白 剛，周西華，魏士平，范超軍，李雪明

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低滲煤層注CO2增抽瓦斯數(shù)值模擬與應(yīng)用

白 剛1,2，周西華1,2，魏士平3，范超軍4，李雪明1,2

(1. 遼寧工程技術(shù)大學(xué)安全科學(xué)與工程學(xué)院，遼寧 阜新 123000；2. 礦山熱動(dòng)力災(zāi)害與防治教育部重點(diǎn)實(shí)驗(yàn)室(遼寧工程技術(shù)大學(xué))，遼寧 阜新 123000；3. 山西潞安環(huán)保能源開發(fā)股份有限公司常村煤礦，山西 長治 046100；4. 遼寧工程技術(shù)大學(xué)礦業(yè)學(xué)院，遼寧 阜新 123000)

針對低滲透性煤層瓦斯抽采難度大、抽采效率低等問題，基于CO2-CH4多組分氣體競爭吸附作用，開展了注CO2提高煤層瓦斯抽采率數(shù)值模擬與試驗(yàn)研究。首先，建立了考慮氣–水兩相流與Klinkenberg效應(yīng)的煤層注CO2促抽瓦斯流–固耦合模型，利用COMSOL軟件進(jìn)行了煤層注CO2后煤層瓦斯壓力、瓦斯含量和瓦斯抽采率等參數(shù)變化規(guī)律，并應(yīng)用于工程試驗(yàn)。結(jié)果表明：構(gòu)建的氣–水兩相流瓦斯抽采流–固耦合數(shù)學(xué)模型可靠、合理；注入CO2抽采煤層氣瓦斯壓力、瓦斯含量均比未注入CO2抽采下降速率快；現(xiàn)場試驗(yàn)后，注氣抽采條件下瓦斯抽采濃度平均值是未注氣條件下的2.02倍，瓦斯抽采純量是后者的3倍。煤層注入CO2氣體后，瓦斯抽采量增加，顯著促進(jìn)了煤層瓦斯抽采。

低滲透性煤層；煤層注CO2氣體；氣–水兩相流；流–固耦合模型；產(chǎn)氣率

我國煤層地質(zhì)條件復(fù)雜，滲透性較差，滲透率普遍在0.987×10-7~0.987×10-6μm2[1]，瓦斯抽采難度大，特別是隨著煤礦開采深度與強(qiáng)度增加，我國大部分礦區(qū)煤層具有低透氣性、可壓密性和易流變性的“三性”與低壓、低滲和低飽和的“三低”的顯著特征。從20世紀(jì)60年代開始，我國多數(shù)礦區(qū)進(jìn)行了水力壓裂、水力割縫、深孔預(yù)裂爆破、液態(tài)CO2相變等強(qiáng)化增透措施，但由于技術(shù)本身局限性與地質(zhì)條件限制，技術(shù)很難推廣應(yīng)用。鑒于油氣行業(yè)CO2-ECBM啟發(fā)，楊宏民等[2]將注氣驅(qū)替煤層瓦斯技術(shù)應(yīng)用于煤礦瓦斯治理領(lǐng)域，構(gòu)建了注N2或CO2驅(qū)替煤層瓦斯流–固耦合數(shù)學(xué)模型，采用COMSOL數(shù)值軟件研究了注氣工藝參數(shù)對瓦斯抽采效果影響，并在陽泉礦區(qū)進(jìn)行了井下工業(yè)性試驗(yàn)。煤層氣(瓦斯)抽采數(shù)學(xué)模型方面，孫可明等[3-5]確定了瓦斯與水的滲流關(guān)系，構(gòu)建了單一抽采氣–水兩相流流–固耦合數(shù)學(xué)模型；袁梅[6]建立了考慮滑脫效應(yīng)的煤變形方程、流–固耦合模型。尹光志等[7]、梁冰等[8]等建立了考慮煤體吸附膨脹變形瓦斯抽采流–固耦合模型。Lin Jia等[9-10]構(gòu)建了N2促抽富含CO2煤層數(shù)值模型，并進(jìn)行了物理模擬實(shí)驗(yàn)。桑樹勛[11]從CO2可注性、CO2封存機(jī)制與存儲(chǔ)容量、CH4增產(chǎn)效果方面研究分析了二氧化碳地質(zhì)存儲(chǔ)與煤層氣強(qiáng)化開發(fā)有效性。

煤層瓦斯抽采是瓦斯、地下水滲流與煤體固體骨架變形相互耦合作用的復(fù)雜過程[12-14]。前期研究主要集中在單一瓦斯抽采、熱–流–固耦合以及深部不可采煤層CO2封存與非常規(guī)天然氣利用等方面，而考慮地下水對瓦斯抽采影響數(shù)學(xué)模型、煤層井下注CO2促進(jìn)瓦斯抽采技術(shù)研究甚少。為此，筆者考慮實(shí)際煤層含有地下水的情況，從煤巖體的孔隙結(jié)構(gòu)、煤層瓦斯、地下水賦存及運(yùn)移入手，建立了煤層注CO2促抽瓦斯流–固耦合模型，采用COMSOL軟件進(jìn)行注CO2促抽瓦斯的可行性研究，并在山西潞安礦業(yè)常村煤礦進(jìn)行工程應(yīng)用。研究成果對提高瓦斯抽采率，減少瓦斯事故以及深部不可采煤層CO2地質(zhì)封存與非常規(guī)天然氣利用等方面具有重要意義。

1 煤層注CO2促抽瓦斯流–固耦合模型

1.1 基本假設(shè)

根據(jù)煤層瓦斯賦存特點(diǎn)和前人構(gòu)建數(shù)學(xué)模型依據(jù)的合理假設(shè)和定律，提出如下假設(shè)：①煤體是一種孔隙–裂隙雙重結(jié)構(gòu)、單滲透率的彈性連續(xù)介質(zhì)；②注氣過程中，系統(tǒng)處于等溫狀態(tài)，忽略煤體中CH4、CO2吸附–解吸過程中的熱效應(yīng)；③煤吸附/解吸所導(dǎo)致的基質(zhì)膨脹/收縮是各向同性的；④煤層中裂隙由水和瓦斯所飽和，瓦斯從裂隙滲流到鉆孔中，滿足Darcy滲流定律；⑤忽略氣體的體積力；⑥地下水僅賦存、運(yùn)移于煤體裂隙中。

1.2 注CO2促抽煤層瓦斯氣–水兩相流流–固耦合模型

1.2.1 煤變形場控制方程

含瓦斯煤體應(yīng)力場控制方程[14]為：

式中e,ij為張量形式(代表變量，或)，其中第1個(gè)下標(biāo)表示變量的方向分量，第2個(gè)下標(biāo)表示對e求方向偏導(dǎo)數(shù)，第3個(gè)下標(biāo)表示對e求方向偏導(dǎo)數(shù)；、分別為煤的彈性模量、剪切模量和體積模量，MPa；s、s分別為煤顆粒的體積模量和彈性模量，MPa；為Biot系數(shù)；為煤的泊松比；f為孔隙內(nèi)氣體壓力，MPa；F(=,,)為方向的體力，N/m3；s為煤體吸附瓦斯骨架應(yīng)變，kg/m3。其中：

式中sg為吸附應(yīng)變系數(shù)；1、1為CH4的Langmuir常數(shù)，單位分別為m3/kg、MPa-1；22為CO2的Langmuir常數(shù)，單位分別為m3/kg、MPa-1；1為瓦斯壓力，MPa；2為CO2壓力，MPa。

煤體孔隙同時(shí)含有瓦斯和水，所以孔隙壓力[15]為：

式中f、w分別為孔隙壓力和水壓力，MPa；w、g分別為水飽和度和瓦斯飽和度，且w+g=1。

1.2.2 煤層CH4–CO2氣體滲流控制方程

忽略重力影響，考慮氣體滑脫效應(yīng)，結(jié)合氣–水兩相滲流的廣義Darcy定律，達(dá)西速率g為：

式中為煤體絕對滲透率，m2；rg為氣相相對滲透率；g為氣體動(dòng)力黏度，Pa·s；為滑脫因子，MPa；為氣體壓力，MPa。

當(dāng)CO2或N2注入煤層及其圍巖中時(shí)，煤巖體系平衡狀態(tài)受到擾動(dòng)，CH4不斷從吸附態(tài)轉(zhuǎn)化為游離態(tài)， CO2、N2則不斷由游離態(tài)轉(zhuǎn)化為吸附態(tài)?？紤]氣體Klinkenberg效應(yīng)，不考慮氣體質(zhì)量源項(xiàng)，根據(jù)廣義Darcy定律，煤層中注入CO2時(shí)，雙組分氣體運(yùn)移方程為式(4)和式(5)，其中瓦斯?jié)B流符合式(4)。

CO2滲流符合式(5)。

式中g(shù)2為CO2摩爾質(zhì)量，kg/mol；g2為CO2動(dòng)力黏度，Pa·s。

1.2.3 地下水滲流控制方程

根據(jù)廣義Darcy定律，裂隙中地下水滲流控制方程為：

式中w為水密度，1 000 kg/m3。rw為水相的相對滲透率；w為水相動(dòng)力黏度，Pa·s；fw為裂隙中水壓力，MPa。

氣–水兩相流的相對滲透率模型[16]為：

式中wr為束縛水飽和度；gr為殘余氣飽和度；rg0為氣相端點(diǎn)相對滲透率；rw0為水相端點(diǎn)相對滲透率。

1.2.4 耦合項(xiàng)

孔隙率和滲透率與煤層的應(yīng)力狀態(tài)、力學(xué)性質(zhì)密切相關(guān)，煤層孔隙率模型[17]可表示為：

式中v為煤的體積應(yīng)變；下標(biāo)“0”代表初始值。

采用立方定律描述滲透率與孔隙率之間的關(guān)系：

式中0為煤層初始滲透率，m2。

煤層滲透率動(dòng)態(tài)演化方程為：

將式(1)、式(4)、式(5)和式(6)聯(lián)立，即構(gòu)成注CO2促抽煤層瓦斯氣–水兩相流流–固耦合模型。

1.3 數(shù)值模型驗(yàn)證

王立國[18]通過物理模擬實(shí)驗(yàn)研究了CO2驅(qū)替煤體瓦斯的效果。實(shí)驗(yàn)煤樣取自甘肅省窯街井田海石灣煤礦煤二層，加工后煤樣長300 mm、寬70 mm、高70 mm。頂端施加19 MPa應(yīng)力，煤體孔隙瓦斯壓力1.0 MPa，注氣壓力1.5 MPa，基于此物理模型(圖1)及模擬實(shí)驗(yàn)結(jié)果驗(yàn)證本文數(shù)值模型合理性與準(zhǔn)確性，數(shù)值模擬歷史匹配參數(shù)見表1。

圖1 數(shù)值模型

利用構(gòu)建的數(shù)學(xué)模型得到CO2促抽煤體瓦斯孔隙壓力變化規(guī)律，如圖2所示。

圖2 模擬結(jié)果與實(shí)驗(yàn)數(shù)據(jù)比較(注氣壓力1.5 MPa)

由圖2可知，實(shí)驗(yàn)與模擬結(jié)果的總體趨勢比較吻合，但數(shù)值模擬突破時(shí)間比物理實(shí)驗(yàn)有所提前，這主要是由于數(shù)值模擬中煤層滲透率設(shè)置為定值，而物理模擬中煤層的滲透率受垂直應(yīng)力、水平應(yīng)力和孔隙流體壓力的影響，非恒定值。總的來說，構(gòu)建的數(shù)學(xué)模型與數(shù)值模擬結(jié)果是合理的。因此，應(yīng)用建立的數(shù)學(xué)模型對CO2-ECBM技術(shù)進(jìn)行模擬是可行和合理的。

表1 數(shù)值模擬歷史匹配參數(shù)

2 低滲煤層注CO2促抽瓦斯數(shù)值模擬

2.1 物理模型與定解條件

筆者對山西潞安礦業(yè)常村煤礦2103輔助運(yùn)輸巷瓦斯抽采工程實(shí)踐進(jìn)行簡化，采用二維平面模型進(jìn)行模擬，煤層埋深為425 m，物理模型尺寸為16 m×6 m。在煤層中部布置3個(gè)抽采孔和2個(gè)注氣孔，鉆孔間距2.0 m，鉆孔直徑94 mm，如圖3所示。煤層原始滲透率為0.025 6×10-3μm2、溫度為298.15 K。模型上側(cè)受到覆巖重力作用，瓦斯和水只在煤層中運(yùn)移。注氣壓力為1.0 MPa，瓦斯抽采負(fù)壓為20 kPa，將以上參數(shù)帶入模型進(jìn)行數(shù)值模擬，數(shù)值模擬參數(shù)取值見表2。

圖3 煤層注CO2促進(jìn)瓦斯抽采數(shù)值模型

表2 數(shù)值模擬參數(shù)

2.2 模擬結(jié)果與分析

未注入CO2和注入CO2兩種情況下，瓦斯抽采10 d，45 d，60 d瓦斯壓力分布規(guī)律如圖4與圖5所示。由圖中可知，隨著抽采不斷進(jìn)行，抽采鉆孔附近壓力逐漸降低并擴(kuò)展到周圍煤層，最終在抽采鉆孔周圍形成低壓抽采區(qū)域，隨抽采時(shí)間的進(jìn)行抽采低壓區(qū)域不斷擴(kuò)大，最后形成一個(gè)整體低壓煤層區(qū)域，注入CO2抽采對降低煤層瓦斯壓力的影響較未注入CO2的影響大。

未注CO2與注CO2抽采10 d壓力漏斗如圖6與圖7所示。由圖中可知，注氣抽采瓦斯壓力下降幅度與壓降漏斗影響區(qū)域均大于未注氣抽采，這主要是由于注氣壓力(正壓)與抽采負(fù)壓綜合作用，抽采鉆孔附近形成較大流體壓力梯度導(dǎo)致。抽采10 d時(shí)，壓降漏斗位于抽采鉆孔附近的中心區(qū)域，隨著抽采的進(jìn)行，壓降漏斗逐漸向邊界擴(kuò)展。注入CO2與未注入CO2抽采壓力漏斗形狀相似，但由于CO2注入，促進(jìn)吸附態(tài)CH4解吸，裂隙中瓦斯?jié)B流量增加，煤體原始壓力降增加，注入CO2后漏斗口、側(cè)面面積相比未注入CO2均增加。注入CO2抽采比未注入CO2抽采壓降漏斗擴(kuò)展速率快。

圖4 未注CO2抽采10 d、45 d、60 d瓦斯壓力云圖

圖5 注CO2抽采10 d、45 d、60 d瓦斯壓力云圖

圖6 未注氣抽采10 d瓦斯壓力漏斗

圖7 注氣抽采10 d瓦斯壓力漏斗

不同抽采時(shí)刻OB監(jiān)測線(見圖3標(biāo)注)上瓦斯壓力與瓦斯含量變化曲線如圖8與圖9所示。

由圖8可知，抽采時(shí)間越長，相同位置處的瓦斯壓力值越小，靠近抽采鉆孔處的瓦斯壓力降低值較大。距3號(hào)抽采鉆孔2 m處，未注氣抽采時(shí)，抽采時(shí)間分別為10 d、20 d、45 d、60 d時(shí)瓦斯壓力分別為0.77 MPa、0.74 MPa、，0.68 MPa、0.65 MPa；注氣抽采時(shí)，抽采時(shí)間分別為10 d、20 d、45 d、60 d時(shí)瓦斯壓力分別為0.57 MPa、0.42 MPa、0.21 MPa、0.14 MPa，瓦斯壓力降低值與抽采時(shí)間呈現(xiàn)出非線性關(guān)系，兩種抽采情況下，由于負(fù)壓抽采卸壓作用導(dǎo)致氣體向壓力較低的抽采孔流動(dòng)，隨著抽采時(shí)間增加，瓦斯壓力均降低，在距3號(hào)抽采鉆孔2 m處抽采60 d時(shí)，未注CO2抽采殘余瓦斯壓力是注CO2抽采殘余瓦斯壓力的4.64倍，注氣抽采后，煤層瓦斯壓力顯著降低。

圖8 不同抽采時(shí)刻OB線上瓦斯壓力變化曲線

圖9 不同抽采時(shí)刻OB線上瓦斯含量變化曲線

由圖9可知，隨之抽采進(jìn)行，瓦斯含量逐漸下降，距離3號(hào)抽采鉆孔越近，瓦斯含量越低。距3號(hào)抽采孔2 m處，相同抽采時(shí)間10 d時(shí)，未注氣抽采煤層瓦斯含量由注氣前的12.37 cm3/g降至12.08 m3/t，60 d后降到10.60 m3/t，分別下降了2.34%和14.31%。注CO2抽采使煤層瓦斯含量由注氣前的10.88 cm3/g降至8.33 m3/t，60 d后降至2.06 m3/t，分別下降了23.44%和81.07%。因此，注CO2抽采有利于瓦斯含量快速降低。

由圖10可知，注CO2抽采瓦斯初期，由于煤體原始瓦斯壓力、注氣壓力與鉆孔負(fù)壓綜合作用形成了較大的壓差，瓦斯?jié)B流速率大，瓦斯壓力下降速率快。距離3號(hào)抽采鉆孔越近的位置，受鉆孔影響越明顯，瓦斯壓力下降速率也越快。隨著抽采時(shí)間延長，瓦斯壓力下降緩慢。注CO2與未注CO2瓦斯抽采量對比如圖11所示。

圖10 注CO2后距3號(hào)鉆孔不同位置不同抽采時(shí)間瓦斯壓力變化曲線

圖11 注CO2與未注CO2瓦斯抽采量對比

由圖11可知，注CO2瓦斯抽采速率高于未注氣瓦斯抽采速率。未注氣抽采，初期煤層中賦存的地下水通過鉆孔排出，貫通了瓦斯運(yùn)移通道，瓦斯?jié)B流速率增大，且靠近鉆孔位置，滲流速率增加的幅度更大；注氣后，在注入氣體壓力與抽采負(fù)壓共同作用下，瓦斯由吸附態(tài)轉(zhuǎn)變?yōu)橛坞x態(tài)，并向鉆孔附近移動(dòng)。未注氣抽采模式下，隨著煤層瓦斯壓力的降低，瓦斯抽采速率逐漸降低，抽采60 d時(shí)抽采速率為260.11 m3/d；注氣抽采后，瓦斯抽采速率逐漸降低，在抽采初期，受高壓水的驅(qū)趕，煤層裂隙中的游離瓦斯聚集在抽采孔附近，在抽采負(fù)壓作用下首先被抽出，在第1 d形成相對高的瓦斯抽采速率，為633.39 m3/d，隨著抽采的進(jìn)行，瓦斯壓力降低，作用在煤體骨架上的有效應(yīng)力增大，煤層滲透率降低，瓦斯?jié)B流速率減緩，抽采速率逐漸降低，抽采60 d時(shí)抽采速率為293.58 m3/d。注氣后促進(jìn)了低透氣性煤層的瓦斯抽采。

3 工程試驗(yàn)

3.1 注氣增抽瓦斯過程及鉆孔布置

井下工程應(yīng)用共設(shè)計(jì)2套方案，以對比分析試驗(yàn)效果。實(shí)驗(yàn)方案：注氣抽采模式下壓注CO2試驗(yàn)采用“一”字布孔方式，布置1個(gè)注氣孔Z1，1個(gè)抽采孔(C1)，鉆孔均垂直煤壁，孔深60 m，孔徑94 mm，沿煤層走向布置，孔口距煤層底板高1.7 m，抽采鉆孔C1距Z1鉆孔2 m；原始抽采模式下布置1個(gè)抽采孔C2。

煤層CO2壓注系統(tǒng)主要由高壓氣體鋼瓶(CO2)、減壓閥、不銹鋼管、壓力表和封孔器等組成，高壓鋼瓶最高工作壓力5 MPa，注氣方式采用沿順層鉆孔注氣，壓注系統(tǒng)布置如圖12所示。

圖12 CO2壓注系統(tǒng)布置示意圖

注氣孔與抽采孔均采用“兩堵一注”囊袋式封孔方式，封孔長度30 m，在封孔段布置內(nèi)徑25 mm注漿鐵管和補(bǔ)漿管，注漿壓力保持在2.0 MPa左右，先保證兩端囊袋注入濃度按水灰比0.5︰1的水泥漿至密實(shí)，中間段用A-B膨脹材料封堵。采用注漿泵補(bǔ)注同配比水泥漿液，能夠有效充填注漿段殘余空隙與鉆孔周圍煤體裂隙，起到增強(qiáng)鉆孔整體氣密性和強(qiáng)度的作用。

根據(jù)測定的煤層原始瓦斯壓力(0.45 MPa)以及2302輔助運(yùn)輸巷煤吸附CO2氣體常數(shù)，確定煤體灌注10瓶40 L CO2(折合成氣體約125 m3)，為了降低CO2突出危險(xiǎn)性，CO2注入方式為間歇式，注氣壓力為1.0 MPa。

3.2 試驗(yàn)效果分析

3.2.1 瓦斯抽采CH4含量對比

注氣抽采模式下抽采鉆孔C1與原始抽采模式下抽采鉆孔C2抽采鉆孔瓦斯?jié)舛葘Ρ纫姳?。兩種抽采模式下瓦斯?jié)舛茸兓?guī)律如圖13所示。

由表3和圖13可知，注氣抽采模式下，CH4含量明顯高于原始抽采模式下瓦斯?jié)舛?，C1鉆孔最大甲烷體積分?jǐn)?shù)是C2鉆孔最大值的1.15倍，C1鉆孔平均甲烷體積分?jǐn)?shù)51.95%較C2鉆孔的25.70%提高了102%。

表3 C1與C2抽采鉆孔CH4含量對比

圖13 兩種抽采模式下鉆孔CH4體積分?jǐn)?shù)變化規(guī)律

3.2.2 瓦斯抽采純量對比

為對比分析原始煤層瓦斯抽采與注氣抽采煤層瓦斯情況，對布置的C1孔和C2孔持續(xù)觀測122 d，得到兩種抽采模式下瓦斯抽采純量對比結(jié)果，如表4和圖14所示。

表4 C1與C2抽采鉆孔瓦斯抽采純量對比

由圖14可知，原始抽采鉆孔前6 d瓦斯抽采純量升高，達(dá)到最大值0.056 7 m3/min，抽采20 d以后瓦斯抽采純量開始下降；圖中瓦斯抽采純量變化規(guī)律與數(shù)值模擬結(jié)果(圖11)瓦斯抽采量總體變化規(guī)律一致，隨著時(shí)間的推移，因礦山動(dòng)力顯現(xiàn)使得抽采孔塌孔變形，煤體結(jié)構(gòu)變化，瓦斯抽采純量出現(xiàn)短期升高，但很快又下降，因此，不改變煤體自身滲透性僅靠普通抽采技術(shù)，瓦斯抽采效率較低。

注氣抽采過程中抽采純量相對于未注氣有大幅度的提升，平均抽采純量值達(dá)到0.060 6 m3/min，相較于未注氣的抽采純量平均值0.020 2 m3/min提升了66.67%，注氣抽采日平均抽采純量是未注氣時(shí)抽采純量的3倍。CO2注入后期，瓦斯抽采純量下降，主要是由于煤體吸附CO2后滲透率略有下降，導(dǎo)致CH4解吸量降低。

圖14 注氣抽采與原始抽采瓦斯抽采純量對比

綜上分析，注氣抽采模式下瓦斯?jié)舛仁俏醋獾?.02倍，瓦斯抽采純量平均值提高200%，注氣抽采日平均抽采純量是未注氣時(shí)抽采純量的3倍。煤層注入CO2后瓦斯抽采濃度和純量明顯提高的原因在于：煤對CO2吸附能力大于CH4，CO2注入煤體后，煤優(yōu)先吸附CO2，從而促進(jìn)煤基質(zhì)中吸附態(tài)CH4解吸，同時(shí)由于注入的CO2為正壓，解吸出的CH4在CO2壓力作用下沿煤體裂隙流向抽采鉆孔，從而提高了煤層CH4濃度與抽采量。由此可見，CO2注入煤體促進(jìn)了煤體瓦斯解吸，表明CO2置換驅(qū)替煤層CH4效果顯著。

4 結(jié)論

a.構(gòu)建了考慮地下水滲流的注入CO2氣體促抽瓦斯煤變形方程、氣–水兩相流流–固耦合數(shù)學(xué)模型，并進(jìn)行了數(shù)學(xué)模型可靠性與合理性驗(yàn)證。

b.注入CO2抽采對煤層瓦斯壓力下降影響較未注入CO2抽采煤層瓦斯壓力下降影響大；注入CO2抽采比未注入CO2抽采壓降漏斗擴(kuò)展速率快；相同位置相同抽采時(shí)間，注CO2氣體抽采煤層瓦斯壓力、瓦斯含量、瓦斯壓力絕對下降量均比未注入CO2下降速率快；注入CO2氣體瓦斯抽采速率比未注入CO2氣體瓦斯抽采速率高，注入CO2明顯增加了煤層瓦斯抽采量。

c. 工程試驗(yàn)結(jié)果表明：隨著抽采時(shí)間進(jìn)行，瓦斯?jié)舛瘸尸F(xiàn)衰減規(guī)律，注氣抽采模式下瓦斯?jié)舛仁窃汲椴赡Ｊ较碌?.02倍，平均瓦斯抽采純量是原始抽采的3倍，日平均抽采量是原始抽采的3倍。

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Simulation and test of enhancement of gas drainage through CO2injection into coal seam of low permeability

BAI Gang1,2, ZHOU Xihua1,2, WEI Shiping3, FAN Chaojun4, LI Xueming1,2

(1. College of Safety Science & Engineering, Liaoning Technical University, Fuxin 123000, China; 2. Key Laboratory of Mine Thermodynamic Disasters & Control of Ministry of Education, Fuxin 123000, China; 4. Changcun Coal Mine, Shanxi Lu’an Environment and Energy Development Co.,Ltd.,Changzhi 046100, China; 4. College of Mining Engineering, Liaoning Technical University, Fuxin 123000, China)

In view of the difficulty of gas extraction and low drainage efficiency in coal seam of low permeability, based on multi component gas competitive adsorption of CO2-CH4, simulation and test for improving seam gas extraction rate through CO2injecting CO2into coal seam were carried out. A fluid-solid coupling model considering gas-water phases and Klinkenberg effect of CO2injection into coal seam for enhancement of gas drainage was established, parameters of gas pressure, gas content and gas extraction rate after coal seam CO2injection were analyzed by using COMSOL software and applied in engineering test. The results show that mathematical model of fluid-solid coupling is reliable and reasonable. Gas pressure and gas content in CO2-injected coal seam decreased faster than those without CO2injection. After the field test, the gas concentration increased by 2.02 times and the pure gas extraction volume increased by 3 times. Gas extraction increased after CO2had been injected in coal seam, which promotes obviously the gas extraction.

coal seam of low permeability; CO2injection into coal seam; gas-water two-phase flow; fluid-solid coupling model; gas extraction rate

National Natural Science Foundation of China(51274115)；The Key Program of Liaoning Province Education Department Urban Research Institute(LJCL001)

白剛，1991年生，男，安徽靈璧人，博士，講師，研究方向?yàn)榈V井瓦斯災(zāi)害與火災(zāi)防治. E-mail：baigang_1992@163.com

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1001-1986(2019)03-0077-08

X936；TD75+2.2

A

10.3969/j.issn.1001-1986.2019.03.013

2018-08-09

國家自然科學(xué)基金項(xiàng)目(51274115)；遼寧省教育廳城市研究院重點(diǎn)項(xiàng)目(LJCL001)

(責(zé)任編輯 范章群)