高瓦斯煤層沖擊地壓發生條件與影響因素1)

尹萬蕾 潘一山 李忠華

?(遼寧工程技術大學力學與工程學院沖擊地壓研究院,遼寧阜新123000)?(遼寧大學物理學院,沈陽110036)

高瓦斯煤層沖擊地壓發生條件與影響因素1)

尹萬蕾?,2)潘一山?,?,3)李忠華?

?(遼寧工程技術大學力學與工程學院沖擊地壓研究院,遼寧阜新123000)?(遼寧大學物理學院,沈陽110036)

針對高瓦斯煤層沖擊地壓問題，用解析方法得到沖擊地壓發生條件，分析了主要影響因素對滿足沖擊地壓發生條件的臨界塑性區半徑和臨界應力的影響規律.結合五龍礦開采實際情況對影響高瓦斯煤層沖擊地壓的煤的模量比、煤層瓦斯孔隙壓力、支護應力和內摩擦角4個因素做了對比分析.研究發現：高瓦斯煤層在巷道掘進面附近由于存在開挖面空間效應，掘進面前方尚未開挖的煤體對巷道變形起到了限制作用，減少了沖擊地壓的發生，隨著掘進面向前推進，后方一定距離范圍內的巷道支護應力增大.隨著瓦斯解吸滲流的進行，巷道壁處孔隙壓力降低，巷道沖擊地壓危險性明顯提高，此時提高支護應力，沖擊危險性有所降低.高瓦斯煤層巷道發生沖擊地壓的臨界塑性區半徑和臨界應力隨模量比、瓦斯孔隙壓力的增大而快速減小，隨支護應力的增大而增大，臨界塑性區半徑隨內摩擦角的增大而增大，臨界應力與內摩擦角不是單調函數關系，存在一個極小值點，當內摩擦角小于此極小值時，臨界應力隨內摩擦角增大而減小；當內摩擦角大于此極小值時，臨界應力隨內摩擦角增大而增大.

沖擊地壓，高瓦斯煤層，模量比，孔隙壓力，支護應力，內摩擦角

引言

對沖擊地壓發生理論的研究已有近百年歷史，產生了強度理論、剛度理論、能量理論、沖擊傾向性理論、失穩理論和組合理論.業內學者對沖擊地壓的發生機理與類型劃分[14]進行了大量研究，但這些理論研究很少涉及煤層瓦斯對沖擊地壓發生的影響作用.目前，中國高瓦斯煤層發生沖擊地壓的礦井已不在少數，如撫順老虎臺礦、阜新五龍礦和王營礦、邯鄲陶二礦、豐城建新礦、平頂山十礦和十二礦等.但對高瓦斯煤層沖擊地壓的專門研究卻較少.潘一山等[58]最先系統地分析了瓦斯對煤體失穩破壞的影響，建立了瓦斯煤層沖擊地壓數學模型；李鐵等[910]通過大量微震、瓦斯監測和現場調查，發現沖擊地壓震前、震后和同震都伴隨瓦斯異常涌出的現象，對以往“沖擊地壓只是忽略或沒有瓦斯作用的煤體突出”觀點提出質疑，認為煤炭深部開采條件下沖擊地壓與瓦斯密切相關，高壓瓦斯氣體極有可能參與了沖擊地壓的孕育，存在一種含氣多孔介質和儲氣構造在開挖卸荷和高壓吸附瓦斯解吸膨脹耦合作用下誘發的沖擊地壓.王振[11]分析了瓦斯對煤體力學性質的影響以及瓦斯滲流和裂隙擴展的規律，并研究了沖擊地壓與瓦斯突出在不同階段相互誘發轉化的條件.馬海峰[12]研究了應力場對瓦斯場的影響，并建立了氣固耦合模型.董飛亞[13]研究了高瓦斯煤層沖擊地壓發生機理.王磊[14]研究了應力場和瓦斯場的耦合效應.徐晨陽[15]總結了高瓦斯煤層沖擊地壓的特征和機理，并分析了研究中存在的問題.王濤等[16]從多角度、多因素方面分析沖擊地壓的發生引起礦體震動對瓦斯的吸附影響，并分析了涌出的原因與條件.梁冰等[1718]根據煤巖變形與瓦斯滲流的作用機理，提出了煤體與瓦斯突出的固流耦合失穩理論，建立了含瓦斯煤體的本構關系，同時給出了材料參數的確定方法.俞善炳[1920]建立了煤與瓦斯突出的一維流動模型，給出了破碎啟動準則，并討論了突出啟動過程，研究了大型突出相應于恒穩推進的情況，分析了煤與瓦斯突出的重要無量綱參數以及判據.趙陽升[21]研究了沖擊地壓與突出的統一機制，煤體沖擊傾向、孔隙瓦斯壓力及圍巖應力對突出的影響，提出了突出的數學模型.藍航等[22]統計了近年來我國沖擊地壓發生的區域、條件、特點以及防治手段和效果，分析了地質因素與開采技術因素的影響.崔乃鑫等[23]研究了含瓦斯煤層實施鉆屑法過程中瓦斯的影響，采用經典理論推得了檢測含瓦斯煤層沖擊地壓的鉆屑量指標.彭蘇萍等[24]根據煤層瓦斯與常規砂巖賦存天然氣機理對比結果，提出了以煤層裂隙為探測目標的煤層瓦斯富集AVO技術預測理論.梁盛開等[25]針對煤與瓦斯突出的預測問題提出了多因素綜合評價的新途徑.宋真龍等[26]分析了不同瓦斯壓力環境中煤樣單軸壓縮與循環加載過程中能量集聚與耗散關系，得出高瓦斯礦井深部開采進行沖擊傾向性評價需考慮瓦斯因素的結論.劉保縣等[27]采用非線性理論——突變理論，研究煤與瓦斯突出機理，得到延期突出的滯后現象是由地應力、煤體中的瓦斯、煤的物理力學特性及外力作用(爆破)等因素共同作用的結果.張志剛等[28]建立了瓦斯氣體滲流的非線性滲流方程，結合試驗驗證得到含瓦斯煤體內非線性附加阻力來源于基質膨脹、邊界層影響、吸附的動態傳質過程的結論.郭為等[29]通過頁巖基質解吸--擴散--滲流耦合實驗，利用有限差分法求解解吸--擴散--滲流耦合數學模型，對基巖氣體流動影響因素進行了分析，得到了頁巖基質的滲透率、擴散系數、解吸附常數等影響因素對基質氣體的流量和壓力傳播規律.劉文超等[30]利用相似變量變換方法和基于空間坐標變換的有限差分法研究啟動壓力梯度的低滲透多孔介質非達西滲流模型邊界問題，對考慮內邊界變壓力情況下啟動壓力梯度一維低滲透多孔介質非達西滲流動邊界模型進行求解，得到研究低滲透多孔介質非穩態滲流問題需考慮動邊界的影響，并分析了模型求解的正確性.研究結果表明，游離瓦斯產生孔隙壓力，以體積力作用于煤體；吸附瓦斯影響煤體的力學性質，宏觀上表現為彈性模量降低，煤體強度減弱.在高瓦斯煤層中，應力場與瓦斯場共同作用于煤體，彈性勢能與瓦斯內能大量積聚，瓦斯煤體變形系統處于非穩定平衡狀態，遇外部擾動失穩而發生沖擊地壓，稱為高瓦斯煤層沖擊地壓.

本文在以上研究的基礎上，以高瓦斯厚煤層中圓形斷面巷道為分析對象，研究高瓦斯煤層沖擊地壓發生條件及其影響因素，為進一步研發高瓦斯煤層沖擊地壓預測與防治技術提供理論依據.

1 基本方程及其解析解

根據文獻[31]，沖擊地壓是采礦活動形成的地下煤巖變形系統在外部擾動下失穩而發生的動力現象.煤巖變形系統的組成材料為煤和巖石，由于煤巖材料具有應變軟化性質，在外部載荷作用下，煤巖變形系統中部分區域(塑性變形區)的煤巖材料變成了應變軟化的非穩定材料，整個煤巖變形系統處于非穩定平衡狀態，在外部擾動下系統失穩而發生沖擊地壓.系統失穩時滿足的條件稱為沖擊地壓發生條件，根據擾動響應判別準則得到沖擊地壓發生條件.由擾動響應判別準則，煤巖變形系統在外載荷P作用下產生的塑性變形區特征深度為ρ，對于外載荷的一個微小擾動ΔP，塑性變形區特征深度產生增量Δρ，如果Δρ→∞，則系統將失穩而發生沖擊地壓，即沖擊地壓發生條件為

巷道為典型的地下開挖形成的煤巖變形系統.巷道斷面形狀根據煤礦井下地質條件和生產的要求而選擇，如矩形、直墻拱形等.雖然一般很少采用圓形，但由于圓形斷面巷道結構簡單，便于分析，且其圍巖塑性變形區特征深度與其他斷面巷道偏差不大[32]，因此本文以高瓦斯厚煤層中圓形斷面巷道為分析對象，研究高瓦斯煤層沖擊地壓發生條件及其影響因素.相應地將滿足沖擊地壓發生條件的塑性區半徑定義為“臨界塑性區半徑”，將滿足沖擊地壓發生條件的煤體應力定義為“臨界應力”.臨界塑性區半徑和臨界應力是沖擊地壓發生條件的具體體現.

在原巖應力為P、瓦斯孔隙壓力為Pg的煤層中開挖半徑為a的圓形斷面巷道.在巷道壁處作用的支護應力為Ps、瓦斯孔隙壓力為Pa.沿巷道軸線方向取單位長度計算，在不計體力的條件下，為軸對稱平面應變問題，建立極坐標系，如圖1所示.

假設原巖應力較大，在巷道周邊已經出現外半徑為ρ的塑性變形區.假設b為巷道開挖的影響區域，r=b處的煤體應力為P，瓦斯孔隙壓力為Pg.

圖1 圓形斷面巷道分析模型Fig.1 Analysis model of circular section roadway

1.1 瓦斯壓力分布規律

由文獻[6]知，巷道開挖后，巷道圍巖中瓦斯流動為軸對稱徑向滲流，單位時間流過單位長度半徑為r的柱面的瓦斯流量Q為

式中,p為r處的瓦斯孔隙壓力,K為滲透系數.由式(2)得

式中,c1為積分常數.

由式(3)和邊界條件p(a)=Pa，p(b)=Pg，得

將式(4a)和式(4b)代入式(3)得瓦斯壓力分布規律為1.2煤體骨架平衡方程

對于巖石類材料，由修正的太沙基有效應力原理，作用于煤體骨架上的有效應力與孔隙壓力p的關系為

圓形斷面巷道圍巖外載荷作用下產生的徑向應力分量為σr、環向應力分量為σθ、軸向應力分量為，徑向有效應力分量為、環向有效應力分量為、軸向有效應力分量為，則由式 (6)得

忽略體力情況下的軸對稱平面應變問題的平衡方程為

將式(5b),式(6a),式(6b)代入式(7)得

1.3 幾何方程與位移分布規律

令徑向應變分量為εr、環向應變分量為εθ、徑向位移為μ，則幾何方程

假設巷道圍巖不可壓縮，ua為巷道壁處的徑向位移，′為有效應力強度，為應變強度，則

1.4 本構方程與損傷變量

假設彈性區無損傷，損傷變量D=0，則彈性區本構方程為

式中，ˉE稱為等效彈性模量.

在彈性區與塑性區交界r=ρ處，滿足Mohr-Coulomb屈服條件

假設塑性區損傷線性演化，且 D(εc)= 0，(λ為單軸壓縮應力應變曲線峰后降模量，εu為峰后應力降低至0時對應的應變)，則損傷演化方程為

由于損傷，有效應力分量分別變為?σ′θ=則塑性區本構方程變為

將式(15)代入式(16)，得

1.5 彈性區應力分布規律

彈性區ρ≤r≤b，將式(12)代入式(8)得

代入式(12)和式(10a)，得

1.6 塑性區應力分布規律

塑性區a≤r＜ρ，將式(17)代入式(8)得

代入式(17)和式(10a)，得

1.7 沖擊地壓發生條件

由r=ρ徑向應力連續條件，令b→∞，得煤體應力P與塑性區半徑ρ的關系式

由于臨界塑性區半徑和臨界應力是沖擊地壓發生條件的具體體現，首先推導臨界塑性區半徑和臨界應力的表達式.根據沖擊地壓發生的擾動響應判別準則[13]，由式(1)和式(22)得臨界塑性區半徑

代入式(22)，得臨界應力

2 高瓦斯煤層沖擊地壓發生的影響因素分析

高瓦斯煤層巷道開挖前，瓦斯孔隙壓力處處相等，等于初始孔隙壓力Pg.巷道開挖后在巷道壁處形成自由面，煤層瓦斯逐漸解吸，沿徑向巷道方向流動.巷道形成的時刻巷道壁處孔隙壓力等于初始孔隙壓力，即Pa0=Pg；隨著瓦斯不斷解吸，向巷道壁方向不斷流動，巷道壁周圍孔隙壓力逐漸降低，即Pa＜Pg；直到最終時刻Pa=Pamin為止，巷道圍巖處處達到動態平衡.

以阜新五龍礦高瓦斯厚煤層掘進的運輸平巷為例，分析高瓦斯煤層沖擊地壓發生的影響因素.該巷道為矩形斷面，橫截面積為24m2.根據文獻[32]，矩形斷面巷道圍巖塑性區深度比相同橫截面積的圓形斷面略大，當圓形斷面巷道半徑取a=3m時，兩種不同斷面巷道的塑性區深度相等.按圓形斷面計算所得結論與實際情況之間的偏差可以忽略.

實測數據為：E=2.5GPa，λ/E=1.5，α =0.5，C=2.5MPa，φ=35?；巷道埋深H0=880m，上覆巖層平均容重27kN/m3，則煤體應力P=23.76MPa；采用的支護方式近似為彈性支護，支護應力初始值為 Ps0=0，最終值為 Psmax=1.2MPa；初始瓦斯孔隙壓力Pg=5MPa，巷道壁處孔隙壓力最終降至Pamin=0.5MPa后保持基本穩定，此時支護應力也近似達到最終值.

在巷道形成的初始時刻，Ps=Ps0=0，Pa=Pa0=Pg=5MPa.由式 (23)和式 (24)計算得到臨界塑性區半徑ρcr=1.1a=3.3m，臨界煤體應力Pcr=1.34σc=12.8MPa.因為 P=23.76MPa＞ Pcr，所以該巷道存在沖擊地壓危險.但是，實際上巷道在掘進初期并沒有發生沖擊地壓，原因在于在掘進面附近存在開挖面空間效應[33]，掘進面前方尚未開挖的煤體對巷道變形起到了限制作用，使得掘進面附近不具備發生沖擊地壓條件.

隨著掘進面向前推進，后方一定距離范圍內的巷道支護應力達到最大值Ps=Psmax=1.2MPa，同時隨著瓦斯解吸滲流的進行，巷道壁處孔隙壓力降低到最小值Pa=Pamin=0.5MPa.由式(23)和式(24)計算得到臨界塑性區半徑ρcr=1.36a=4.07m，臨界煤體應力 Pcr=1.74σc=16.67MPa.P=23.76MPa＞Pcr，所以該巷道仍然存在沖擊地壓危險.原因在于支護應力較小.如果提高支護應力，當達到 Ps=3.83MPa，臨界應力 Pcr=23.77MPa＞P，則不會發生沖擊地壓.

2.1 臨界塑性區半徑的影響因素分析

由式(23)可知，臨界塑性區半徑的主要影響因素為模量比、瓦斯孔隙壓力、支護應力和內摩擦角.采用控制變量法，分別對各個因素對臨界塑性區半徑的影響程度進行分析.在其他因素數值不變(實測值)的條件下，由式(23)可以得到單個因素對臨界塑性區半徑的影響規律，如圖2～圖5所示.

圖2 模量比對臨界塑性區半徑的影響Fig.2 Influenc of modulus ratio on the critical plastic zone radius

圖3 瓦斯孔隙壓力對臨界塑性區半徑的影響Fig.3 Influenc of gas pore pressure on the critical plastic zone radius

圖4 支護應力對臨界塑性區半徑的影響Fig.4 E ff ect of supporting stress on the critical plastic zone radius

圖5 內摩擦角對臨界塑性區半徑的影響Fig.5 Influenc of angle of internal friction on the critical plastic zone radius

由圖2可見，臨界塑性區半徑隨模量比λ/E的增大而快速減小.當λ/E=0時，為理想彈塑性情況，ρcr/a→∞，表明理想彈塑性煤巖應力應變曲線峰后沒有出現軟化現象，不可能發生沖擊地壓；當λ/E→∞時，為脆性煤巖情況，ρcr/a→1，表明脆性煤巖應力應變曲線峰后快速跌落，巷道壁處剛進入塑性變形即發生沖擊地壓；當0＜λ/E＜∞時，為具有塑性軟化的情況，∞＞ρcr/a＞1，煤巖越脆硬沖擊傾向性越大，越容易發生沖擊地壓.采用冪函數進行曲線擬合，得

由圖3可見，臨界塑性區半徑隨瓦斯孔隙壓力的增大而減小，但降低的幅度不大，孔隙壓力越大越容易發生沖擊地壓.采用線性函數進行曲線擬合，得=-0.0319Pa+1.5444.一般情況下pa＜5，則第2項比第1項大兩個數量級，因此可以近似認為瓦斯孔隙壓力對臨界塑性區半徑幾乎沒有影響，可以忽略，則=常數，能夠滿足現場實際要求.

由圖4可見，臨界塑性區半徑隨支護應力的增大而增大，支護應力越大越不容易發生沖擊地壓，加強支護可有效降低沖擊地壓的發生.采用線性函數進行曲線擬合，得 =0.0642Ps+1.2959.一般情況下P＜2，則第2項比第1項大一個數量級，因

s此支護應力對臨界塑性區半徑的影響不可忽略.提高支護應力可以使臨界塑性區半徑增大，有效降低沖擊地壓發生的可能性，所以加強支護是防治沖擊地壓的一項重要措施.

由圖5可見，臨界塑性區半徑隨內摩擦角的增大而增大.表明內摩擦角越大越不容易發生沖擊地壓.當 φ → 0時采用二次函數進行曲線擬合，得0.0001φ+1.5444.當 φ的單位取為弧度時，=0.164φ2+0.0057φ +1.2981.

2.2 臨界應力的影響因素分析

由式(24)可知，臨界應力的主要影響因素為模量比、瓦斯孔隙壓力、支護應力和內摩擦角.采用控制變量法，分別對各個因素對臨界應力的影響程度進行分析.在其他因素數值不變(實測值)的條件下，由式(24)可以得到單個因素對臨界應力的影響規律，如圖6～圖9所示.

圖6 模量比對臨界應力的影響Fig.6 Influenc of modulus ratio on critical stress

圖7 瓦斯孔隙壓力對臨界應力的影響Fig.7 Influenc of gas pore pressure on critical stress

圖8 支護應力對臨界應力的影響Fig.8 E ff ect of supporting stress on critical stress

圖9 內摩擦角對臨界應力的影響Fig.9 Influenc of angle of internal friction on critical stress

由圖6可見，臨界應力隨模量比λ/E的增大而快速減小.當λ/E=0時，Pcr/σc→∞，表明理想彈塑性煤巖應力應變曲線沒有峰后軟化現象，不可能發生沖擊地壓；當λ/E→∞時表明脆性煤巖應力應變曲線峰后快速跌落，巷道壁處剛進入塑性變形即發生沖擊地壓；當0＜λ/E＜∞時表明煤巖越脆硬沖擊傾向性越大，越容易發生沖擊地壓.采用冪函數進行曲線擬合，得

由圖7可見，臨界應力隨瓦斯孔隙壓力的增大而減小，但降低的幅度不大.表明孔隙壓力越大越容易發生沖擊地壓.采用線性函數進行曲線擬合，得一般情況下 Pa＜5，則第2項比第1項大約一個數量級，因此可以近似認為瓦斯孔隙壓力對臨界載荷影響較小，但不可忽略.

由圖8可見，臨界應力隨支護應力的增大而增大.表明支護應力越大越不容易發生沖擊地壓，加強支護可有效降低沖擊地壓的發生.采用線性函數進行曲線擬合，得=0.2894Ps+1.4431.一般情況下Ps＜2，因此支護應力對臨界載荷的影響不可忽略.

當P=Pcr時，由式(24)得

加強支護提高支護應力，使Ps≥Psmax時，不會發生沖擊地壓.

=0得到.按本文數據，φm≈ 35?.當 φ ＜ φm時，臨界應力隨內摩擦角增大而減小；當φ＞φm時，臨界應力隨內摩擦角增大而增大.采用二次函數進行曲線擬合，得=0.0418φ2-2.7418φ+57.551.當 φ的單位取為弧度時=137.22φ2-157.09φ+57.551.

3 結論

(1)煤的模量比、煤層瓦斯孔隙壓力、支護應力和內摩擦角等對高瓦斯煤層沖擊地壓是否發生具有重要影響.其中煤的模量比、支護應力和內摩擦角影響較大.煤層瓦斯孔隙壓力雖然影響較小，但不可忽略.

(2)高瓦斯煤層掘進巷道，在掘進面附近由于存在開挖面空間效應，掘進面前方尚未開挖的煤體對巷道變形起到了限制作用，使得掘進面附近不具備發生沖擊地壓條件.隨著掘進面向前推進，后方一定距離范圍內的巷道支護應力增大，同時隨著瓦斯解吸滲流的進行，巷道壁處孔隙壓力降低，巷道存在沖擊地壓危險.如果提高支護應力，則沖擊危險性降低.

(3)高瓦斯煤層巷道發生沖擊地壓的臨界塑性區半徑、臨界應力隨模量比λ/E的增大而快速減小，表明煤巖越脆硬沖擊傾向性越大，越容易發生沖擊地壓.

(4)臨界塑性區半徑、臨界應力隨瓦斯孔隙壓力的增大而減小，但降低的幅度不大，孔隙壓力越大越容易發生沖擊地壓.

(5)臨界塑性區半徑、臨界應力隨支護應力的增大而增大，支護應力越大越不容易發生沖擊地壓，加強支護可有效降低沖擊地壓的發生.

(6)臨界塑性區半徑隨內摩擦角的增大而增大，內摩擦角越大越不容易發生沖擊地壓.臨界應力與內摩擦角不是單調函數關系，存在一個極小值點.當內摩擦角小于此極小值時，臨界應力隨內摩擦角增大而減小；當內摩擦角大于此極小值時，臨界應力隨內摩擦角增大而增大.

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33侯公羽.基于開挖面空間效應的圍巖--支護相互作用機制.巖石力學與工程學報，2011,30(1)：2871-2877(Hou Gongyu.Interaction mechanism between surrounding rock and support based on spatial e ff ect of excavation face.Chinese Journal of Rock Mechanics and Engineering,2011,30(1)：2871-2877(in Chinese))

CONDITION AND INFLUENCE FACTOR OF ROCK BURST IN HIGH GASSY COAL SEAM1)

Yin Wanlei?,2)Pan Yishan?,?,3)Li Zhonghua??(Research Institute of Rockburst，School of Mechanics and Engineering，Liaoning Technical University，Fuxin 123000，Liaoning，China)?(School of Physics，Liaoning University，Shenyang 110036，China)

Aiming at the problem of rock burst in high gassy coal seam，the occurrence conditions of rock burst are obtained by analytical analysis，the influenc rule of main factors on the radius and the critical stress of the critical plastic zone are analyzed.In connection with Wulong mining practice,the e ff ects of the coal modulus ratio,gas pore pressure,support stress,and internal friction angle on rock burst of in high gassy coal seam are analyzed in comparison.The results show that,non excavated solid coal plays a limiting role in the deformation of the roadway because of the spatial e ff ect with excavation face nearby roadway heading face about high gassy coal seam.It reduces the danger of rock burst,the support stress of the roadway is increased in a certain distance from the rear along with the excavating face ahead.At the same time,along with the gas desorption seepage,the pore pressure of the tunnel wall is decreased,and the risk of rockburst is increased,at this point to improve the support stress,the impact of risk is reduced.The critical plastic zone radius and the critical stress of the high gassy coal seam tunnel decrease rapidly with the increase of the modulus ratio λ/E and the pore pressure,and they increase with the increase of the support stress,the radius of the critical plastic zone increases with the increase of the internal friction angle,the relationship between the critical stress and the internal friction angle is not monotone,there exists a minimum value,when the internal friction angle is less than the minimum value,the critical stress decreases with the increase of the internal friction angle;when the internal friction angle is larger,the results are opposite.

rock burst，high gassy coal seam，modulus ratio，pore pressure，support stress，internal friction angle

TD324

：A

10.6052/0459-1879-16-302

2016–10–28 收稿，2017–03–12 錄用,2017–03–16 網絡版發表.

1)國家重點研發計劃(2016YFC0801401)，國家自然科學基金(51174107，51374119)，國家青年自然科學基金(51404131)資助項目.

2)尹萬蕾，博士研究生，主要從事沖擊地壓預測防治研究.E-mail：ywl696@126.com

3)潘一山，教授，主要從事固體力學和巖石力學方面的教學與研究工作.E-mail：panyish cn@sina.com

尹萬蕾,潘一山,李忠華.高瓦斯煤層沖擊地壓發生條件與影響因素.力學學報,2017,49(3)：716-725

Yin Wanlei,Pan Yishan,Li Zhonghua.Condition and influenc factor of rock burst in high gassy coal seam.Chinese Journal of Theoretical and Applied Mechanics,2017,49(3)：716-725