0503 李 铁1,2，皮希宇1,2,3
(1.北京科技大学 金属矿山高效开采与安全教育部重点实验室，北京 100083; 2.北京科技大学 土木与资源工程学院，北京 100083; 3.中国煤炭科工集团有限公司，北京 100013)
摘 要:为探索深部开采中消突并达到安全开采条件煤层发生瓦斯异常涌出或煤与瓦斯突出的成因，通过文献调研和现场调查，确认含瓦斯煤层低压灾变的存在;通过现场瓦斯监测、微震观测、实证分析，认识消突煤层低瓦斯灾变的过程与成因;通过含低气压大煤样气-固耦合物理试验和理论分析，研究承压煤样低气压应力-应变-渗流场演化路径和气-固耦合物理灾变机制。结果显示，进入深部开采后陆续有消突达到安全开采条件煤层发生低瓦斯灾变现象的报道;现场观测和分析揭示出顶板来压、顶板来压破断冲击和底板来压起臌冲击作用下煤层低瓦斯灾变的模式;模拟采、掘工作面边界条件，0.4 MPa气压条件下的气-固耦合物理试验观察到了低气压灾变过程的3个阶段:弹性压密——气体常速与减速稳态渗流、塑性扩容——气体增速非稳态渗流、破裂失稳——气体非稳态渗流灾变。得到:在防突措施扰动下，稳压区煤层已不再是原生状态裂隙，而有大量新生裂隙产生，为瓦斯解吸游离创造条件，可形成局部富集区，是瓦斯低压灾变的发动区;分析得出采动超前区段瓦斯赋存状态“三带”动态演化规律，根据峰值应力，定量划分出40%极限弹性、极限弹性和极限破坏载荷所对应的“三带”动态演化特征;采动瓦斯赋存“三带”动态演化是导致低压瓦斯灾变的主要原因;提出了瓦斯普通涌出-低值异常涌出-高值异常涌出的灾变过程和条件;顶、底板破断冲击动压叠加作用下，可导致含瓦斯煤层低压灾变提前发动。
关键词:瓦斯三带;冲击地压;矿震;低瓦斯灾变;煤与瓦斯突出;瓦斯异常涌出
中图分类号:TD713
文献标志码:A
文章编号:0253-9993(2019)04-1107-08
收稿日期:20180503
修回日期:20180620
责任编辑:常明然
基金项目:国家自然科学基金资助项目(51674016，51274025，51534002)
作者简介:李 铁(1961—)，男，天津人，教授，博士生导师。E-mail:litie@ustb.edu.cn
LI Tie1,2，PI Xiyu1,2,3
(1.State Key Laboratory of High-efficiency Mining and Safety of Metal Mines,Ministry of Education,University of Science and Technology Beijing,Beijing 100083,China; 2.School of Civil and Resource Engineering,University of Science and Technology Beijing,Beijing 100083,China; 3.China Coal Technology & Engineering Group Corp.,Beijing 100013,China)
Abstract:In order to explore the causes of unusual gas emission,coal and gas outbursts in coal mines with outburst elimination and traditional safe mining conditions during underground deep-mining process,the existence of low-gas catastrophes in gas-containing coal seams is confirmed by literature review and field investigation.Through field gas monitoring,microseismic observation and empirical analysis,the process and cause of low-gas catastrophes in the outburst elimination of coal seams are recognized.Physical experiment and theoretical analysis on the gas-solid coupling of big coal samples with low-gas,the evolution path of stress-strain-seepage field at low-pressure and the physical catastrophe mechanism of gas-solid coupling for pressure-bearing coal samples are studied.There are many reports that the low-gas catastrophes in the coal seams can happen during mining process in deep coal mines with outburst elimination and traditional safe mining conditions.Field observation and analysis reveal the model of low-gas catastrophes in coal seam under the action of roof weighting,roof weighting breaking impact and floor weighting impact.The boundary conditions of mining and excavation face are simulated,the catastrophic process at low-gas observed in the gas-solid coupling physical experiments at 0.4 MPa pressure involves three steps: elastic compaction-gas constant velocity and deceleration steady seepage,plastic dilatation-gas growth unsteady seepage,and rupture instability-gas unsteady seepage catastrophe.The conclusions are that many secondary fissures are formed in pressure stable area after taking outburst prevention measures,which is beneficial for improving the de-sorption performance of gas.It could be the initial region of low gas pressure catastrophe,along with plenty of gas gathered.A “three-zone” dynamic evolution theory of gas migration in front of mining-induced region of coal seams is given,and its characterization is clarified corresponding to the 40% extreme elasticity,and the ultimate failure load according to the change of stress value.In a word,the “three-zone” dynamic evolution theory of gas migration in front of mining-induced region of coal seams is the main reason of catastrophes with low-pressure gas.The catastrophic process and conditions for ordinary gas emission,unusual gas emission with low-gas,unusual gas emission with high-gas,and catastrophes are given.In addition,low-gas catastrophes in gas-containing coal seams can be initiated in advance under the dynamic pressure impact of the superposition of the roof and floor breakage.
Key words:“three-zone” of gas;rock burst;mine earthquake;catastrophes of low-gas;coal and gas outbursts;unusual gas emission
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李铁，皮希宇.深部煤层低瓦斯耦合灾变机制[J].煤炭学报,2019,44(4):1107-1114.doi:10.13225/j.cnki.jccs.2018.0598
LI Tie，PI Xiyu.Coupling catastrophes mechanism of low-gas in deep coal seams[J].Journal of China Coal Society,2019,44(4):1107-1114.doi:10.13225/j.cnki.jccs.2018.0598
煤与瓦斯突出是煤炭资源开采主要的工程灾害之一。为防灾减灾，自1834-03-22法国鲁阿雷煤田依萨克煤矿发生全球首例煤与瓦斯突出起，全球相关领域科学家持续开展了大量科学探索和工程实践，提出了许多关于发生机理的假说，可归纳为瓦斯主导、应力主导、化学本质和综合作用四大类[1]，研发出多种防治煤与瓦斯突出技术，共识性技术还提升成行业或国家技术规程与管理规章，在防治煤与瓦斯突出灾害中发挥了巨大作用。
科技工作者探索出煤、瓦斯、地质构造、煤层赋存等多种技术指标判别煤与瓦斯突出危险性。有突出危险的煤层，在掘、采前均要实施区域防突措施，达到安全指标方容许施工，且在施工中还须根据局部危险性预测，对判别存在危险的区段实施局部防突措施，直至达到安全开采条件。但渐趋增多的报导显示，经消突达到安全开采条件的煤层，虽然煤的破坏类型和坚固性系数等固有属性基本未变，但瓦斯压力和含量等指标已低于发生煤与瓦斯突出阈值，在没有地质构造和赋存突变(以下统称地质异常)影响下，却发生了一些令人费解的煤与瓦斯突出或瓦斯异常涌出，即本文所称的煤层“低瓦斯”灾变。
早期，ANEPШЦП С Г(1955)研究发现，德国莱茵-维斯特法尔矿区，冲击地压发生的同时放出大量瓦斯;上巴伐利亚的哈乌斯克矿井760 m深处的开采中，冲击地压发生前1 d，虽已加强了通风，但在风眼中却发现瓦斯体积分数超过4%，未找到原因[2]。G·布霍依诺(1981)研究发现，德国鲁尔矿区950 m深处的开采中，1次冲击地压发生后的20 h内共释放了4×104 m3瓦斯，针对这一现象，提出是瓦斯将煤抛出、还是煤体冲击破坏释放出瓦斯或者两种作用兼有的疑问，但未见更为详尽和后续研究的报导[3]。
以安全措施和管理较规范的我国国有大型煤矿为例:张凤鸣等(2005)研究发现，黑龙江省鹤岗煤田进入深部开采后，多次ML ≥3.0级强矿震伴随瓦斯异常涌出，超出常规认识[4]。李铁等(2005，2007)研究发现，抚顺老虎台矿严格执行防突措施，但进入660 m采深后，消突达标煤层开始发生冲击地压和强矿震诱导的瓦斯异常涌出和煤与瓦斯突出，且冲击震动后诱导低瓦斯灾变事件占冲击地压总数的比例与采深同步增长，到910 m采深时，接近半数的冲击地压诱导了煤层低瓦斯指标灾变[5-6]。2005-02-14阜新孙家湾煤矿发生特大瓦斯爆炸事故，直接原因是瓦斯爆炸之前14 min发生的1次ML=2.7矿震造成3316风道外段正常状态煤层的瓦斯异常涌出[7]。孟贤正等(2007)研究发现，平煤集团十二矿己七三水平回风下山埋深为890～1 100 m，施工期间消突煤层发生2次冲击性煤与瓦斯突出[8]。林士良等(2009)研究发现，平煤集团一矿，2006-03-19，己15-17310运输巷掘进，消突煤层发生1起由冲击地压引起的煤与瓦斯动力现象，此前在三水平回风下山施工到垂深1 100 m位置时，也发生过1次同类现象[9]。张福旺等(2009)研究发现，平煤集团十矿，2007-11-12在己15-16-24110采煤工作面消突煤层发生1起冲击地压诱导的煤与瓦斯突出[10]。LU 等(2014)研究发现，在鹤岗俊德煤矿，冲击地压产生的震动波诱发了瓦斯突出[11]。SI 等(2015)研究发现，斯洛文尼亚Velenje(韦莱涅)煤矿，采动产生的微震与瓦斯涌出率有直接关系，微震能量急剧增加时，瓦斯涌出速率趋于峰值[12]。
为探索消突煤层低瓦斯灾变机理，笔者通过现场瓦斯监测、微震观测、事故调查等实证分析，认识消突煤层低瓦斯灾变的过程与成因;通过含气大煤样低气压气-固耦合物理试验和理论分析，研究承压煤样低气压应力-应变-渗流场演化路径和气-固耦合物理灾变机制。
上述消突煤层的低瓦斯灾变问题，亦有学者质疑是否存在防突措施不到位、管理不到位等因素，这成为我们近15 a在抚顺、平顶山、新安、海孜煤田对此问题持续探索的动力，结论是消突煤层低瓦斯灾变在一定条件下确实存在，举证部分典型案例如下。
抚顺煤田某矿为高瓦斯矿井，硬分层煤有冲击地压危险，软分层煤有煤与瓦斯突出危险。63001工作面采深约710 m，软分层煤坚固性系数f=0.33～0.45，破坏类型Ⅲ,Ⅳ，经区域和局部消突措施，煤层残余瓦斯压力P < 0.5 MPa、残余瓦斯含量W < 5 m3/t。2002-12-13T17:45，采煤工作面顶板来压，架前煤层片帮，瓦斯异常涌出，T1传感器监测瓦斯体积分数最高达3.25%(图1)。之前未监测到矿震，工作面内也无震感;局部突出危险性连续预测指标均不超标;巷道内气流瓦斯体积分数不超限(< 1%);之前和后续开采均未发现地质异常。瓦斯异常涌出8 min后(17:52:55)，远场顶板破断，发生1次ML=2.0级矿震，采煤工作面内有震感。
图1 顶板来压作用下瓦斯异常涌出过程
Fig.1 Unusual gas emission under roof weighting
分析图1灾变过程，为1次顶板来压过程所致。瓦斯渗流可分为3个阶段:第1阶段，大致4 d的气流瓦斯体积分数持续稳定降低，反映顶板下沉、煤层压密闭气、瓦斯减速稳态渗流过程;第2阶段，有约1 d的气流瓦斯体积分数不稳定回升，甚至有突变，反映煤层承压塑性扩容，瓦斯非稳态渗流恢复过程;第3阶段，瓦斯异常涌出灾变，反映煤壁快速破裂失稳(片帮)、瓦斯非稳态增速渗流灾变过程。8 min后的远场顶板矿震，佐证了顶板来压过程的存在。类似案例在该矿多见，在淮北海孜某矿也曾发生。
1.1节所述抚顺煤田该矿，68002东采煤工作面采深约760 m，软分层煤坚固性系数f =0.35～0.48，破坏类型Ⅲ,Ⅳ，经区域和局部消突措施，煤层残余瓦斯压力P<0.6 MPa、残余瓦斯含量W<6 m3/t。2002-12-13T17:15—2002-12-14T16:00，采面顶板下沉来压，架前片帮，T0传感器监测瓦斯体积分数连续超限，最高达3.92%，2002-12-14T08:39:54顶板发生ML=0.5级矿震。2002-12-16T00:32:54顶板再次发生ML=2.6级矿震，架前片帮，回风巷棚子变形，00:35—00:40，瓦斯再度超限，T0传感器瓦斯体积分数最大达到7.94%(延时126 s)(图2)。之前局部突出危险预测指标均不超限，巷道内气流瓦斯体积分数不超限(< 1%);之前和后续开采均未发现地质异常。
图2 顶板冲击作用下瓦斯异常涌出过程
Fig.2 Unusual gas emission under roof impacting
分析图2灾变过程，为2次顶板来压破断过程所致，瓦斯渗流可分为5个阶段:第1阶段，气流瓦斯体积分数持续稳定降低，反映顶板下沉、煤层压密闭气、瓦斯减速稳态渗流过程;第2阶段，顶板来压第1次破断冲击，瓦斯增速非稳态渗流灾变，但由于顶板破断能量较小(ML=0.5)，瓦斯异常涌出并未完成;第3阶段，顶板继续下沉来压、煤层压密闭气、瓦斯减速稳态渗流;第4阶段，气流瓦斯体积分数不稳定回升，反映煤层承压塑性扩容瓦斯非稳态渗流;第5阶段，顶板高能量破断冲击(ML=2.6)，激发煤壁失稳破裂，瓦斯增速非稳态渗流灾变。类似案例在该矿深部采区多见。
豫西某矿为煤与瓦斯突出矿井。12011掘进工作面煤层埋深620 m，经区域消突后，直接法测定残余瓦斯压力P<0.6 MPa，残余瓦斯含量W<6 m3/t。该矿按防突规定的原则，测定本工作面突出危险阈值分别为钻孔瓦斯涌出初速度q≥3.5 L/min，钻屑瓦斯解吸指标Δh2≥140 Pa，钻屑量S≥4.0 kg/m。掘进工作面风流瓦斯体积分数Cg=0.8%为自动控制上限。上述指标国家标准分别为P ≥0.74 MPa，q≥5 L/min，Δh2≥200 Pa，S≥6.0 kg/m，Cg=1.0%，该矿的危险阈值均严于国家标准。
2009-08-10T14:00，12011掘进工作面迎头持续发生10余声煤岩破裂声响，14:09瓦斯异常涌出超限自动断电，现场调查底板起臌断裂。掘前防突措施后效果检验，钻孔瓦斯涌出初速度最大值q=2.4 L/min，钻屑瓦斯解吸指标最大值Δh2=120 Pa，钻屑量最大值S=2.3 kg/m，掘进迎头(T1)风流瓦斯体积分数小于0.3%(图3)，各项指标均不超危险阈值，表明掘进头煤层瓦斯压力、含量和涌出量均在安全值范围。
图3 底板来压起臌作用下瓦斯异常涌出过程
Fig.3 Unusual gas emission under the the floor heave effect of floor weighting
分析图3灾变过程，为1次底板来压所致。瓦斯渗流经历了3个阶段:第1阶段，2009-08-09T4:00—2009-08-10T01:30(持续21.5 h)，掘进迎头瓦斯涌出浓度出现显著持续降低，反映了底板起臌、煤壁压密闭合，瓦斯减速稳态渗流过程;第2阶段，2009-08-10T01:30—14:00(持续12.5 h)，瓦斯涌出体积分数不稳定回升接近正常水平，甚至有突变，反映煤层承压塑性扩容瓦斯恢复非稳态渗流过程;第3阶段，瓦斯突然大量异常涌出超限，瓦斯增速非稳态渗流灾变过程，供电系统自动断电。现场调查可见掘进工作面后方底板起臌开裂，发生过底板起臌破断冲击。
为探索现场发现的消突煤层低瓦斯灾变的机理，模拟掘进工作面超前压力区的单自由度受力状态，在气-固耦合试验系统上，开展大煤样低气压耦合渗流灾变物理实验。
根据《防治煤与瓦斯突出规定》，突出煤层鉴定，当动力现象特征不明显或者没有动力现象时，应当根据实际测定的煤层最大原始瓦斯压力(P)、软分层煤的破坏类型、煤的瓦斯放散初速度(ΔP)和煤的坚固性系数(f)等指标进行鉴定，全部指标均达到或者超过阈值，确定为突出煤层。突出区域危险性预测，瓦斯压力(P)、瓦斯含量(W)均小于阈值为无突出危险，否则有突出危险。局部突出危险性预测，钻孔瓦斯涌出初速度(q)、钻屑量(S)、钻屑瓦斯解吸指标(Δh2/K1)等指标均小于阈值为无突出危险，否则有突出危险。在断层、褶皱和煤层赋存变化较大的地质异常区段，会加大煤与瓦斯突出的危险。实验条件中，煤的破坏类型和坚固性系数消突前后基本没有变化;地质异常条件在实验中不易模拟，通过选择现场无地质异常案例进行类比;局部突出危险性预测指标在实验中不易模拟，不采用该类指标;瓦斯压力(P)和含量(W)只要有一项满足了灾变条件即可判断有危险，且瓦斯压力条件容易设定。因此，用煤的坚固性系数和瓦斯压力两项指标作为低瓦斯灾变试验的主要材料介质条件。
实验煤样取自平顶山煤田某矿己15-16突出煤层。为研究低指标瓦斯渗流灾变问题，煤样采用该层偏硬层的原煤，坚固性系数f=0.65，高于突出坚固性系数阈值。
实验气体选为惰性气体N2，压力为0.4 MPa恒压低气压。选择N2基于以下4点因素:
(1)CH4和N2的吸附具有相似性。杨程等(2018)用沥青和煤矸石加工的活性炭材料，进行甲烷和氮气吸附性能对比试验研究表明[13]，在相同吸附温度下，两者均可用Freundlich 吸附等温式表达:
(1)
式中，q为吸附量;k，n为吸附常数;P为气体压力。
对CH4和N2的吸附等温线进行拟合，两者的q，k，n分别为7.5，0.170，1.21和1.80，0.019 0，1.01，CH4的吸附量虽然高于N2(4.2倍)，但两者具有相似性;
(2)在常温、低压(0.4 MPa)、块状原煤和短时间(20 min)条件下，瓦斯吸附量较少，两者的差异不大;
(3)实验重点考察承压煤样气-固耦合作用下煤样裂隙演化过程瓦斯渗流的物理过程，CH4和N2吸附量的差异可以忽略;
(4)不影响核心目的前提下的试验安全。
考虑到实验的尺度效应问题，尽量使用大尺寸煤样，力图更接近现场条件。煤样加工成150 mm×150 mm×150 mm规格的立方体大试样，试样两端面的平行度偏差不大于0.005 cm，试件精度满足常规岩石力学实验要求(图4)。
实验装置由岩石力学伺服试验机、大煤样双向加载渗透性试验装置、气体质量流量计、高精度压力传感器、静态电阻应变仪、声发射检测与分析仪等构成。
图4 原煤试样
Fig.4 Raw coal samples
实验目的是通过对未达突出气压和坚固性阈值的含气煤样加压，模拟掘进工作面和采煤工作面中部现场条件，考察灾变全程应力、应变、声发射、渗流场演化规律，分析含气煤样受载低指标灾变机理。
图5 实验原理示意
Fig.5 Schematic diagram of experimental principle
1—加压控制系统;2—采集控制系统;3—压头;4—垫块; 5—密封承压板;6—压力气瓶;7—气压控制阀;8—气体压力采集系统;9—气体质量流量采集系统;10—支架、底盘系统; 11—供气透气板;12—硅胶板和密封胶;13—煤样;14—自由边界;15—声发射传感器;16-声发射放器;17—声发射数据采集系统
如图5所示，在煤样顶部密封压板施加轴向压载(图中第5部分)。煤样法向一侧面和底面刚性约束(图中第10部分)，经透气板附加恒压氮气(图中第11部分)，同轴向另一侧面开敞自由(图中第14部分)，正交法向另两侧面(图略)刚性被动约束和密封。为确保加气初期煤样不向自由端位移，轴向载荷加载到预计试样极限载荷的10%开启气体控制阀，调整气压到预定值后，各系统开始正常采集数据。当声发射计数或能量达到显著峰值，煤样自由表面产生显著宏观裂缝，有碎块脱落，甚至有声响，气体伴有煤粒喷出，判定为发生气体涌出灾变，停止试验。实验中随时检查系统的气密性，监测气体压力降，未发现密封失效。
实验表现为4个特征阶段。
(1)初始压密非线性阶段。
图6中线段0阶段。试样竖向加载，应力曲线呈上凹形状，为加载初期非线性阶段，煤样卸载裂隙压密，有少量声发射。加载到1.1 MPa开始施加0.4 MPa恒压氮气，气体流量经震荡趋于在1.8 L/min的常值饱和。加载到弹性阶段下限特征点A，出现一次显著应力降，声发射数和能量出现相对高峰，气流量不稳定震荡在1.8 L/min左右，表明煤样取样卸载产生的裂隙处于不断受压变化躁动过程，还未完全闭合。
图6 受载含气煤岩样物理场演化
Fig.6 Unusual gas emission under the the floor heave effect of floor weighting
(2)弹性压密——气体常速与减速稳态渗流。
在线弹性阶段全程，声发射数较少、能量较低。前40%线性阶段(图6中线段1-1阶段)，气流量在1.8 L/min基本呈稳态渗流，将其视为1个常值，相当于沿原生裂隙提供普通涌出的渗流。后60%线性阶段(图6中线段1-2阶段)，气流量持续降低至1.6 L/min，气体呈减速稳态渗流，原生裂隙显著压密，导气通道趋于闭合，表现为气体低值异常涌出。
(3)塑性扩容——气体增速非稳态渗流。
加载到7.0 MPa屈服点或弹性极限特征点B，再次发生显著应力降，声发射数和能量出现显著高峰，气流量快速升高，表现为增速非稳态渗流，煤岩承压进入塑性应变扩容阶段，内部产生压张裂隙及导气通道，之后声发射数和能量持续升高(图6中线段2阶段)。煤样开敞侧开始有宏观裂纹产生，气体从开敞侧自由面有溢出感。
(4)破裂失稳——气体非稳态渗流灾变。
加载到8.7 MPa特征点C，达到煤样单自由度单向压缩极限荷载后，声发射数和能量出现全程最高峰，煤样自由表面产生大量宏观裂缝，有声响和碎块脱落，气体快速流出，流量最高达31.9 L/min，伴有煤粒喷出，判定为发生灾变，停止试验。特征点C为极限破坏荷载，之后为峰后阶段(图6中线段3阶段)。煤样破坏方式透气板一侧以碎糜为主，开敞侧以碎裂为主(图7)。如持续恒压加气，煤粉与气体可持续喷出。
图7 试验结束后煤样状态
Fig.7 State of coal samples after test
实验得出，含气煤层加载过程造成由于裂隙场演变，导致瓦斯渗流产生普通涌出-减速异常涌出-增速异常涌出-灾变喷出的演化过程。GENG等[14] 物理试验得出，煤的孔隙度和渗透率随有效应力的增加呈指数下降。YANG等[15] 物理试验得出，不同开挖路径下开挖应力载荷的变化引起煤裂隙网络的复杂演化，显著地改变了裂隙煤的甲烷渗透率。JIANG等[16]物理试验得出，随着分层循环加载和卸载，渗透率的绝对恢复速率先下降后增大，而渗透率的相对恢复速率逐渐增大。KONG等[17]数值试验研究提出，应力、孔隙度和瓦斯压力的演化密切相关。应力的变化会引起孔隙度的变化，影响瓦斯压力，而甲烷的解吸影响煤的应力，所有这些都形成耦合关系。渗透率随有效应力的增加呈指数下降是由于采用了三轴试验的结果，其他与本文相似的结果，对本文实验的可靠性可起到佐证。
综合典型案例实证分析和气-固耦合物理实验，对承压煤体低瓦斯灾变机理得出如下认识。
(1)瓦斯常速稳态渗流(普通涌出)条件。
经典的矿压三带理论将采动矿压划分为卸压带A、增压带B和稳压带C(图8)。前苏联马凯耶夫煤矿安全研究院根据煤层平巷工作面实际观测，提出工作面前方煤体应变可分为挤出带(卸压带a1)，压缩带(增压带B)，未扰动煤体带(稳压带C)。现代普遍认为，采掘工作面前方煤层，卸压带a1经过了塑性应变扩容，压张裂隙发育。增压带由两部分构成，外侧为塑性应变增压带b1，煤体扩容，剪张新生裂隙发育，其与卸压带a1内瓦斯均可解吸游离放散;而里侧为弹性应变增压带b2，原生裂隙处于压密状态，瓦斯以吸附态为主，有相对恒速稳定的瓦斯渗流。稳压带C是受采动影响小于5%的区域，可视为原岩应力状态，孔隙、裂隙处于原生状态，瓦斯处于吸附状态。
图8 煤层瓦斯普通涌出应力-应变-渗流场模型
Fig.8 Stress-strain-seepage field model of coal seams with ordinary gas emissionk1—40%弹性极限前采动应力集中系数;γ—覆岩容重;
H—覆岩厚度;σk1—采动竖向应力函数曲线
我们的研究注意到，突出煤层采掘前必须实施区域消突措施，稳压带内已受防突措施扰动，不再是原生孔隙、裂隙，而次生裂隙比较发育，瓦斯赋存状态也由吸附变为可解吸游离。在增压带b1压密条件下，瓦斯可在稳压带内富集或局部富集。鉴于此，我们将采、掘前方煤层应变场划分为塑性扩容带I1(卸压带+塑性增压带)、弹性压密带II1(弹性增压带)和扰动裂隙带III1(稳压带)，对应的瓦斯渗流场分别为瓦斯解吸放散带、瓦斯渗流受阻带、瓦斯解吸游离带。
根据实验结果，在弹性压密带II1峰值压力约达40%弹性极限前，瓦斯渗流场在扰动裂隙带III1为瓦斯解吸游离，弹性压密带II1为瓦斯恒速稳态流渗，塑性扩容带I1为瓦斯解吸常速稳态放散(普通涌出)(图8)。
(2)瓦斯减速稳态渗流(低值异常涌出)条件。
在增压带峰值压力约达40%～100%弹性极限区间，瓦斯渗流场在扰动裂隙带III2为瓦斯解吸游离富集，弹性压密带II2为瓦斯减速稳态流渗，塑性扩容带I2为瓦斯解吸稳态放散(低值异常涌出)，如图9所示。
图9 煤层瓦斯低值异常涌出应力-应变-渗流场模型
Fig.9 Stress-strain-seepage field model of coal seams with unusual gas emission with low-pressurek2—40%～100%弹性极限采动应力集中系数;σk2—采动竖向应力函数曲线
(3)瓦斯增速非稳态渗流(高值异常涌出及灾变)条件。
增压带峰值压力超过弹性极限后，上阶段弹性压密带II2变为屈服扩容带II3，产生大量裂隙，渗流通道被打通，瓦斯渗流场变为非稳态增速渗流回升(图10);密闭在扰动裂隙带III3的解吸游离富集瓦斯持续为非稳态增速渗流提供动力，甚至加速提高通道的渗透率;塑性扩容带I3为瓦斯解吸高速非稳态放散(高值异常涌出)。
图10 煤层瓦斯高值异常涌出灾变应力-应变-渗流场模型
Fig.10 Stress-strain-seepage field model of coal seams with unusual gas emission with high-pressurek3—大于弹性极限采动应力集中系数;σk3—采动竖向应力函数曲线
超过极限荷载后，屈服扩容带II3破裂失稳，密闭在扰动裂隙带III3的解吸游离富集瓦斯持续为非稳态增速渗流提供动力，发动高值瓦斯异常涌出灾变(喷出超限)。如果顶板下沉或底板起臌过程发生破断冲击(图10)，叠加的动载与采动应力之和超过屈服极限荷载，高值瓦斯异常涌出灾变将提前发动。如果密闭在扰动裂隙带III3的解吸游离富瓦斯压力和含量充沛，则可发生煤与瓦斯突出。
(1)低于0.74 MPa气体压力，承压煤样在应力-应变-渗流场耦合作用下可以灾变为气体非稳态渗流灾变-瓦斯异常涌出或煤与瓦斯突出，临界阈值尚待进一步研究。现场多表现为瓦斯异常涌出超限，严重时可发生煤与瓦斯突出。实验表现为气流伴有煤粒快速喷出。
(2)在防突措施扰动下，稳压区煤层的裂隙已不再是原生状态，而有大量次生裂隙产生，为瓦斯解吸游离创造条件，可局部富集，是瓦斯异常涌出或突出的发动区。
(3)根据峰值应力，定量划分出采动超前区段瓦斯赋存状态“三带”动态演化范围和特征，定量数值还要在后续的大量实验中修正，但找到了可行的技术思路和指标。
(4)采动静-动应力作用下，超前区段应力-应变-渗流场的演化，是导致消突煤层的瓦斯普通涌出-低值异常涌出-高值异常涌出-喷出或突出灾变演化的原因。
(5)现场条件下，顶板破断冲击、底板破断冲击动力复合作用下，将会激发低瓦斯灾变提前发动。
致谢 本研究得到了河南理工大学苏承东教授和高保彬博士的帮助，在此致以衷心感谢！
参考文献:
[1] 李希建，林柏泉.煤与瓦斯突出机理研究现状及分析[J].煤田地质与勘探，2010，38(1):7-13.
LI Xijian，LIN Baiquan.Status of research and analysis on coal and gas outburst mechanism[J].Coal Geology & Exploration，2010，38(1):7-13.
[2] 阿维尔申·С·Г.冲击地压[M].朱敏，汪伯煜，韩金祥译.北京:煤炭工业出版社，1959:89-99.
[3] 布霍依诺·G.矿山压力和冲击地压[M].李玉生译.北京:煤炭工业出版社，1985:15-16.
[4] 张凤鸣，余中元，徐晓艳，等.鹤岗煤矿开采诱发地震研究[J].自然灾害学报，2005，14(1):139-143.
ZHANG Fengming，YU Zhongyuan，XU Xiaoyan，et al.Research on induced earthquakes by coal mining in Hegang[J].Journal of Natural Disasters，2005，14(1):139-143.
[5] 李铁，蔡美峰，王金安，等.深部开采冲击地压与瓦斯相关性的探讨[J].煤炭学报，2005，30(5):562-567.
LI Tie，CAI Meifeng，WANG Jin’an，et al.Discussion on relativity between rockburst and gas in deep exploitation[J].Journal of China Coal Society，2005，30(5):562-567.
[6] LI T，CAI M F，CAI M.Earthquake-induced unusual gas emission in coalmines—A km-scale in-situ experimental investigation at Laohutai mine[J].International Journal of Coal Geology，2007，71(2-3):209-224.
[7] 文一.孙家湾煤矿“2·14”特大瓦斯爆炸—事故调查专题报道[J].安全与健康，2005(11):4-8.
WEN Yi.“2·14” especially big gas explosion in Sunjiawan Coal Mine—Special report on accident investigation[J].Safety & Health，2005(11):4-8.
[8] 林士良，马春笑，王广杰.深井煤巷掘进冲击地压与瓦斯突出综合防治技术[J].中州煤炭，2009(7):83-85.
LIN Shiliang，MA Chunxiao，WANG Guangjie.Comprehensive prevention technology on rock burst and gas outburst in deep well driving[J].Zhongzhou Coal，2009(7):83-85.
[9] 张福旺，李铁.深部开采复合型煤与瓦斯动力灾害的认识[J].中州煤炭，2009，106(4):73-76.
ZHANG Fuwang，LI Tie.Cognizance on compound dynamic disaster of coal and gas in deep mining[J].Zhongzhou Coal，2009，106(4):73-76.
[10] 孟贤正，汪长明，唐兵，等.具有突出和冲击地压双重危险煤层工作面的动力灾害预测理论与实践[J].矿业安全与环保，2007，34(3):1-4.
MENG Xianzheng，WANG Changming，TANG Bing，et al.Prediction theory and practice of dynamic disaster occurred in coal face with outburst and rock burst[J].Mining Safety & Environmental Protection，2007，34(3):1-4.
[11] LU C P，DOU L M，ZHANG N，et al.Microseismic and acoustic emission effect on gas outburst hazard triggered by shock wave:A case study[J].Natural Hazards，2014，73(3):1715-1731.
[12] SI G，DURUCAN S，JAMNIKAR S，et al.Seismic monitoring and analysis of excessive gas emissions in heterogeneous coal seams[J].International Journal of Coal Geology，2015，149(49):41-54.
[13] 杨程，齐金山，崔杏雨，等.A型沸石/活性炭复合材料的制备及甲烷/氮气吸附分离性能[J].应用化学，2018，35(4):462-468.
YANG Cheng，QI Jinshan，CUI Xingyu，et al.Synthesis of zeolite A/activated carbon composite and CH4/N2 adsorption separation performance[J].Chinese Journal of Applied Chemistry，2018，35(4):462-468.
[14] GENG Y，TANG D，XU H，et al.Experimental study on permeability stress sensitivity of reconstituted granular coal with different lithotypes[J].Fuel，2017，202:12-22.
[15] YANG J.Experimental study on CH4 permeability and its dependence on interior fracture networks of fractured coal under different excavation stress paths[J].Fuel，2017,202:483-493.
[16] JIANG C，DUAN M，YIN G，et al.Experimental study on seepage properties，AE characteristics and energy dissipation of coal under tiered cyclic loading[J].Engineering Geology，2017，221:114-123.
[17] KONG X，WANG E，LIU Q，et al.Dynamic permeability and porosity evolution of coal seam rich in CBM based on the flow-solid coupling theory[J].Journal of Natural Gas Science & Engineering，2017，40:61-71.