁传递路径，回采巷道处于应力场卸压区，采动期间超前压力大幅度减小，改变和优化了经典的围压分布规律，使新形成的巷道处于矿山压力卸压区，同时在恒阻锚索加固作用下，有效降低高应力环境威胁。

5结论

(1)利用自主研制的深部煤岩温度-压力耦合气体运移系统，对煤样进行了恒温条件应力状态改变下的气体逸出的模拟实验。结果表明气体逸出流量变化受应力状态改变明显。

(2)煤体在外荷载作用下渗透率的改变是逸出气体压力变化的根本原因，当轴向应力达到最大值时，煤体破坏渗透率增大，气体压力降低，当对破碎煤样施加围压，煤体储气空间变小，气体压力升高。

(3)室内实验和现场监测在应力状态改变对逸出气体流量的影响规律上有一致性，即应力增加会引起气体流量的增加，且气体流量变化略滞后于应力状态的变化。

(4)110工法通过切断支承压力在岩梁间的传递路径，改变和优化了经典的围压分布规律，新形成的巷道处于矿山压力泄压区，超前压力和周期来压大幅度减小。

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Experimental analysis of mine pressure influence on gas emission and control

HE Man-chao1,REN Xiao-long1,2,GONG Wei-li1,ZHANG Xiao-hu1,WANG Chun-guang3

(1.StateKeyLaboratoryofGeomechanicsandDeepUndergroundEngineering,ChinaUniversityofMining&Technology(Beijing),Beijing100083,China;2.InstituteofMechanicsandEngineering,ChinaUniversityofMiningandTechnology(Beijing),Beijing100083,China;3.StareKeyLaboratoryofMiningDisasterPreventionandControl,ShandongUniversityofScienceandTechnology,Qingdao266590,China)

Abstract:In order to reproduce the process that how the mining forces affect the gas emission in lab,a temperature-pressure coupled gas migration experimental system was used to simulate the gas migration progress with the changing stress state.The experiment was conducted under a constant temperature condition and two types of stress were applied on the coal sample:uniaxial pressure and confining pressure.The authors monitored gas pressure and gas flow throughout the whole process.At the same time the authors did the sampling detection of gas concentration and composition.The experimental results showed that the gas pressure and flow rate changed obviously.For instance,the gas pressure was negative when the sample was broken.The variation of the gas flow between the stress states is similar and the flow change is slightly lagging behind the stress state.Combined with field experience,the author proposed the “110 mining method” which based on the short wall beam theory to control the underground pressure.The monitoring data of hydraulic support system in Tangshan Gou 8820 working face pressure showed the control effect for the periodic pressure.

Key words:mining pressure;gas emission;coal rock;gas emission;110 mining method

中图分类号:TD712

文献标志码:A

文章编号:0253-9993(2016)01-0007-07

作者简介:何满潮(1956—)，男，河南灵宝人，中国科学院院士，教授。Tel：010-51733713，E-mail：hemanchao@263.net

基金项目:国家自然科学基金资助项目(51134005，51404278)

收稿日期:2015-09-21修回日期:2015-11-12责任编辑:毕永华

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He Manchao,Ren Xiaolong,Gong Weili,et al.Experimental analysis of mine pressure influence on gas emission and control[J].Journal of China Coal Society,2016,41(1):7-13.doi:10.13225/j.cnki.jccs.2015.9023