礦山壓力對(duì)煤礦瓦斯涌出影響實(shí)驗(yàn)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(yè)大學(xué)(北京) 深部巖土力學(xué)與地下工程國家重點(diǎn)實(shí)驗(yàn)室，北京　100083； 2.中國礦業(yè)大學(xué)(北京) 力學(xué)與建筑工程學(xué)院，北京　100083；3.山東科技大學(xué) 礦山災(zāi)害預(yù)防控制國家重點(diǎn)實(shí)驗(yàn)室培育基地，山東 青島　266590)

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礦山壓力對(duì)煤礦瓦斯涌出影響實(shí)驗(yàn)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(yè)大學(xué)(北京) 深部巖土力學(xué)與地下工程國家重點(diǎn)實(shí)驗(yàn)室，北京100083； 2.中國礦業(yè)大學(xué)(北京) 力學(xué)與建筑工程學(xué)院，北京100083；3.山東科技大學(xué) 礦山災(zāi)害預(yù)防控制國家重點(diǎn)實(shí)驗(yàn)室培育基地，山東 青島266590)

摘要:為了在室內(nèi)再現(xiàn)工作面煤巖瓦斯涌出量隨開采過程礦山壓力變化的響應(yīng)過程，利用自主研發(fā)的溫度-壓力耦合氣體運(yùn)移實(shí)驗(yàn)系統(tǒng)，進(jìn)行了應(yīng)力狀態(tài)改變下的氣體解吸-運(yùn)移室內(nèi)模擬實(shí)驗(yàn)。實(shí)驗(yàn)中在恒溫條件下對(duì)煤樣進(jìn)行單軸壓縮破壞和施加圍壓兩個(gè)應(yīng)力變化過程，實(shí)驗(yàn)全過程實(shí)時(shí)監(jiān)測逸出氣體壓力、流量，并抽樣檢測氣體濃度和成分。實(shí)驗(yàn)結(jié)果表明逸出氣體壓力和流量隨應(yīng)力狀態(tài)變化相應(yīng)明顯：氣體在樣品破壞和圍壓降低瞬間出現(xiàn)了負(fù)壓現(xiàn)象；逸出氣體流量與應(yīng)力狀態(tài)變化呈近似正相關(guān)規(guī)律且流量變化略滯后于應(yīng)力狀態(tài)改變。結(jié)合現(xiàn)場經(jīng)驗(yàn)提出了以“短壁梁理論”為基礎(chǔ)的110工法的礦山壓力控制對(duì)策，以唐山溝8820工作面液壓支架壓力監(jiān)測情況為例展示了其對(duì)周期來壓的控制效果。

關(guān)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(zhì)力學(xué)環(huán)境，即“三高一擾動(dòng)”[1]。其中擾動(dòng)是指采礦擾動(dòng)，在進(jìn)入深部開采之后，在承受高應(yīng)力的同時(shí)，大多數(shù)巷道要經(jīng)受碩大的回采空間引起強(qiáng)烈的支撐壓力作用，使受采動(dòng)影響的巷道圍巖壓力數(shù)倍、甚至近十倍于原巖應(yīng)力[2]。在這種巨大的圍巖壓力作用下，工作面空間內(nèi)的煤巖中原生裂紋會(huì)繼續(xù)發(fā)展并產(chǎn)生新的裂紋，甚至?xí)?dǎo)致煤巖體的變形和破壞，而賦存與其中的瓦斯也會(huì)隨著煤體的狀態(tài)變化呈現(xiàn)不同的涌出狀態(tài)，直接后果則是煤與瓦斯突出和爆炸災(zāi)害增多[3]。因此掌握工作面瓦斯涌出隨礦壓的變化規(guī)律以及對(duì)礦山壓力的控制是十分重要的科學(xué)問題。

深部開采必然會(huì)引起采場應(yīng)力的重新分布，很多學(xué)者對(duì)此進(jìn)行了深入的研究并取得了重要的成果[4-14]。關(guān)于工作面瓦斯涌出與礦山壓力的顯現(xiàn)也有一些研究。張?zhí)燔姷萚15]根據(jù)工程現(xiàn)場監(jiān)測數(shù)據(jù)并借助SPSS軟件，對(duì)礦山壓力和瓦斯涌出量進(jìn)行了定量的分析，認(rèn)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(jù)現(xiàn)場支架支護(hù)阻力、超前支撐壓力及工作面的瓦斯?jié)舛鹊缺O(jiān)測數(shù)據(jù)，得到了瓦斯涌出量隨工作面礦壓顯現(xiàn)增大而增大的規(guī)律，認(rèn)為瓦斯?jié)舛仍龃舐詼笥谥Ъ軌毫υ龃?。張仕和等[17]利用數(shù)理統(tǒng)計(jì)的方法，分析了周期性來壓和推進(jìn)速度對(duì)瓦斯涌出的影響規(guī)律，認(rèn)為綜采面瓦斯體積分?jǐn)?shù)峰值主要受控于采空區(qū)頂板來壓，其中上隅角影響最為顯著。蔡建德等[18]認(rèn)為周期來壓與采場瓦斯涌出有直接的關(guān)系，周期來壓時(shí)采空區(qū)頂板大面積垮落，工作面出現(xiàn)沖擊氣流是瓦斯?jié)舛瘸瑯?biāo)的直接原因。李化敏等[19]以中國平煤神馬能源化工集團(tuán)13礦12071工作面監(jiān)測數(shù)據(jù)為研究對(duì)象，認(rèn)為周期性來壓期間支架支護(hù)阻力增大與工作面瓦斯體積分?jǐn)?shù)增加具有很好的一致性。王家臣等[20]研究發(fā)現(xiàn)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(yīng)力狀態(tài)降低而升高，從而導(dǎo)致氣體逸出量和逸出速度急劇增大。

前人研究多以現(xiàn)場實(shí)時(shí)監(jiān)測數(shù)據(jù)為基礎(chǔ)，本文則利用自主研發(fā)的溫度-壓力耦合實(shí)驗(yàn)系統(tǒng)[21]，在巖塊尺度上室內(nèi)模擬深部開采環(huán)境下(高溫)應(yīng)力狀態(tài)改變對(duì)瓦斯逸出影響的全過程，計(jì)算并總結(jié)了加載速率對(duì)煤巖強(qiáng)度和破壞時(shí)氣體逸出量的影響為研究開采擾動(dòng)和采場應(yīng)力變化對(duì)瓦斯涌出的影響規(guī)律奠定了實(shí)驗(yàn)基礎(chǔ)。提出了以“短壁梁理論”為基礎(chǔ)的110工法的礦山壓力控制對(duì)策，現(xiàn)場應(yīng)用效果明顯。

1實(shí)驗(yàn)系統(tǒng)和實(shí)驗(yàn)方法

1.1實(shí)驗(yàn)系統(tǒng)

溫度-壓力耦合作用下深部軟巖氣體運(yùn)移規(guī)律實(shí)驗(yàn)系統(tǒng)由主機(jī)系統(tǒng)、溫度控制系統(tǒng)、氣體成分檢測及計(jì)量系統(tǒng)組成,系統(tǒng)的組成如圖1所示。

圖1　實(shí)驗(yàn)系統(tǒng)Fig.1　Experiment system

該實(shí)驗(yàn)系統(tǒng)可以實(shí)現(xiàn)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(shí)在實(shí)驗(yàn)過程中可實(shí)時(shí)監(jiān)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(jī)系統(tǒng)由軸向加壓系統(tǒng)(最大加載能力2 000 kN)和側(cè)向加壓系統(tǒng)(最大加載能力100 kN)組成。溫度控制系統(tǒng)由溫度傳感器、溫度控制器和電加熱裝置組成，該子系統(tǒng)通過溫度傳感器的數(shù)據(jù)反饋可實(shí)現(xiàn)對(duì)油溫精確控制，控制精度為0.1 ℃。氣體成分檢測及計(jì)量系統(tǒng)由高靈敏度氣體壓力傳感器和兩個(gè)不同量程的流量計(jì)組成，在實(shí)驗(yàn)過程中吸附瓦斯從煤巖樣品中解吸出來后流經(jīng)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(jì)和氣體成分檢測系統(tǒng)檢測氣體流量和成分。

1.2樣品制備

本文所用4個(gè)煤樣取自鶴崗南山礦區(qū)，在從工作面將煤塊選出之后立即用自封袋將其包裹運(yùn)至地面。煤塊運(yùn)至實(shí)驗(yàn)室24 h內(nèi)進(jìn)行加工。根據(jù)國際巖石力學(xué)學(xué)會(huì)推薦標(biāo)準(zhǔn)[22]，利用取芯及切割設(shè)備在煤塊上鉆取50 mm×100 mm的圓柱形標(biāo)準(zhǔn)煤巖樣品。在實(shí)驗(yàn)進(jìn)行前首先進(jìn)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(yīng)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(shí)驗(yàn)方法

為了真實(shí)再現(xiàn)深部煤巖所處的高溫環(huán)境，本次實(shí)驗(yàn)分以下3個(gè)過程：

(1)將煤樣置入三軸壓力室內(nèi)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(duì)溫度恒定后煤樣施加軸向壓應(yīng)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(duì)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(tài)。在實(shí)驗(yàn)全程監(jiān)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(shí)驗(yàn)結(jié)果分析

2.1應(yīng)力對(duì)煤巖氣體涌出影響

圖2為HG-1號(hào)煤樣恒溫條件下應(yīng)力狀態(tài)改變對(duì)瓦斯逸出影響室內(nèi)模擬實(shí)驗(yàn)的全過程，在升溫階段共用了95 min從室溫20 ℃升高至設(shè)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(zhì)中緩慢擴(kuò)散至裂隙中，如圖2(c)所示在實(shí)驗(yàn)進(jìn)行至62 min時(shí)逸出氣體流量小幅度增加，這是因?yàn)榄h(huán)境溫度升高后孔隙和節(jié)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(fù)雜孔隙結(jié)構(gòu)影響，即使有部分氣體可以解吸，但仍舊需要相當(dāng)長的時(shí)間從煤基質(zhì)中流出。

煤體溫度恒定在33 ℃后進(jìn)行單軸壓縮過程，在恒溫環(huán)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(nèi)開始出現(xiàn)局部裂隙。當(dāng)軸應(yīng)力達(dá)到峰值后煤樣整體失穩(wěn)破壞，此后約1 min監(jiān)測到氣體壓力短時(shí)間內(nèi)劇烈變化，氣體逸出壓力持續(xù)降低至-1 000 Pa，持續(xù)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?yàn)槊后w在外在應(yīng)力改變下，從初始階段的加載到煤樣的整體破壞，煤基質(zhì)發(fā)生變形引起微孔隙變化，從而影響吸附氣體的運(yùn)移和吸附，氣體壓力變化即這種影響的宏觀表現(xiàn)。

圖2　HG-1煤樣恒溫條件下氣體逸出隨應(yīng)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(yīng)力變化階段氣體壓力隨時(shí)間變化Fig.3　Curve of gas pressure with time under stress change stage

大致經(jīng)過10 min游離氣體從破壞煤體中向外界排出散盡，此時(shí)對(duì)破壞煤樣施加圍壓至9 MPa，施加圍壓大小由鶴崗礦區(qū)現(xiàn)場地應(yīng)力情況確定。在對(duì)破裂煤樣施加圍壓的初始階段，氣體逸出壓力突增，累計(jì)逸出氣體流量也呈現(xiàn)階梯狀的增加，在圍壓第1次降為0時(shí)氣體壓力出現(xiàn)了單軸破壞時(shí)相同的負(fù)壓現(xiàn)象，在第2次施加圍壓時(shí)逸出氣體流量小幅度增加，逸出氣體壓力也小幅度的震動(dòng)。

2.2加載速率對(duì)煤巖氣體涌出影響

根據(jù)實(shí)驗(yàn)結(jié)果分別計(jì)算了4個(gè)樣品單軸壓縮階段的加載速率，并統(tǒng)計(jì)了單軸壓縮階段加載速率與氣體涌出量和單軸強(qiáng)度之間的關(guān)系，如圖4所示。由圖4可知，煤巖的強(qiáng)度隨著加載速率的提高而增大，破壞時(shí)氣體的逸出量也呈現(xiàn)出相同的規(guī)律。在加載速率較小時(shí)，單軸強(qiáng)度和氣體逸出量改變較為明顯，比如當(dāng)加載速率從0.11 kN/s到0.16 kN/s時(shí)，煤巖單軸強(qiáng)度增加了6.23 MPa，破壞時(shí)瓦斯逸出量則增加了1.9 mL。在加載速率相對(duì)較大時(shí)，單軸強(qiáng)度和氣體逸出量改變不明顯，如當(dāng)加載速率從0.16 kN/s到0.24 kN/s時(shí)，煤巖單軸強(qiáng)度增加了0.24 MPa，破壞時(shí)瓦斯逸出量則增加了0.2 mL。

圖4　單軸強(qiáng)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(jì)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(tǒng)的開采工藝，110開采工法每個(gè)工作面回采只需掘進(jìn)1條回采巷道，另1條巷道通過切頂卸壓自動(dòng)成巷形成且不需留設(shè)煤柱。工作面煤層回采前，在回采巷道沿即將形成的采空區(qū)側(cè)定向爆破預(yù)裂切頂，同時(shí)采用恒阻大變形錨索[23]支護(hù)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(qū)又保證了該回采巷道完整性，同時(shí)減弱頂板的周期性壓力，從而將傳統(tǒng)的“一面雙巷”變成“一面單巷”采掘模式，實(shí)現(xiàn)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(duì)超前壓力控制實(shí)例

與傳統(tǒng)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(shí)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(jiān)測曲線，圖6(a)為采用121工法的8816工作面監(jiān)測曲線，圖6(b)為采用110工法的8820工作面監(jiān)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(dòng)壓力大幅度減小。

圖6　液壓支架壓力監(jiān)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(duì)礦山壓力變化的響應(yīng)

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

關(guān)于礦山壓力對(duì)工作面瓦斯涌出的研究多是以現(xiàn)場監(jiān)測的數(shù)據(jù)為基礎(chǔ)，本文從小尺度巖樣出發(fā)來模擬了應(yīng)力變化對(duì)瓦斯逸出的影響，圖7為本次實(shí)驗(yàn)氣體逸出量隨應(yīng)力變化的實(shí)驗(yàn)結(jié)果，可以看出,每一次應(yīng)力狀態(tài)的突變都會(huì)對(duì)應(yīng)著氣體流量的增加，且逸出氣體增加略滯后于應(yīng)力狀態(tài)改變。圖8為中國平煤神馬能源化工集團(tuán)12071工作面瓦斯體積分?jǐn)?shù)隨支架支護(hù)阻力的變化圖，可以看出瓦斯體積分?jǐn)?shù)與支架支護(hù)阻力之間有很好的一致性，即工作面礦壓顯現(xiàn)增大，瓦斯體積分?jǐn)?shù)同步增大，壓力降低則瓦斯體積分?jǐn)?shù)隨之下降，且支護(hù)阻力變化略超前于瓦斯體積分?jǐn)?shù)的變化。雖然樣品所受應(yīng)力狀態(tài)不如現(xiàn)場監(jiān)測的支架壓力復(fù)雜，實(shí)驗(yàn)結(jié)果與大尺度的現(xiàn)場觀測在量值上也無法比較，但是在應(yīng)力狀態(tài)改變對(duì)瓦斯涌出的規(guī)律上是一致的。

圖7　應(yīng)力與煤體氣體逸出量關(guān)系曲線Fig.7　Relationship between stress and gas emission

圖8　支護(hù)阻力與瓦斯體積分?jǐn)?shù)監(jiān)測曲線[19]Fig.8　Relationship between support resistance and gas density[19]

4.2長壁開采110工法對(duì)礦山壓力的控制

圖9　巖層運(yùn)移理論結(jié)構(gòu)模型Fig.9　Structure models for the roof strata movement theories

以“砌體梁”理論為基礎(chǔ)的傳統(tǒng)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(chǎn)生的壓力作用下，產(chǎn)生離層和大變形破壞，工作面回采后在實(shí)體煤側(cè)形成支承壓力區(qū)和采動(dòng)超前壓力，且應(yīng)力峰值一般距離采空區(qū)側(cè)15～20 m，通過留設(shè)大煤柱，避開應(yīng)力峰值區(qū)域?qū)夭上锏绹鷰r穩(wěn)定性的影響，“砌體梁”理論結(jié)構(gòu)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(fā)生變化。在前人基礎(chǔ)上，“傳遞巖梁”理論通過分析高應(yīng)力區(qū)內(nèi)存在內(nèi)外應(yīng)力場，認(rèn)為內(nèi)應(yīng)力場圍巖在頂板壓力作用下處于塑性狀態(tài)，且所受應(yīng)力值較低，提出了在內(nèi)應(yīng)力場范圍內(nèi)掘進(jìn)回采巷道，留設(shè)小煤柱護(hù)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(yōu)勢之一在于改變了沿工作面走向圍巖應(yīng)力特征，如圖9(c)所示。不同于原來被動(dòng)的“支”，筆者從主動(dòng)的“切”“支”結(jié)合的角度出發(fā)，首先在回采巷道頂板施加恒阻大變形錨索支護(hù)，將頂板懸吊于基本頂，增強(qiáng)巷道頂板剛度和強(qiáng)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(yīng)力沿頂板巖梁傳遞路徑，回采巷道處于應(yīng)力場卸壓區(qū)，采動(dòng)期間超前壓力大幅度減小，改變和優(yōu)化了經(jīng)典的圍壓分布規(guī)律，使新形成的巷道處于礦山壓力卸壓區(qū)，同時(shí)在恒阻錨索加固作用下，有效降低高應(yīng)力環(huán)境威脅。

5結(jié)論

(1)利用自主研制的深部煤巖溫度-壓力耦合氣體運(yùn)移系統(tǒng)，對(duì)煤樣進(jìn)行了恒溫條件應(yīng)力狀態(tài)改變下的氣體逸出的模擬實(shí)驗(yàn)。結(jié)果表明氣體逸出流量變化受應(yīng)力狀態(tài)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(dāng)軸向應(yīng)力達(dá)到最大值時(shí)，煤體破壞滲透率增大，氣體壓力降低，當(dāng)對(duì)破碎煤樣施加圍壓，煤體儲(chǔ)氣空間變小，氣體壓力升高。

(3)室內(nèi)實(shí)驗(yàn)和現(xiàn)場監(jiān)測在應(yīng)力狀態(tài)改變對(duì)逸出氣體流量的影響規(guī)律上有一致性，即應(yīng)力增加會(huì)引起氣體流量的增加，且氣體流量變化略滯后于應(yīng)力狀態(tài)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(yōu)化了經(jīng)典的圍壓分布規(guī)律，新形成的巷道處于礦山壓力泄壓區(qū)，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(hào):TD712

文獻(xiàn)標(biāo)志碼:A

文章編號(hào):0253-9993(2016)01-0007-07

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

基金項(xiàng)目:國家自然科學(xué)基金資助項(xiàng)目(51134005，51404278)

收稿日期:2015-09-21修回日期:2015-11-12責(zé)任編輯:畢永華

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