随着开采深度的增大，高瓦斯矿井、煤与瓦斯突出矿井，相继发生冲击地压[1]或发生兼具冲击地压和煤与瓦斯突出特征的煤岩瓦斯复合动力灾害[2-4]。随着矿井开采深度的增加，兼具冲击地压、煤与瓦斯突出特征的煤岩复合动力灾害成为煤矿动力灾害的重要形式[5]。

佩图霍夫最早提出应建立冲击地压、煤与瓦斯突出的统一理论[6]。章梦涛等[7]将冲击地压、煤与瓦斯突出均视为煤(岩)突然破坏过程中发生的失稳动力过程，建立了冲击地压、煤与瓦斯突出的统一失稳理论。李铁等[8]研究表明冲击地压与瓦斯在一定条件下具有相关性。潘一山等[9]指出大采深和复杂的地质构造是阜新矿区高瓦斯矿井冲击地压多发的重要因素;煤层瓦斯含量高、瓦斯压力大，从本质上影响了煤体的稳定性;瓦斯的大量抽放导致瓦斯灾害向冲击地压转变。李化敏和付凯[10]认为河南跃进矿及平煤、焦作等矿区的冲击地压和煤与瓦斯突出灾害相互叠加、相互作用、相互诱发，产生“共振”效应。李世愚等[11]认为瓦斯流体对冲击地压有触发作用，尤其超临界流体的特殊性质在冲击地压发生中发挥重要作用。李忠华[12]、崔乃鑫[13]、祝捷[14]等针对瓦斯对巷道和工作面的应力分布、钻屑量指标以及煤层失稳条件的影响进行了研究。

近年来，袁亮[5]、齐庆新等[15]、潘一山[16]、窦林名等[17]、尹光志等[18]将煤岩复合动力灾害作为新的灾害类型，对其进行分类，研究了不同类型煤岩复合动力灾害的破坏特征、影响因素和致灾条件。袁瑞甫[19]指出煤岩体性质、瓦斯压力、应力条件和开采扰动等是发生复合动力灾害的必备要素。朱丽媛等[20]研究分析了瓦斯对煤岩体力学性质和冲击倾向性的影响。研究表明随着煤矿开采深度的增加，煤层应力、瓦斯赋存和开采技术发生了变化，出现了原岩高地应力、高采动次生应力、高瓦斯吸附压力及含量、低渗透性煤岩体等新的开采环境，由此提升了深部采动岩体力学行为的复杂程度，同时围岩对开采扰动和外部动力响应的敏感度也随着增加。

煤层开采过程中，工作面回采方向水平应力卸除、垂直应力陡增，导致煤层内部高瓦斯内能与煤岩系统地应力、支承压力叠加形成了发生复合动力灾害的力学条件[21]。为此笔者设计了轴向应力加载、径向应力卸载的实验方案，模拟煤矿开采过程中支承压力和水平应力的变化特征，进行了加卸荷条件下含气煤样的变形和渗透性同步试验，研究采动应力和气体压力对煤岩变形破坏以及煤中瓦斯运移的影响机制。

1 样品制备与实验方案

1.1 样品制备

实验煤样取自于沈阳焦煤股份有限公司红阳三矿，该矿西三上采区702综采工作面、北二采区707 工作面和西二1204 工作面均出现了冲击地压、应变岩爆等动力学现象。本文样品取自红阳三矿12-1号煤层(突出煤层)，取样深度895 m。绝对瓦斯涌出量为69.4 m3/min，相对瓦斯涌出量为8.15 m3/t。煤样制成直径为25 mm，高为50 mm规格的圆柱体试样。

1.2 实验方案

试验设备采用中国矿业大学(北京)煤炭资源与安全开采国家重点实验室的煤岩变形-渗透性同步测试实验系统，主要包括加载控制系统、样品腔、气体压力控制系统、煤样应变和气体流量实验数据采集系统等。该实验系统可用于轴压、围压和流体(液体、气体)压力变化条件下的含气煤岩样品变形和渗透性测试，实验系统如图1所示。

煤样在实验前经24 h烘干处理(95 ℃)，在烘干箱中冷却后，放入样品腔内;连接气体压力控制系统、应变和气体流量实验数据采集系统等，检查设备气密性。开启温度控制系统，保证实验在恒温(25 ℃)条件下进行。

为了模拟开采过程中工作面前方支承压力增高，水平应力降低的采动影响，笔者设计了如图2所示的加卸载实验方案，即在煤样初始轴压和围压12 MPa的基础上，实施轴压增大、围压降低的实验过程。煤样的单轴抗压强度一般为15～30 MPa。本文设计的轴向和径向应力差最大值为8 MPa，其目的是保证煤样不破坏，并且尽量控制煤样的变形以弹性变形为主。在每一级气体压力条件下测量煤样的轴向应变、径向应变，以及出口处的气体流量，且在每个气体压力测点实验结束后都将煤样静置一段时间，再进行下一级气体压力的实验，这样有利于煤样变形的恢复。

实际煤层瓦斯主要成分是甲烷，此外一般含有硫化氢、二氧化碳、氮和水气，以及微量的惰性气体。本文采用CO2气体作为实验气体，模拟瓦斯气体与煤岩的相互耦合作用。实验具体步骤如下:

(1)如图2所示，将轴压和围压设置为初始值(12 MPa)，打开真空泵，对煤样进行不小于2 h的脱气，通入规定压力的气体，维持气体压力不小于24 h，保证气体充分进入煤样内部。待变形稳定不变后，电脑采集煤样的径向应变和轴向应变数据，打开样品腔出口，保持出口压力为大气压(0.1 MPa)，记录出口处稳定的气体流量。

(2)将轴压和围压逐级调整为下一级应力值，同时采集煤样的径向应变、轴向应变和出口气体流量等数据，直到完成所有轴压、围压测点的测试。

(3)完成所有轴压、围压测试的样品，将其轴压、围压重新设置为初始值12 MPa。将气体压力调整至下一级气体压力(预设进口气体压力测点共3个:2.0，1.5和1.0 MPa)。重新按照步骤(1)和步骤(2)进行样品测试，直到所有预设气体压力测点完成后，结束实验。

2 实验结果

笔者在不同气体压力下对实验样品进行了加卸载条件下煤样应变和出口气体流量测试。实验样品共3个，分别按照1号，2号和3号表示。3个实验煤样在完成测试之后，样品表面没有宏观裂纹，也没有局部破碎。测得了煤样的轴向应变εz、径向应变εr和出口处气体流量Q(图3)，图3中应变曲线以压缩为正，膨胀为负。其中分图名按样品编号-气体压力值表示，如“1-2.0”表示1号煤样在气体压力为2.0 MPa的实验结果。

由图3可知，在轴压增大、围压降低的实验条件下，随着轴向应力和径向应力之差σz-σr增大，煤样出口处的气体流量呈现先降低后升高的变化趋势;在应力相同条件下，气体压力越大，出口处气体流量越大。随着轴向应力和径向应力之差σz-σr增大，煤样产生轴向压缩变形和径向膨胀变形，但是不同煤样的变形响应特征有所区别。1号煤样在1.5 MPa和1.0 MPa气体压力下，其轴向应变εz和径向应变εr随σz-σr增大，应力、应变之间基本符合线性增加的关系。其他实验结果显示在σz-σr较低时，轴向应变εz和径向应变εr与σz-σr之间满足线性的关系;当σz-σr增大到某一个值之后，轴向应变和径向应变的增幅加大。这说明在轴向和径向应力差增大过程中，煤样开始产生塑性变形。

根据体应变的定义，笔者依据式(1)计算了不同应力差和气体压力下的煤样体应变εV:

εV=εz+2εr

(1)

煤样在σz-σr增大过程中产生体积膨胀(3-2.0，3-1.5和2-1.0)或者先收缩后膨胀(1-2.0，1-1.5，1-1.0，2-2.0，2-1.5，3-1.0)，即扩容现象。图4(a)为在气体压力1.0 MPa条件下，3号煤样(3-1.0)轴向加载、径向卸载实验过程中的体应变和出口气体流量的实验结果。由图4(a)可知，随着轴向和径向应力差σz-σr增大，煤样体积出现由压缩转为膨胀的拐点，即扩容起始点。扩容起始点与煤样出口气体流量由下降转为升高的拐点有较好的对应关系。图4(b)为在气体压力1.0 MPa条件下，2号煤样(2-1.0)的体应变和出口气体流量的实验结果。由图4(b)可知，产生持续体积膨胀的煤样存在体应变增幅加大的转折点，该转折点与出口气体流量拐点也存在对应关系。图4中的体应变以压缩为正，膨胀为负。

以往研究显示，扩容是岩石内部微裂隙扩展的结果[22]，煤样发生扩容之后，微破裂发展出现质的变化[23]。体应变转折点反映了煤样的扩容点或体应变幅度增大(刚度下降)的拐点，为此煤样加卸荷过程中的力学响应分为2个阶段：

(1)当轴向应力与径向应力之差较低时，煤样变形较小，以压缩变形为主，其出口处气体流量下降。

(2)当轴向应力与径向应力之差增大到某一值之后，煤样出现扩容或刚度下降，出口处的气体流量逐渐回升。

3 分析与讨论

笔者利用轴向加载、径向卸载的实验条件模拟煤矿开采过程中支承压力和水平应力的变化，得到了随着轴向和径向应力之差增大，煤样变形和气体流量的变化特征。实验表明两者具有相关性，气体流量回升与煤样扩容密切相关。本节将重点分析气体压力对煤样变形-气体流动相关性的影响特征。

3.1 气体压力对煤体膨胀的影响

依据煤样扩容后体积膨胀的体应变与轴向应变实验数据，按照式(2)计算了煤样体积膨胀的变形角 β [24]:

(2)

其中，ΔεV为体积应变增量，10-3;Δεz为轴向应变增量，10-3。 β 越大，意味着在有效应力差相同的条件下煤样体积膨胀越大[24]。

表1为煤样体积膨胀变形角 β 的计算结果,β 随气体压力的变化总体趋势是气体压力越高,β 越大。可见气体压力对受载煤样的膨胀变形也产生影响。因此在煤样有效应力差相同的条件下，气体压力越高，煤样膨胀应变越显著。

3.2 煤样体应变与气体流量变化的拐点

笔者采用一次函数对气体流量和体应变数据进行了分段拟合，拟合公式和结果见表2。由表2可知，分段拟合函数对实验数据的拟合相关系数均大于0.91，拟合效果良好。拟合结果与实验数据的对比如图5所示，随着轴向应力σz与径向应力σr之间的应力差增大，煤样出口处气体流量出现先降后升的V形变化，而煤样体应变的变化呈现倒V形。对于出现扩容现象的煤样，倒V形的拐点即为煤样由体积收缩变为膨胀的扩容起始点。对于加卸荷过程中只出现体积膨胀的煤样，倒V形的拐点前后煤样体应变增大幅度不同，拐点之后煤样变形幅度增大，煤样耐受变形的能力(刚度)降低。

依据煤样体应变实验数据，分段拟合得到的扩容起始点对应的轴向应力与径向应力之差记为Δσε。同理拟合得到气体流量由降转升的拐点对应的轴向应力与径向应力之差记为ΔσQ。Δσε和ΔσQ的拟合结果见表3。

表3中气体流量和煤样体应变拐点对应的应力差ΔσQ和Δσε与气体压力之间具有负相关的关系，即气体压力越高，气体流量和煤样体应变的拐点对应的应力差ΔσQ和Δσε越小。当煤中气体压力由1.0 MPa增大至2.0 MPa时，气体流量由降转升拐点对应的ΔσQ平均值由2.975 MPa降低为2.028 MPa，降幅为31.8%;煤样扩容起始点(或刚度下降)对应的Δσε也由3.664 MPa降低为2.130 MPa，降幅达到41.9%。可见随着气体压力的增大，煤样扩容起始点和气体流量由降转升的拐点对应的差应力降低了。

比较表3的ΔσQ和Δσε可知,大部分煤样在轴向加载、径向卸载过程中，出现气体流量由降转升的拐点之后才出现扩容或刚度下降，即ΔσQ≤Δσε;这表明扩容之前，煤样内部微裂缝已经开始延伸或者扩展。当气体压力较高(2.0 MPa)时，气体流量拐点所对应的差应力ΔσQ接近于煤样扩容起始点对应的差应力Δσε，即气体流量拐点和煤样扩容几乎同时出现。

本文得到的应变数据反映了煤样整体变形特征，出口气体流量体现了煤样内部孔裂隙开度、形状、连通性的变化。实验表明煤样发生扩容之前出现气体流量拐点，可见扩容之前，煤样内部的微裂缝已经开始延伸或者扩展。气体压力较高(2.0 MPa)时，扩容起始点和气体流量拐点对应的应力差平均值仅相差0.102 MPa，气体流量拐点和煤样扩容几乎同时出现。这一实验结论可以与冲击地压、瓦斯突出以及2者同时出现的复合动力灾害的孕灾过程建立联系。

3.3 煤样扩容与煤岩动力失稳的相关性

煤矿开采过程中，煤岩体在地应力、瓦斯压力和采动应力共同作用下产生变形，微破裂不断发生扩展。当煤岩体变形系统达到临界状态时，遇到开采等扰动后，煤岩变形系统失稳，蓄能的弹性变形区煤岩体释放能量，发生冲击地压;当塑性变形区内储存的瓦斯及其周围煤岩体孔裂隙大量解吸瓦斯迅速喷出时，发生煤与瓦斯突出;当蓄能的弹性变形区煤岩与储存的瓦斯同时或先后释放能量时，发生复合动力灾害[16]。

承受初始围压的含气煤样在加卸载过程中产生变形，透气性随之变化。当加卸载造成的差应力达到一定数值时，出现气体流量由降转升的拐点，同时或随后出现煤样扩容。岩石扩容对应的差应力大致等于剪切面上滑动所需的差应力，岩石扩容时，其内部微裂纹已具备面间滑动的差应力条件[25]。考虑到，煤岩扩容之后将发生塑性变形，逐渐弱化直至破坏，因此实际工程中，将扩容视作巷道底臌的重要原因[26]或者冲击地压发生的重要先兆信息[23]。

实验表明煤样中气体压力越高，煤样扩容起始点对应的差应力越低，因此高瓦斯压力导致采动影响下煤体扩容的门槛降低。同时高瓦斯压力条件下，扩容起始点与气体流量拐点几乎同时发生。这进一步表明含高压瓦斯的煤岩体在采动应力影响下，蓄能的弹性变形区极有可能在瓦斯气体还未大量析出时，迅速转变为耗能的塑性变形区。一旦开采扰动引起煤岩变形系统失稳，附近的弹性变形区煤岩体释放能量，集聚、储存在塑性变形区和邻近区域内的瓦斯同时涌出，即可触发复合动力灾害。

4 结 论

(1)加卸载初期，煤样以弹性压缩变形为主，煤样透气性降低;当加卸载造成的差应力达到一定数值时，气体流量出现由降转升的拐点，继而出现煤样扩容。煤样扩容之后发生塑性变形，煤中气体析出，煤样透气性变大。

(2)差应力是促使煤中气体流动状态变化和煤样扩容的主要原因。加卸载条件下煤样扩容起始点和气体流量拐点对应的差应力随着气体压力的升高而降低。可见高瓦斯压力会导致采动影响下煤体扩容的门槛降低。

(3)气体压力较高时，煤样扩容起始点和气体流量拐点几乎同时出现。由此推断高瓦斯煤岩体在采动应力影响下，蓄能的弹性变形区极有可能在瓦斯气体还未大量析出时，迅速转变为耗能的塑性变形区。一旦煤岩变形系统失稳，蓄能的弹性变形区煤岩与塑性变形区瓦斯可同时释放能量，煤岩体显现复合动力灾害的破坏特征。

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Evolution characteristics of strain and permeability of coal samples under loading and unloading conditions

ZHU Jie,WANG Qi,TANG Jun,CHEN Jiyue,JIANG Yaodong,TANG Di,LAN Tianxiang

(School of Mechanics & Civil Engineering，China University of Mining and Technology (Beijing)，Beijing 100083，China)

Abstract:With the increase of the mining depth,rockburst or composite dynamic disasters with both rockburst and coal and gas outburst have occurred in the high-gas mines and coal and gas-outburst mines.The vertical stress on coal beam near the coal face increases significantly,while the horizontal stress is degraded in the process of coal mining.The superposition of gas internal energy,in-situ stresses and abutment pressure of the coal-rock system provide the mechanical conditions for the occurrence of compound dynamic disasters.Therefore,in order to study the influence mechanism of gas pressure and mining stress on coal deformation and gas flow,the strains and gas flow of coal samples during axial loading and radial unloading were measured to simulate the change characteristics of bearing pressure and horizontal stress in the mining process by coal stain-permeability synchronous testing system.It shows that coal samples shrank and the permeability of coal samples decreased under the low differential stress at the initial stage of loading and unloading because coal cracks closed.When the differential stress reached a certain value,the turning point of gas flow from down to up and the dilatancy of coal samples appeared successively.More gas flew from the coal samples due to the increasing plastic deformation and permeability of coal samples after the dilatancy.The gas flow inflections of most coal samples have been spotted before coal dilatancy so that the micro-fractures in coal samples have begun to extend before the dilatancy.With the increase of gas pressure,the differential stress of the coal dilatancy onset and the gas flow inflection decreased.Therefore,high gas pressure can bring down the differential stress threshold corresponding to of the micro-crack propagation in coal under mining disturbance.When the gas pressure was high (2.0 MPa),the average of stress difference corresponding to the coal dilatancy onset and the gas flow inflection was only 0.102 MPa.The coal dilatancy onset and the gas flow inflection occurred almost simultaneously.It can be inferred that under the influence of mining stress,the elastic deformation zone which stores a lot of energy with high gas pressure is very likely to quickly transform into the plastic deformation zone before a large amount of gas emission.Once the coal and rock system lost stability,the strain energy stored in the elastic zone and the gas in coal beam can release at the same time and the damage characteristics of compound dynamic disaster will occur.

Key words:strain of coal samples;permeability;loading and unloading;dynamic disaster;gas pressure;mining stress

中图分类号:TD315

文献标志码:A

文章编号:0253-9993(2021)04-1203-08

收稿日期:20200226

修回日期:20200506

责任编辑:郭晓炜

DOI:10.13225/j.cnki.jccs.DY20.0280

基金项目:国家重点研发计划资助项目(2016YFC0801401);中央高校基本科研业务费专项资金资助项目(2020YJSLJ06)

作者简介:祝 捷(1978—)，女，江西南昌人，副教授，博士。Tel:010-62339322，E-mail:zhujie@cumtb.edu.cn

引用格式:祝捷，王琪，唐俊，等.加卸载条件下煤样应变与渗透性的演化特征[J].煤炭学报,2021,46(4):1203-1210.

ZHU Jie,WANG Qi,TANG Jun,et al.Evolution characteristics of strain and permeability of coal samples under loading and unloading conditions [J].Journal of China Coal Society,2021,46(4):1203-1210.