礦山壓力對煤礦瓦斯涌出影響實驗分析及其控制

何滿潮,任曉龍,2,宮偉力，張曉虎，王春光

(1.中國礦業大學(北京) 深部巖土力學與地下工程國家重點實驗室，北京　100083； 2.中國礦業大學(北京) 力學與建筑工程學院，北京　100083；3.山東科技大學 礦山災害預防控制國家重點實驗室培育基地，山東 青島　266590)

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礦山壓力對煤礦瓦斯涌出影響實驗分析及其控制

何滿潮1,任曉龍1,2,宮偉力1，張曉虎1，王春光3

(1.中國礦業大學(北京) 深部巖土力學與地下工程國家重點實驗室，北京100083； 2.中國礦業大學(北京) 力學與建筑工程學院，北京100083；3.山東科技大學 礦山災害預防控制國家重點實驗室培育基地，山東 青島266590)

摘要:為了在室內再現工作面煤巖瓦斯涌出量隨開采過程礦山壓力變化的響應過程，利用自主研發的溫度-壓力耦合氣體運移實驗系統，進行了應力狀態改變下的氣體解吸-運移室內模擬實驗。實驗中在恒溫條件下對煤樣進行單軸壓縮破壞和施加圍壓兩個應力變化過程，實驗全過程實時監測逸出氣體壓力、流量，并抽樣檢測氣體濃度和成分。實驗結果表明逸出氣體壓力和流量隨應力狀態變化相應明顯：氣體在樣品破壞和圍壓降低瞬間出現了負壓現象；逸出氣體流量與應力狀態變化呈近似正相關規律且流量變化略滯后于應力狀態改變。結合現場經驗提出了以“短壁梁理論”為基礎的110工法的礦山壓力控制對策，以唐山溝8820工作面液壓支架壓力監測情況為例展示了其對周期來壓的控制效果。

關鍵詞:礦山壓力；瓦斯涌出；煤巖；氣體逸出；110工法

深部開采面臨著與淺部開采截然不同的地質力學環境，即“三高一擾動”[1]。其中擾動是指采礦擾動，在進入深部開采之后，在承受高應力的同時，大多數巷道要經受碩大的回采空間引起強烈的支撐壓力作用，使受采動影響的巷道圍巖壓力數倍、甚至近十倍于原巖應力[2]。在這種巨大的圍巖壓力作用下，工作面空間內的煤巖中原生裂紋會繼續發展并產生新的裂紋，甚至會導致煤巖體的變形和破壞，而賦存與其中的瓦斯也會隨著煤體的狀態變化呈現不同的涌出狀態，直接后果則是煤與瓦斯突出和爆炸災害增多[3]。因此掌握工作面瓦斯涌出隨礦壓的變化規律以及對礦山壓力的控制是十分重要的科學問題。

深部開采必然會引起采場應力的重新分布，很多學者對此進行了深入的研究并取得了重要的成果[4-14]。關于工作面瓦斯涌出與礦山壓力的顯現也有一些研究。張天軍等[15]根據工程現場監測數據并借助SPSS軟件，對礦山壓力和瓦斯涌出量進行了定量的分析，認為瓦斯涌出量基本上受制于工作面前方的礦山壓力作用。劉小虎等[16]根據現場支架支護阻力、超前支撐壓力及工作面的瓦斯濃度等監測數據，得到了瓦斯涌出量隨工作面礦壓顯現增大而增大的規律，認為瓦斯濃度增大略滯后于支架壓力增大。張仕和等[17]利用數理統計的方法，分析了周期性來壓和推進速度對瓦斯涌出的影響規律，認為綜采面瓦斯體積分數峰值主要受控于采空區頂板來壓，其中上隅角影響最為顯著。蔡建德等[18]認為周期來壓與采場瓦斯涌出有直接的關系，周期來壓時采空區頂板大面積垮落，工作面出現沖擊氣流是瓦斯濃度超標的直接原因。李化敏等[19]以中國平煤神馬能源化工集團13礦12071工作面監測數據為研究對象，認為周期性來壓期間支架支護阻力增大與工作面瓦斯體積分數增加具有很好的一致性。王家臣等[20]研究發現在工作面回采過程中，由于工作面煤巖的滲透率隨其所受應力狀態降低而升高，從而導致氣體逸出量和逸出速度急劇增大。

前人研究多以現場實時監測數據為基礎，本文則利用自主研發的溫度-壓力耦合實驗系統[21]，在巖塊尺度上室內模擬深部開采環境下(高溫)應力狀態改變對瓦斯逸出影響的全過程，計算并總結了加載速率對煤巖強度和破壞時氣體逸出量的影響為研究開采擾動和采場應力變化對瓦斯涌出的影響規律奠定了實驗基礎。提出了以“短壁梁理論”為基礎的110工法的礦山壓力控制對策，現場應用效果明顯。

1實驗系統和實驗方法

1.1實驗系統

溫度-壓力耦合作用下深部軟巖氣體運移規律實驗系統由主機系統、溫度控制系統、氣體成分檢測及計量系統組成,系統的組成如圖1所示。

圖1　實驗系統Fig.1　Experiment system

該實驗系統可以實現在溫度壓力耦合下將煤巖樣品中的吸附瓦斯解吸為游離瓦斯的過程，同時在實驗過程中可實時監測樣品中解吸出來的瓦斯氣體壓力和流量，并檢測瓦斯氣體的成分和含量。主機系統由軸向加壓系統(最大加載能力2 000 kN)和側向加壓系統(最大加載能力100 kN)組成。溫度控制系統由溫度傳感器、溫度控制器和電加熱裝置組成，該子系統通過溫度傳感器的數據反饋可實現對油溫精確控制，控制精度為0.1 ℃。氣體成分檢測及計量系統由高靈敏度氣體壓力傳感器和兩個不同量程的流量計組成，在實驗過程中吸附瓦斯從煤巖樣品中解吸出來后流經三通閥，一路通過壓力傳感器測量出氣體壓力，一路通過流量計和氣體成分檢測系統檢測氣體流量和成分。

1.2樣品制備

本文所用4個煤樣取自鶴崗南山礦區，在從工作面將煤塊選出之后立即用自封袋將其包裹運至地面。煤塊運至實驗室24 h內進行加工。根據國際巖石力學學會推薦標準[22]，利用取芯及切割設備在煤塊上鉆取50 mm×100 mm的圓柱形標準煤巖樣品。在實驗進行前首先進行煤樣與橡膠套的氣密性能測試，確保液壓油與煤樣完全隔離開，然后在煤樣表面粘貼PT-1000型溫度應變片并將其放置橡膠套中，在樣品兩端連接剛性壓塊并用硅膠涂抹其接縫處以保證其氣密性，待硅膠凝固之后將煤樣置于壓力室中并連接加熱裝置和油溫傳感器。

1.3實驗方法

為了真實再現深部煤巖所處的高溫環境，本次實驗分以下3個過程：

(1)將煤樣置入三軸壓力室內并注滿液壓油。將油溫升至33 ℃后，保持直到煤樣溫度變化幅度小于0.2 ℃。

(2)對溫度恒定后煤樣施加軸向壓應力直至煤樣整體破壞，控制方式采用位移控制，位移速率0.002 mm/s。

(3)在煤樣破壞10 min之后對樣品施加圍壓，加載速率為0.05 MPa/s。

在單軸壓縮過程中打開三軸壓力室的出油口，液壓油受力之后自行流出壓力室以保證煤樣處于單軸壓縮狀態。在實驗全程監測解吸瓦斯的氣體壓力和流量，并抽樣檢測氣體的成分和含量。

2實驗結果分析

2.1應力對煤巖氣體涌出影響

圖2為HG-1號煤樣恒溫條件下應力狀態改變對瓦斯逸出影響室內模擬實驗的全過程，在升溫階段共用了95 min從室溫20 ℃升高至設定溫度33 ℃。在升溫過程中，有少量解吸氣體混合部分熱膨脹氣體從微孔隙和煤基質中緩慢擴散至裂隙中，如圖2(c)所示在實驗進行至62 min時逸出氣體流量小幅度增加，這是因為環境溫度升高后孔隙和節理中自由氣體熱膨脹向外界緩慢流出，但較低的升溫速率下微孔隙中氣體不可能完全解吸，由于受到復雜孔隙結構影響，即使有部分氣體可以解吸，但仍舊需要相當長的時間從煤基質中流出。

煤體溫度恒定在33 ℃后進行單軸壓縮過程，在恒溫環境下在9 min單軸加載過程中，釋放出氣體壓力變化形式近似于脈沖形狀，說明煤體內開始出現局部裂隙。當軸應力達到峰值后煤樣整體失穩破壞，此后約1 min監測到氣體壓力短時間內劇烈變化，氣體逸出壓力持續降低至-1 000 Pa，持續2 min后，氣壓回升至250 Pa，伴隨有少量氣體逸出，如圖3所示，這是因為煤體在外在應力改變下，從初始階段的加載到煤樣的整體破壞，煤基質發生變形引起微孔隙變化，從而影響吸附氣體的運移和吸附，氣體壓力變化即這種影響的宏觀表現。

圖2　HG-1煤樣恒溫條件下氣體逸出隨應力變化過程Fig.2　Progress of gas emission changing with stress under constant temperature condition

圖3　HG-1煤樣應力變化階段氣體壓力隨時間變化Fig.3　Curve of gas pressure with time under stress change stage

大致經過10 min游離氣體從破壞煤體中向外界排出散盡，此時對破壞煤樣施加圍壓至9 MPa，施加圍壓大小由鶴崗礦區現場地應力情況確定。在對破裂煤樣施加圍壓的初始階段，氣體逸出壓力突增，累計逸出氣體流量也呈現階梯狀的增加，在圍壓第1次降為0時氣體壓力出現了單軸破壞時相同的負壓現象，在第2次施加圍壓時逸出氣體流量小幅度增加，逸出氣體壓力也小幅度的震動。

2.2加載速率對煤巖氣體涌出影響

根據實驗結果分別計算了4個樣品單軸壓縮階段的加載速率，并統計了單軸壓縮階段加載速率與氣體涌出量和單軸強度之間的關系，如圖4所示。由圖4可知，煤巖的強度隨著加載速率的提高而增大，破壞時氣體的逸出量也呈現出相同的規律。在加載速率較小時，單軸強度和氣體逸出量改變較為明顯，比如當加載速率從0.11 kN/s到0.16 kN/s時，煤巖單軸強度增加了6.23 MPa，破壞時瓦斯逸出量則增加了1.9 mL。在加載速率相對較大時，單軸強度和氣體逸出量改變不明顯，如當加載速率從0.16 kN/s到0.24 kN/s時，煤巖單軸強度增加了0.24 MPa，破壞時瓦斯逸出量則增加了0.2 mL。

圖4　單軸強度和氣體逸出量隨加載速率變化曲線Fig.4　Curves of loading rate with uniaxial strengths and gas amount

3深部開采礦山壓力控制

3.1長壁開采110工法介紹

長壁開采110工法是筆者在21世紀初基于“切頂短壁梁”理論提出的新的煤礦開采工藝。不同于傳統的開采工藝，110開采工法每個工作面回采只需掘進1條回采巷道，另1條巷道通過切頂卸壓自動成巷形成且不需留設煤柱。工作面煤層回采前，在回采巷道沿即將形成的采空區側定向爆破預裂切頂，同時采用恒阻大變形錨索[23]支護回采巷道頂板圍巖，待工作面回采后，在礦山壓力作用下沿切縫將頂板切落形成巷幫，既隔離采空區又保證了該回采巷道完整性，同時減弱頂板的周期性壓力，從而將傳統的“一面雙巷”變成“一面單巷”采掘模式，實現了110工法的無煤柱開采。圖5為長壁開采體系平面圖。

圖5　長壁開采體系平面圖Fig.5　Longwall mining systems layout

3.2110工法對超前壓力控制實例

與傳統長壁121工法相比，采用110工法后老頂破斷引起的周期性壓力減緩甚至消失，同時壓力峰值大大降低。圖6為唐山溝煤礦工作面液壓支架壓力監測曲線，圖6(a)為采用121工法的8816工作面監測曲線，圖6(b)為采用110工法的8820工作面監測曲線。由圖6可知，采用110工法的8820工作面頂板周期性壓力最大值由40.0 MPa降為27.5 MPa，降幅約31 %；均值由30.0 MPa降低到25.0 MPa左右，可知采用110工法礦山超前采動壓力大幅度減小。

圖6　液壓支架壓力監測曲線Fig.6　Monitoring pressure curves of the hydraulic support in the field

4討論

4.1瓦斯涌出對礦山壓力變化的響應

煤體在受力變形破壞的過程中，氣體壓力出現間歇性降低，在單軸破壞之后氣體壓力將至最低，在持續一段時間后又迅速回升，在圍壓第一次歸零時，氣體壓力也出現了大幅度的正負跳躍。文獻[24]通過對比實驗前后的C-T掃描圖像認為氣體壓力變化是煤體滲透率改變的宏觀表現。在外荷載的作用下煤體內部的原生裂紋在下擴展、分叉和搭通，導致儲氣空間增大、滲透率增高，短時間內在煤體與外界之間形成氣體壓力梯度，驅使外界氣體迅速向煤體裂隙回流，從而引起氣壓的降低。當對破碎煤樣施加圍壓時，孔隙裂隙閉合滲透率降低，煤體內儲氣空間變小逐出煤體內大量的氣體，從而引起氣體壓力的升高。

關于礦山壓力對工作面瓦斯涌出的研究多是以現場監測的數據為基礎，本文從小尺度巖樣出發來模擬了應力變化對瓦斯逸出的影響，圖7為本次實驗氣體逸出量隨應力變化的實驗結果，可以看出,每一次應力狀態的突變都會對應著氣體流量的增加，且逸出氣體增加略滯后于應力狀態改變。圖8為中國平煤神馬能源化工集團12071工作面瓦斯體積分數隨支架支護阻力的變化圖，可以看出瓦斯體積分數與支架支護阻力之間有很好的一致性，即工作面礦壓顯現增大，瓦斯體積分數同步增大，壓力降低則瓦斯體積分數隨之下降，且支護阻力變化略超前于瓦斯體積分數的變化。雖然樣品所受應力狀態不如現場監測的支架壓力復雜，實驗結果與大尺度的現場觀測在量值上也無法比較，但是在應力狀態改變對瓦斯涌出的規律上是一致的。

圖7　應力與煤體氣體逸出量關系曲線Fig.7　Relationship between stress and gas emission

圖8　支護阻力與瓦斯體積分數監測曲線[19]Fig.8　Relationship between support resistance and gas density[19]

4.2長壁開采110工法對礦山壓力的控制

圖9　巖層運移理論結構模型Fig.9　Structure models for the roof strata movement theories

以“砌體梁”理論為基礎的傳統長壁開采121大煤柱工法，在工作面回采過程中，沿空回采巷道在頂板周期性破斷產生的壓力作用下，產生離層和大變形破壞，工作面回采后在實體煤側形成支承壓力區和采動超前壓力，且應力峰值一般距離采空區側15～20 m，通過留設大煤柱，避開應力峰值區域對回采巷道圍巖穩定性的影響，“砌體梁”理論結構模型如圖9(a)所示。而隨著開采深度的逐漸增加，采面走向的支承壓力分布特征也發生變化。在前人基礎上，“傳遞巖梁”理論通過分析高應力區內存在內外應力場，認為內應力場圍巖在頂板壓力作用下處于塑性狀態，且所受應力值較低，提出了在內應力場范圍內掘進回采巷道，留設小煤柱護巷，極大提高了煤炭采出率，所以也稱之為121小煤柱工法，如圖9(b)所示。

110工法的優勢之一在于改變了沿工作面走向圍巖應力特征，如圖9(c)所示。不同于原來被動的“支”，筆者從主動的“切”“支”結合的角度出發，首先在回采巷道頂板施加恒阻大變形錨索支護，將頂板懸吊于基本頂，增強巷道頂板剛度和強度，隨后采用定向爆破切斷頂板圍巖，切斷支承壓力在巖梁間的傳遞路徑，從而有效降低下一回采工作面支承壓力。由于定向爆破切斷了應力沿頂板巖梁傳遞路徑，回采巷道處于應力場卸壓區，采動期間超前壓力大幅度減小，改變和優化了經典的圍壓分布規律，使新形成的巷道處于礦山壓力卸壓區，同時在恒阻錨索加固作用下，有效降低高應力環境威脅。

5結論

(1)利用自主研制的深部煤巖溫度-壓力耦合氣體運移系統，對煤樣進行了恒溫條件應力狀態改變下的氣體逸出的模擬實驗。結果表明氣體逸出流量變化受應力狀態改變明顯。

(2)煤體在外荷載作用下滲透率的改變是逸出氣體壓力變化的根本原因，當軸向應力達到最大值時，煤體破壞滲透率增大，氣體壓力降低，當對破碎煤樣施加圍壓，煤體儲氣空間變小，氣體壓力升高。

(3)室內實驗和現場監測在應力狀態改變對逸出氣體流量的影響規律上有一致性，即應力增加會引起氣體流量的增加，且氣體流量變化略滯后于應力狀態的變化。

(4)110工法通過切斷支承壓力在巖梁間的傳遞路徑，改變和優化了經典的圍壓分布規律，新形成的巷道處于礦山壓力泄壓區，超前壓力和周期來壓大幅度減小。

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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

中圖分類號:TD712

文獻標志碼:A

文章編號:0253-9993(2016)01-0007-07

作者簡介:何滿潮(1956—)，男，河南靈寶人，中國科學院院士，教授。Tel：010-51733713，E-mail：hemanchao@263.net

基金項目:國家自然科學基金資助項目(51134005，51404278)

收稿日期:2015-09-21修回日期:2015-11-12責任編輯:畢永華

何滿潮,任曉龍,宮偉力,等.礦山壓力對煤礦瓦斯涌出影響實驗分析及其控制[J].煤炭學報,2016,41(1):7-13.doi:10.13225/j.cnki.jccs.2015.9023

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