随着煤层开采深度增加，瓦斯灾害程度加大，制约着矿井瓦斯安全高效开采。瓦斯抽采作为防治瓦斯灾害有效方式，抽采过程涉及瓦斯吸附-解吸-渗流过程，不同影响因素作用下煤体变形与吸附-解吸-渗流特性研究成为提高瓦斯抽采效率的关键问题之一。

论文实验样品取自山西胡底煤矿，采用自主研发的煤体固气耦合实验平台，研究不同瓦斯压力、温度、轴围压比下煤体瓦斯吸附-解吸-渗流特性及变形规律。通过研究发现，煤体瓦斯吸附-解吸-渗流全过程变化可分为初期快速响应阶段、中期缓慢增长阶段、末期趋于稳定阶段。煤体瓦斯吸附量、吸附速率、解吸率、瓦斯渗流流量随瓦斯压力的升高均呈上升趋势；温度升高，煤体吸附量、瓦斯流量与温度呈负相关，煤体解吸率呈上升趋势，温度为303 K、313 K、323 K、333 K、343 K时其解吸率依次为82.31%、84.37%、85.82%、86.35%、87.04%；随轴围压比升高，煤体瓦斯吸附量、解吸率、瓦斯流量呈下降趋势，煤体瓦斯渗流流量为9.4 ml/min~20.4 ml/min。

采用应力-应变仪同步记录煤体变形，通过分析得出煤体径向和轴向变形在各阶段的变化趋势上保持一致，且径向变形始终大于轴向变形。随瓦斯压力增大，煤体各个阶段变形量，渗透率呈增大趋势，煤体吸附量与煤体径向和轴向变形量呈正相关；随温度升高，煤体吸附变形量呈减小趋势，温度为303 K、313 K、323 K、333 K、343 K时其解吸残余变形率依次为21.7%、21.29%、19.95%、17.37%、17.00%，其与温度呈负相关，渗透率呈下降趋势，其变化为2.17×10^-17~4.37×10^-17 m²；随轴围压比增大，煤体吸附变形、解吸变形量、渗透率呈减小趋势；煤体在低渗流压力和高渗流压力下的变形和渗透率变化规律保持一致，煤体渗流变形量、渗透率变化与渗流压力呈正相关，煤体渗透率最大值是其最小值的2.01倍。

基于物理实验研究，建立煤体瓦斯吸附-解吸-渗流模型，物理实验和数值模拟结果的变化规律保持良好一致性。煤体体应变最大绝对误差为0.07×10^-2 ε，最大相对误差0.43，煤体渗透率的最大绝对误差2.22，最大相对误差0.55。研究成果为煤层瓦斯抽采提供了一定的理论依据。

With the increase of coal seam mining depth, the degree of gas disaster increases, which restricts the safe and efficient mining of mine gas. Gas extraction is an effective way to prevent and control gas disasters. The extraction process involves gas adsorption-desorption-seepage process. The study of coal deformation and adsorption-desorption-seepage characteristics under different influencing factors has become a key problem to improve the efficiency of gas extraction.

The experimental samples were taken from Hudi Coal Mine in Shanxi Province. The gas adsorption-desorption-seepage characteristics and deformation law of coal under different gas pressure, temperature and axial pressure ratio were studied by using the self-developed coal solid-gas coupling experimental platform. Through the study, it is found that the whole process of coal gas adsorption-desorption-seepage can be divided into initial rapid response stage, medium-term slow growth stage and final stable stage. Gas adsorption capacity, adsorption rate, desorption rate and gas seepage flow of coal body increase with gas pressure; with the increase of temperature, the adsorption capacity and gas flow rate of coal are negatively correlated with temperature, and the desorption rate of coal is on the rise. When the temperature is 303 K, 313 K, 323 K, 333 K and 343 K, the desorption rate is 82.31 %, 84.37 %, 85.82 %, 86.35 % and 87.04 %, respectively; with the increase of axial pressure ratio, the coal gas adsorption, desorption rate and gas flow showed a downward trend, and the coal gas seepage flow was 9.4 ml/min~20.4 ml/min.

The stress-strain instrument is used to synchronously record the deformation of coal body. Through analysis, it is concluded that the radial and axial deformation of coal body are consistent in each stage, and the radial deformation is always greater than the axial deformation. With the increase of gas pressure, the deformation of coal at each stage and the permeability show an increasing trend. The adsorption amount of coal is positively correlated with the radial and axial deformation of coal; with the increase of temperature, the adsorption deformation of coal body showed a decreasing trend. When the temperature was 303 K, 313 K, 323 K, 333 K and 343 K, the desorption residual deformation rates were 21.7 %, 21.29 %, 19.95 %, 17.37 % and 17.00 %, respectively. It was negatively correlated with temperature, and the permeability showed a decreasing trend, with the change of 2.17×10^-17~4.37×10^-17 m²; adsorption deformation, desorption deformation and permeability decrease with the increase of axial pressure ratio; the deformation and permeability of coal under low seepage pressure and high seepage pressure are consistent. The deformation and permeability of coal are positively correlated with seepage pressure. The maximum permeability of coal is 2.01 times of its minimum value.

Based on the physical experimental study, the adsorption-desorption-seepage model of coal gas is established, and the variation law of physical experiment and numerical simulation results is consistent. The maximum absolute error of coal body strain is 0.07×10^-2ε and the maximum relative error is 0.43. Maximum absolute error of coal permeability 2.22, maximum relative error 0.55. The research results provide a theoretical basis for coal seam gas drainage.

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