单轴应力–温度作用下煤中吸附瓦斯解吸特征

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第29卷第5期何满潮，等.单轴应力–温度作用下煤中吸附瓦斯解吸特征•871•单轴应力–温度作用下煤中吸附瓦斯解吸特征何满潮1，2，王春光1，2，李德建1，2，刘静1，2，张晓虎2(1.中国矿业大学深部岩土力学与地下工程国家重点实验室，北京100083；2.中国矿业大学力学与建筑工程学院，北京100083)摘要：利用自主研发的深部煤岩温度–压力耦合瓦斯解吸试验系统，对鹤岗南山矿煤样进行单轴应力–温度作用下吸附瓦斯运移过程。该试验系统通过对煤样施加不同应力和温度，促使煤中原生吸附瓦斯解吸，模拟煤体变形中吸附瓦斯解吸–释放过程。试验中分别在恒温和升温条件下对煤样依次进行单轴破坏和施加围压，实时监测逸出气体压力、流量，抽样检测气体成分和浓度。研究结果表明煤体在单轴压缩破坏过程中出现气体逸出压力降低导致气体回流现象；对破裂煤样施加围压后短时间内排出大量高浓度气体。试验结果证实温度升高是诱发煤样中吸附瓦斯大量解吸因素之一，而煤体内是否存在大量贯通裂隙是影响瓦斯运移的重要因素。关键词：采矿工程；温度–压力耦合；吸附；解吸中图分类号：TD324文献标识码：A文章编号：1000–6915(2010)05–0865–08DESORPTIONCHARACTERISTICSOFADSORBEDGASINCOALSAMPLESUNDERCOUPLINGTEMPERATUREANDUNIAXIALCOMPRESSIONHEManchao1，2，WANGChunguang1，2，LIDejian1，2，LIUJing1，2，ZHANGXiaohu2(1.StateKeyLaboratoryforGeomechanicsandDeepUndergroundEngineering，ChinaUniversityofMiningandTechnology，Beijing100083，China；2.SchoolofMechanicsandCivilEngineering，ChinaUniversityofMiningandTechnology，Beijing100083，China)Abstract：ThedesorptionprocessofadsorbedgasincoalfromNanshancoalmineisstudiedusinganexperimentalsystemwithtemperature-pressurecouplinginparticulartotreatthemultiphysicaleffectondeepcoalsample.Thisexperimentalsystemhasbeendesignedtoapplytriaxialpressureandtemperaturetocoalsample，andreproducethedesorption-releasingprocessofabsorbedgasasaresultofcombinationofpressureandtemperature.Uniaxialcompressiontestsarecarriedoutoncoalsamplesunderconstanttemperatureandincreasingtemperature，respectively.Afterfailure，thedeformedsamplesweresubjectedtoconfiningpressures.Intest，thereleasinggaspressureandflowarereal-timemonitored.Themixedgasesissampledanddetectedbyusingagaschromatography.Theresultsshowthataspontaneousnegativevalueobservedingaspressureisconsistentwiththerefluenceofgasdeterminedfromthevolumetricdilatancydevelopment.Alargeamountofgasisexpelledduringtheclosureoffractureduetothepresentoftheconfiningpressure.Correspondingly，theconcentrationsofmethane，carbondioxideandethaneareincreasedsharply.Temperaturechangeisoneofdesorption-inducedfactorsforadsorbedgas.Theexistenceofalargenumberofconnectedcracksincoalmatrixmayplayanimportantroleingastransport.Themechanismofgasemissionisalsopreliminarilydiscussed. 第29卷第5期何满潮，等.单轴应力–温度作用下煤中吸附瓦斯解吸特征•871•Keywords：miningengineering；temperature-pressurecoupling；adsorption；desorption第29卷第5期何满潮，等.单轴应力–温度作用下煤中吸附瓦斯解吸特征•871•1引言我国煤矿进入深部开采后工作面瓦斯涌出和煤与瓦斯突出事故日趋严重[1]。深部煤岩体通常为含有节理裂隙的层状结构。在高地应力和开采扰动下，采场和巷道围岩体不可避免地发生变形和破坏形成断续结构[2]，为煤层瓦斯向开挖空间迁移提供畅通通道。采掘工程向深部延伸中伴随地温升高。据相关资料统计，在中国采深达到达－650m的国有矿井中，生产水平的平均原始岩温为35.9℃～36.8℃，而在采深超过－1000m的矿井中，原岩温度高达40℃～45℃[3]。同样在美国BlackWarrior地区，－600～－1400m的煤层温度也在27℃～52℃[4]。煤岩体吸热同时可向开挖空间释放大量瓦斯气体，也能导致煤基质收缩，进一步提高煤层透气性能[5]。虽然矿井通风可在一定程度上降低巷道内温度和游离瓦斯浓度，但难以迁移出在煤体中占80%～90%的吸附瓦斯。因此研究开采应力扰动下，煤体破裂诱发吸附瓦斯解吸–运移机制是目前尚待解决的重要科学问题。煤岩中复杂孔隙结构使其具有较强吸附能力，为此已有众多学者对脱气煤样进行单组分或多组分气体等温吸附试验[6，7]。研究发现瓦斯中不同组分吸附能力存在差异[8]，其中CO2吸附能力要强于CH4；吸附气体解吸能力主要受煤种和吸附气体本身性质影响[9]；温度升高会引起煤中瓦斯吸附量降低[10]，而在解吸过程中则会出现煤体温度降低现象[11]。煤体吸附瓦斯后会发生体积膨胀导致煤体承载能力降低[5]。在地应力和热流场作用下，煤层瓦斯中储存大量势能。一旦煤层暴露后，瓦斯会在一定煤体应力、瓦斯压力及解吸释放的膨胀能的共同作用下使煤体向自由面剧烈破坏。根据这一特点，杨栋等[12]对大尺度煤样进行瓦斯抽放试验，再现大规模的瓦斯突出过程。深部煤层开采中应力场和能量场的动态演化与发展必然为各种动力灾害的孕育、发生和发展创造条件[13]。例如在开采造成坚硬顶板(特别是厚层砂岩顶板)的运动失稳可导致矿柱和采场巷道工作面发生瞬时冲击动力灾害。基于煤层开采中应力场与温度场特点，本文利用自主研发的深部煤岩温度–压力耦合试验系统(见图1)，从岩块尺度上模拟煤体变形过程中吸附瓦斯在温度–应力作用下解吸–运移过程，为研究瓦斯在煤层采动裂隙中运移规律，揭示煤岩体的冲击倾向性、以及地质构造和原岩应力条件对煤矿深井动力灾害成灾的作用机制提供试验研究基础。同时对于探讨煤层瓦斯突出机制和煤层气开采具有参考价值。图1温度–压力耦合试验系统Fig.1Temperature-pressurecouplingexperimentsystem2试验系统开发深部煤岩温度–压力耦合试验系统由主机、伺服控制加载、温度控制、气体成分检测及计量6个子系统组成(见图2)。该系统能够实时监测从煤样解吸出的瓦斯气体压力和流量，以及抽样检测瓦斯气体成分和浓度。伺服加压系统(XTYE–2000型电液伺服压力试验机)由轴向加载源(最大加载能力2000kN)和侧向加载源(最大加载能力100MPa)构成。温度控制系统由温度控制器、温度传感器和电加热装置组成。温控器根据油温传感器监测值调节加热装置中电流，实现对液压油温精确控制(温度波动±0.1℃)。煤温传感器布置于煤样外表面，可实时监测煤芯温度变化。气体计量系统由高灵敏度气体压力传感器(分辨率±1Pa)和2个不同量程(5和50mL)流量计组成。2台气体流量计并联布置，在试验中可根据气体流量人工切换气体管路以保证测量精度。从煤样中流出的气体经过三通，一路连接气体压力传感器，另一路依次流过流量传感器和气体成分检测系统(GC9790气相色谱仪)。色谱仪采用热导检测器(TCD)与氢火焰检测器(FID)串联方式检 第29卷第5期何满潮，等.单轴应力–温度作用下煤中吸附瓦斯解吸特征•871•油温传感器加热装置轴向压力三轴压力室出气口围压加载端三轴压力室温度控制器气相色谱仪流量计压力计电磁阀流量计出油口煤样出气口围压加载端图2试验系统原理图Fig.2Schematicdiagramofexperimentalsystem测，根据面积外标法计算气体不同组分浓度。3试验原理及方法3.1试验原理目前有关煤对不同气体吸附–解吸特性试验研究方法多数是将原煤加工成不同粒径煤粉后，对其进行真空脱气–注气吸附平衡–卸压解吸[14～16]。此法破坏煤中双重孔隙结构，也改变原生吸附气体赋存特征，不能较为真实描述吸附气体在煤体中解吸运移规律。工程开挖可改变煤层原有的三维应力状态，在卸压过程中释放出大量游离瓦斯，与此同时煤基质中吸附瓦斯也会因开挖导致温度、压力变化而发生解吸[17，18]。随着裂隙中游离瓦斯不断逸散，煤体孔隙中气体压力降低，从煤基质表面脱附(解吸)的气体运移方式以扩散为主[19，20]。受煤中复杂孔隙结构制约，实际气体扩散通量较小。因此从现场取回煤样中会保存一部分吸附瓦斯气体，可按照相关手册[21]测定残存瓦斯含量。虽然现有测试技术很难在室内还原煤样实际赋存状态，但本研究旨在探讨原煤中原始吸附瓦斯在不同温度、压力影响下解吸特性，以及煤中孔隙结构变化对吸附瓦斯运移特征的影响，暂不考虑煤样在取样和加工过程中逸散的瓦斯。因此本试验不对煤样进行注气–加载–卸压等常规方法[22，23]，而是依据矿震后煤层位移特征[24]，直接对原始煤样加温促使原生吸附气体发生解吸，然后依次施加单轴压应力和围压以探讨煤中裂隙张开、闭合对吸附气体运移影响。3.2煤样制备测试煤样取自鹤岗矿业集团南山矿北五外区15层1#综放工作面落煤，用自封袋包裹后运至地面后立即蜡封(煤样在搬运过程中尽量避免震动)。煤样运至实验室后利用取芯设备在原煤钻取f49mm(±0.5mm)×100mm(±1mm)圆柱状煤芯。试验前在煤样侧面粘贴PT–1000型温度传感器后将其置入橡胶套内，两端连接刚性压块，用硅胶涂抹接缝处。待硅胶凝固后将煤样置于压力室内，安装加热装置和油温度传感器。3.3试验过程解吸试验过程分为以下两类：(1)І类试验：恒温条件下加载破坏。(2)II类试验：升温条件下加载破坏。І类试验中煤温恒定在46℃后，对煤样进行单轴压缩，采用位移控制(轴向变形速率0.002mm/s)。煤样破坏10min后施加围压至9MPa保持(加压速率0.05MPa/s)。II类试验中煤温升至34℃后对煤样进行单轴压缩，采用位移控制(轴向变形速率设为0.002mm/s)。煤样破裂后10min以后施加围压到9MPa(加载速率0.05MPa/s)后保持，待逸出气体流量归零后卸载。此后对液压油梯级升温至90℃，每级温度5℃保持30min。在单轴压缩过程中开启三轴压力室出油口，液压油受到挤压可自行流出压力室，以保证煤样处于单向受力状态。试验过程中对逸出气体中各组分浓度的色谱抽检结果见表1。为获取煤样破坏前后裂隙扩展情况，利用中国矿业大学(北京)煤炭资源与安全开采国家重点实验室ACTIS工业CT扫描仪分别对试验前、后煤样进行CT扫描。扫描位置为煤样中部位置及上下各偏移4cm，共A，B，C三个断面(见图3)。 第29卷第5期何满潮，等.单轴应力–温度作用下煤中吸附瓦斯解吸特征•871•表1温度–压力下煤中逸出吸附气体各组分浓度Table1Concentrationsofreleasinggasfromcoalsamplesundercouplingsoftemperatureandpressure试验类型煤温/℃逸出量/(mL·g－1)/%/%/%恒温加载破坏(2#煤样)26.5–0.1540.0030.06636.1–0.1560.0040.05240.00.00080.1640.0040.05444.20.00040.1350.0040.05044.80.00040.0180.0010.04845.20.00040.4100.0160.15345.90.00041.0600.0400.26646.00.00691.9680.0910.26946.00.00380.0810.0030.02546.40.04800.7440.0280.070升温加载破坏(3#煤样)14.5––––18.4––––22.30.00080.006–0.07526.20.00040.019–0.03230.10.00040.0550.0010.03234.00.00040.2320.0030.05737.90.00040.4180.0070.06343.90.00690.5361.0110.06846.10.00381.2770.0390.14147.80.04809.8950.5860.79148.40.00279.8500.5750.71151.70.003111.9260.6420.76757.10.004613.2760.7440.80860.80.004616.8241.0051.09765.10.005819.6571.3191.48870.40.006522.7781.9232.298X射线扫描4cm断面A断面C4cm断面BX射线扫描X射线扫描图32#煤样CT扫描位置示意图Fig.3SketchofCTscanningpositionofcoalsampleNo.24试验结果及分析4.1恒温–加载破坏试验结果对2#煤样从室温升至46℃过程中，分布于煤孔隙内游离气体热膨胀后向外界逸散，表现为气体逸出压力小幅度波动，CH4，C2H6和CO2气体浓度变化平稳。煤体温度恒定在46℃后进行单轴压缩过程。在变形过程中气体逸出压力出现间歇性降低，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，气体逸出压力持续降低至－500Pa，持续2min后，气压回升至300Pa，伴随有少量气体逸出，如图4所示。此时段内逸出气体0204060801001201401601802002202400510152025时间/min侧向应力轴向应力应力/MPa(a)加载路径020406080100120140160180200220240－600－400－2000200400600(b)气体逸出压力与煤温变化气体逸出压力/Pa气体逸出压力煤温破裂101520253035404550煤温/℃时间/min020406080100120140160180200220240048121620(c)逸出气体累计量时间/min逸出气体累计量煤温101520253035404550逸出气体累计量/mL煤温/℃图4温度–压力作用下2#煤样逸出气体过程Fig.4ReleaseprocessofgassubjectedtothecombinationoftemperatureandpressureforcoalsampleNo.2中CH4，CO2以及C2H6浓度出现不同程度下降(见图5)。在对破裂煤样施加围压的初始阶段，气体(VCO2或VC2H6)/%0.000.050.100.150.200.250.300.350.404060801001201401601802002202400.00.51.01.52.02.5局部放大图煤温时间/min1520253035404550煤温/℃VCH4/%VCH4VCO2VC2H6(a)逸出气体浓度变化1301351401451500.000.020.040.060.08VCO2VC2H6VCH4时间/min(VCO2或VC2H6)/%0.00.10.20.30.40.5VCH4/%(b)局部放大图图5恒温下2#煤样单轴压缩破坏过程气体浓度变化Fig.5VariationofgasconcentrationunderuniaxialcompressionwithconstanttemperatureforcoalsampleNo.2 第29卷第5期何满潮，等.单轴应力–温度作用下煤中吸附瓦斯解吸特征•871•逸出压力突增，排出大量高浓度CH4，CO2和C2H6见图5(a)，持续10min后气体逸出殆尽。4.2升温–加载破坏结果与恒温过程中气体逸出过程类似。在3#煤样从室温升至34℃过程中伴有少量气体逸出，CH4，CO2和C2H6浓度变化平稳。对煤样施加轴向压力，煤样中微裂纹逐渐发育损伤区扩大，达到峰应力后气压突降至－900Pa，持续1min后气压回升(见图6)。在施加围压至9MPa过程中，气体压力升高逸出大量CH4，CO2和C2H6气体，见图7(a)。煤样破坏后观测到气体浓度没有出现恒温试验中降低现象反而持续升高，见图7(b)。1020应力/MPa侧向应力轴向应力0090180270450时间/min360(a)加载路径090180270360450－1000－800－600－400－2000200400600气体逸出压力/Pa气体逸出压力煤温时间/min1020304050607080煤温/℃(b)气体逸出压力与煤温变化0901802704500510152025时间/min逸出气体累计量/mL逸出气体累计量煤温1020304050607080煤温/℃360(c)逸出气体累计量与煤温变化图6温度和压力作用下3#煤样逸出气体过程Fig.6ReleaseprocessofgassubjectedtothecombinationoftemperatureandpressureforcoalsampleNo.3卸载后对破裂煤样以0.13℃/min持续升温，气体逸出压力出现小幅波动。从图7(a)色谱检测结果显示逸出气体中各组分浓度增幅均比破坏前有明显局部放大图152025303540455055606570750.00.51.01.52.02.53.0煤温/℃051015202530(VCO2或VC2H6)/%VCH4/%VCO2VC2H6VCH4(a)逸出气体浓度变化VCO2VC2H6VCH430323436380.00.20.40.60.802468(VCO2或VC2H6)/%VCH4/%煤温/℃(b)局部放大图图7变温下3#煤样单轴压缩破坏过程气体浓度变化Fig.7VariationofgasconcentrationunderuniaxialcompressionwithvariedtemperaturesforcoalsampleNo.3增加。这说明温度升高促使煤基质表面大量吸附气体脱附，不断聚集孔隙裂隙内，导致煤体中气体浓度升高。由于煤体破裂后渗透性增加，裂隙内富集热膨胀气体在浓度梯度驱动下自由逸散，表现为温度越高吸附气体分子热运动愈加剧烈，从煤体解吸迁移出的气体数量越多。此外逸出气体中CH4，CO2和C2H6表现出不同解吸–扩散特征，C2H6浓度随温度成线性增加，而CO2和C2H6呈指数关系增长，这些特性可能与不同气体分子与煤基质之间物理化学特性有关。4.3结果讨论(1)外荷载对吸附瓦斯运移影响在煤体压缩变形过程中，气体逸出压力出现间歇性降低，当轴应力达到峰值强度后气压降至最低，持续一段时间后迅速回升，如图8和9所示。由于煤体中存在大量原生微裂隙，因此当外荷载持续增加时，在裂隙尖端会出现翼型裂纹，逐渐扩展、分叉[25，26]、与相邻次生裂纹搭接贯通，宏观上表现为体积扩容。对比试验前后2#煤样不同层位CT扫描图像(见图10)，可以清晰看出破裂煤体中网状裂隙充分发育(CT图像中暗色条纹为宏观裂隙，亮色为高密度物质)。将得到CT灰度图像进行阈值分割处理成二值黑白图像。使用Image-proplus6.0软件提取二值图像中裂隙(黑色条纹)区域面积，计算出扫描切片中宏观裂隙面积从顶至底部依次增加4.8%，7.7%和9.7%。裂隙区面积扩张说明煤体储气空 第29卷第5期何满潮，等.单轴应力–温度作用下煤中吸附瓦斯解吸特征•871•1201221241261281301321341361381400510152025应力/MPa时间/min(a)轴向荷载气体逸出压力煤温－400－2000200400600－600120122124126128130132134136138140时间/min43.043.544.044.545.045.546.0煤温/℃DT=0.04℃/min气体逸出压力/Pa(b)气体逸出压力与温度变化图8单轴压缩下2#煤样吸附气体逸出压力变化Fig.8VariationofreleasinggaspressureunderaxialcompressionforcoalsampleNo.210010210410610811011211411611812005101520应力/MPa时间/min(a)轴向荷载100102104106108110112114116118120－800－600－400－200020040032.032.533.033.534.034.535.0气体逸出压力/Pa煤温/℃时间/minDT=0.12℃/min气体逸出压力煤温(b)气体逸出压力与温度变化图9单轴压缩下3#煤样吸附气体逸出压力变化Fig.9VariationofreleasinggaspressureunderaxialcompressionforcoalsampleNo.3间增大(扩容)、渗透性提高[27]。刘保县等[28]研究结果表明解吸是一个吸热过程，当环境温度不变时煤中瓦斯处于吸附–解吸的动态平衡，在单位时间内可以近似认为解吸出的气体数量n变化相对恒定。根据理想气体状态方程PV=nRT，在煤样破坏瞬间裂隙贯通，孔隙体积V突增，孔隙中气体压力P随之降低。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(高透气区域)迅速回流，直至煤体内外气压恢复平衡。一般认为在法向应力作用下孔隙裂隙的闭合会降低渗透性[29]，阻碍气体迁移。但对破裂煤样施加围压后观测到在裂隙闭合前有大量高浓度气体排出。对比煤体在轴压和围压作用下吸附气体运移可以明显看出，单轴压缩变形中出现扩容引起气体回流，围压作用下裂隙的闭合可逐出大量气体。在实际工程中也监测到类似现象[30]。矿震发生后巷道内试验前试验后试验前试验后试验前试验后二值化后图像二值化后图像二值化后图像(a)断面A(b)断面B(c)断面C图102#煤样试验前/后不同断面CT图像Fig.10CTimagesofpre-andpost-testforcoalsampleNo.2indifferentscanningsections瓦斯浓度出现暂时降低，持续一段时间后瓦斯浓度突增。通过本研究可以推断岩体破裂(矿震发生)瞬间产生大量裂隙吸纳巷道内部分游离瓦斯。在后期应力重分布过程中围岩位移变形可使这些气体重新排入巷道。虽然小尺度的煤芯试验结果与大尺度现场观测在量值上无法比较，但在气体运移特征上有一定相似性，由此可将煤岩体孔隙结构的突变作为瓦斯异常涌出前兆。(2)温度对吸附气体运移影响在2类试验中观察到煤体破裂过程中逸出气体浓度出现不同变化特征。在恒温加载破坏过程中出现气体浓度降低，而在升温加载破坏过程中出现气体浓度升高，见图5(b)和6(b)。由此说明温度变化速率是导致两类试验结果存在差异的主要因素。 第29卷第5期何满潮，等.单轴应力–温度作用下煤中吸附瓦斯解吸特征•871•虽然煤体扩容后(新生裂隙增加)导致孔隙内气体压力瞬时降低、诱发外界气体回流，在一定程度上稀释煤体内部瓦斯浓度，但在外界温度变化较快时(如3#煤样DT=0.12℃/min大于2#煤样DT=0.04℃/min)，煤体能够解吸出更多吸附气体，抵消回流气体的稀释，使煤体外部瓦斯浓度持续升高。此外，根据煤体释放吸附气体浓度值验证不同气体的解吸能力存在显著差异。其中CH4浓度最大，CO2次之，C2H6最小。在相同条件下，逸出气体浓度与其解吸能力成正相关。逸出气体浓度越低，说明解吸能力越弱，意味着煤基质对该气体吸附能力越强。由此验证大多数学者认为的在一般情况下CO2比CH4对煤基质具有优先吸附性[31，32]。5结论在多物理场作用下煤体破裂诱发瓦斯解吸运移是涉及多孔介质变形过程中一系列复杂多物理化学场耦合作用，本文对南山矿原煤进行单轴应力–温度耦合试验得出以下结论：(1)本文利用自主研制的深部煤岩温度–压力耦合瓦斯解吸试验系统，对原煤进行不同温度条件下单轴压缩试验，探讨煤体在受静载作用下破裂诱使煤层吸附瓦斯解吸释放过程。结果表明煤样中吸附瓦斯运移特性受温度和煤体孔隙结构变化等因素影响。(2)煤在外载作用下孔隙裂隙的张开与闭合可改变吸附瓦斯运移方向，宏观上表现为吸气–排气过程。煤体受载变形后产生大量张性裂隙可导致储气空间增大、孔隙气压降低，引发体外部气体向煤体内部流动。在施加围压闭合裂隙过程中由于储气空间减少可使分布于裂隙中大量游离气体迅速排出煤体。(3)测试煤中原生吸附气体成分主要是CH4，CO2和C2H6。根据气体浓度大小验证吸附气体的解吸能力为CH4最大，CO2次之，C2H6最小。(4)温度是影响煤体中吸附气体解吸量主要因素之一。环境温度越高，煤体释放吸附气体量越多。在温度线性升高条件下，测试煤中原生吸附气体表现出不同解吸响应特征，CH4浓度随温度成线性变化，而CO2和C2H6浓度与温度成指数关系变化。参考文献(References)：[1]何满潮，谢和平，彭苏萍，等.深部开采岩石力学研究[J].岩石力学与工程学报，2005，24(16)：2803–2813.(HEManchao，XIEHeping，PENGSuping，etal.Studyofrockmechanicsindeepminingengineering[J].ChineseJournalofRockMechanicsandEngineering，2005，24(16)：2803–2813.(inChinese))[2]钱七虎.深部地下空间开发中的关键科学问题[C]//第230次香山科学会议——深部地下空间开发中的基础研究关键技术问题.北京：[s.n.]，2004：6–28.(QIANQihu.Keyscienceproblemfordeepundergroundspaceexcavation[C]//TheKeyTechnicalProblemsofBaseResearchonDeepUndergroundSpaceDevelopment—the23rdXiangshanScienceConference.Beijing：[s.n.]，2004：6–28.(inChinese))[3]孙艳玲，桂祥友.煤矿热害及其治理[J].辽宁工程技术大学学报，2003，22(增)：35–37.(SUNYanling，GUIXiangyou.Researchonmineheat-harmanditstreatment[J].JournalofLiaoningTechnicalUniversity，2003，22(Supp.)：35–37.(inChinese))[4]PASHINJC，MCINTYREMR.Temperature-pressureconditionsincoalbedmethanereservoirsoftheBlackWarriorbasin：implicationsforcarbonsequestrationandenhancedcoalbedmethanerecovery[J].InternationalJournalofCoalGeology，2003，54(3/4)：167–183.[5]GEORGEJDS，BARAKATMA.Thechangeineffectivestressassociatedwithshrinkagefromgasdesorptionincoal[J].InternationalJournalofCoalGeology，2001，45(2/3)：105–113.[6]陈松立，蒋承林.初始解吸瓦斯流量测量系统的研究[J].中国矿业大学学报，2002，31(4)：408–411.(CHENSongli，JIANGChenglin.Measuringsystemofinitialdesorptiongasflow[J].JournalofChinaUniversityofMiningandTechnology，2002，31(4)：408–411.(inChinese))[7]WEISHAUPTOVAZ，MEDEKJ，KOVARL.BondformsofmethaneinporoussystemofcoalII[J].Fuel，2004，83(13)：1759–1764.[8]MAZUMDERS，HEMERTPV，BUSCHA，etal.FluegasandpureCO2sorptionpropertiesofcoal：acomparativestudy[J].InternationalJournalofCoalGeology，2006，67(4)：267–279.[9]CEGLARSKA-STEFANSKAG，ZAREBSKAK.ThecompetitivesorptionofCO2andCH4withregardtothereleaseofmethanefromcoal[J].FuelProcessingTechnology，2002，77/78：423–429.[10]SAKUROVSR，DAYS，WEIRS，etal.Temperaturedependenceofsorptionofgasesbycoalsandcharcoals[J].InternationalJournalofCoalGeology，2008，73(3/4)：250–258.[11]NODZENSKIA.Sorptionanddesorptionofgasesonhardcoalandactivecarbonatelevatedpressure[J].Fuel，1998，77(11)：1243–1246.[12]杨栋，冯增朝，赵阳升.大煤样瓦斯抽放试验研究及尺寸效应现象[J].岩石力学与工程学报，2004，23(增2)：4912–4915.(YANGDong，FENGZengchao，ZHAOYangsheng.Testingstudyofgasoutburstinbigcoalsampleandphenomenonofdimensionaleffect[J]. 第29卷第5期何满潮，等.单轴应力–温度作用下煤中吸附瓦斯解吸特征•871•ChineseJournalofRockMechanicsandEngineering，2004，23(Supp.2)：4912–4915.(inChinese))[1]CAIM.Influenceofintermediateprincipalstressonrockfracturingandstrengthnearexcavationboundaries—insightfromnumericalmodeling[J].InternationalJournalofRockMechanicsandMiningSciences，2008，45(5)：763–772.[2]CHARRIÈRED，POKRYSZKAZ，PHILIPPEB.EffectofpressureandtemperatureondiffusionofCO2andCH4intocoalfromtheLorrainebasin(France)[J].InternationalJournalofCoalGeology，2010，81(4)：373–380.[3]BUSCHA，GENSTERBLUMY，KROOSSBM，etal.Methaneandcarbondioxideadsorption—diffusionexperimentsoncoal：upscalingandmodeling[J].InternationalJournalofCoalGeology，2004，60(2–4)：151–168.[4]SIEMONSN，KARL-HEINZAAW，BRUININGJ.Interpretationofcarbondioxidediffusionbehaviorincoals[J].InternationalJournalofCoalGeology，2007，72(3/4)：315–324.[5]PASHINAJC，MCINTYREMR.Temperature-pressureconditionsincoalbedmethanereservoirsoftheBlackWarriorbasin：implicationsforcarbonsequestrationandenhancedcoalbedmethanerecovery[J].InternationalJournalofCoalGeology，2003，54(3)：167–183.[6]SCOTTAR，KAISERWR，AYERSWB.Thermogenicandsecondarybiogenicgases，SanJuanbasin，ColoradoandNewMexico-implicationsforcoalbedgasproducibility[J].BulletinoftheAmericanAssociationofPetroleumGeologists，1994，78(8)：1186–1209.[7]SIRIWARDANEH，HALJASMAAI，MCLENDONR，etal.Influenceofcarbondioxideoncoalpermeabilitydeterminedbypressuretransientmethods[J].InternationalJournalofCoalGeology，2009，77(1/2)：109–118.[8]YIJ，AKKUTLUIY，KARACANCÖ，etal.Gassorptionandtransportincoals：aporoelasticmediumapproach[J].InternationalJournalofCoalGeology，2009，77(1/2)：137–144.[9]王佑安，吴继周，杨思敬，等.煤矿安全手册[M].北京：煤炭工业出版社，1994.(WANGYouan，WUJizhou，YANGSijing，etal.Handbookofcoalminesafety[M].Beijing：ChinaCoalIndustryPublishingHouse，1994.(inChinese))[10]CLARKSONCR，BUSTINRM，LEVYJH.Applicationofmono/multilayerandadsorptionpotentialtheoriestocoalbedCH4adsorptionisothermsatelevatedtemperatureandpressure[J].Carbon，1997，35(12)：1689–1705.[11]冯增朝，赵阳升，杨栋，等.瓦斯排放与煤体变形规律试验研究[J].辽宁工程技术大学学报，2006，25(1)：21–23.(FENGZengchao，ZHAOYangsheng，YANGDong，etal.Experimentalstudyofrulesofgasdrainageandcoalmassdeformation[J].JournalofLiaoningTechnicalUniversity，2006，25(1)：21–23.(inChinese))[12]SHENB，KINGA，GUOH.Displacement，stressandseismicityinroadwayroofsduringmining-inducedfailure[J].InternationalJournalofRockMechanicsandMiningSciences，2008，45(5)：672–688.[13]FENGXT，CHENSL，ZHOUH.Real-timecomputerizedtomography(CT)experimentsonsandstonedamageevolutionduringtriaxialcompressionwithchemicalcorrosion[J].InternationalJournalofRockMechanicsandMiningSciences，2004，41(2)：181–192.[14]潘鹏志，丁梧秀，冯夏庭，等.预制裂纹几何与材料属性对岩石裂纹扩展的影响研究[J].岩石力学与工程学报，2008，27(9)：1882–1889.(PANPengzhi，DINGWuxiu，FENGXiating，etal.Researchoninfluenceofpre-existingcrackgeometricalandmetricalpropertiesoncrackpropagationinrocks[J].ChineseJournalofRockMechanicsandEngineering，2008，27(9)：1882–1889.(inChinese))[15]ZHANGY，HOBBSBE，ORDA，etal.Theinfluenceoffaultingonhost-rockpermeability，fluidflowandoregenesisofgolddeposits：atheoretical2Dnumericalmodel[J].JournalofGeochemicalExploration，2003，78/79(1/3)：279–284.[16]刘保县，鲜学福，徐龙君，等.地球物理场对煤吸附瓦斯特性的影响[J].重庆大学学报(自然科学版)，2000，23(5)：78–81.(LIUBaoxian，XIANXuefu，XULongjun，etal.Studyofadsorptioncharacteristicsofcoaltogasingeophysicalfield[J].JournalofChongqingUniversity(NaturalScience)，2000，23(5)：78–81.(inChinese))[17]杨栋，赵阳升，胡耀青，等.三维应力作用下单一裂缝中气体渗流规律的理论与试验研究[J].岩石力学与工程学报，2005，24(6)：999–1003.(YANGDong，ZHAOYangsheng，HUYaoqing，etal.Theoreticalandexperimentalstudiesofgasseepagelawinasinglefractureunder3Dstresses[J].ChineseJournalofRockMechanicsandEngineering，2005，24(6)：999–1003.(inChinese))[18]LIT，CAIMF，CAIM.Earthquake-inducedunusualgasemissionincoalmines-Akm-scalein-situexperimentalinvestigationatLaohutaimine[J].InternationalJournalofRockMechanicsandMiningSciences，2007，71(2–4)：209–224.[19]BUSCHA，GENSTERBLUMY，KROOSSBM.MethaneandCO2sorptionanddesorptionmeasurementsondryArgonnepremiumcoals：purecomponentsandmixtures[J].InternationalJournalofCoalGeology，2003，55(1)：205–224.[20]PRUSTYBK.SorptionofmethaneandCO2forenhancedcoalbedmethanerecoveryandcarbondioxidesequestration[J].JournalofNaturalGasChemistry，2008，17(1)：29–38.第29卷第5期何满潮，等.单轴应力–温度作用下煤中吸附瓦斯解吸特征•871•