低滲煤層注CO2增抽瓦斯數值模擬與應用

白 剛，周西華，魏士平，范超軍，李雪明

?

低滲煤層注CO2增抽瓦斯數值模擬與應用

白 剛1,2，周西華1,2，魏士平3，范超軍4，李雪明1,2

(1. 遼寧工程技術大學安全科學與工程學院，遼寧 阜新 123000；2. 礦山熱動力災害與防治教育部重點實驗室(遼寧工程技術大學)，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. 遼寧工程技術大學礦業(yè)學院，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值模擬與試驗研究。首先，建立了考慮氣–水兩相流與Klinkenberg效應的煤層注CO2促抽瓦斯流–固耦合模型，利用COMSOL軟件進行了煤層注CO2后煤層瓦斯壓力、瓦斯含量和瓦斯抽采率等參數變化規(guī)律，并應用于工程試驗。結果表明：構建的氣–水兩相流瓦斯抽采流–固耦合數學模型可靠、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；現場試驗后，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；產氣率

我國煤層地質條件復雜，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60年代開始，我國多數礦區(qū)進行了水力壓裂、水力割縫、深孔預裂爆破、液態(tài)CO2相變等強化增透措施，但由于技術本身局限性與地質條件限制，技術很難推廣應用。鑒于油氣行業(yè)CO2-ECBM啟發(fā)，楊宏民等[2]將注氣驅替煤層瓦斯技術應用于煤礦瓦斯治理領域，構建了注N2或CO2驅替煤層瓦斯流–固耦合數學模型，采用COMSOL數值軟件研究了注氣工藝參數對瓦斯抽采效果影響，并在陽泉礦區(qū)進行了井下工業(yè)性試驗。煤層氣(瓦斯)抽采數學模型方面，孫可明等[3-5]確定了瓦斯與水的滲流關系，構建了單一抽采氣–水兩相流流–固耦合數學模型；袁梅[6]建立了考慮滑脫效應的煤變形方程、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]構建了N2促抽富含CO2煤層數值模型，并進行了物理模擬實驗。桑樹勛[11]從CO2可注性、CO2封存機制與存儲容量、CH4增產效果方面研究分析了二氧化碳地質存儲與煤層氣強化開發(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學模型、煤層井下注CO2促進瓦斯抽采技術研究甚少。為此，筆者考慮實際煤層含有地下水的情況，從煤巖體的孔隙結構、煤層瓦斯、地下水賦存及運移入手，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)常村煤礦進行工程應用。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

根據煤層瓦斯賦存特點和前人構建數學模型依據的合理假設和定律，提出如下假設：①煤體是一種孔隙–裂隙雙重結構、單滲透率的彈性連續(xù)介質；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；③煤吸附/解吸所導致的基質膨脹/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個下標表示變量的方向分量，第2個下標表示對e求方向偏導數，第3個下標表示對e求方向偏導數；、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；為煤的泊松比；f為孔隙內氣體壓力，MPa；F(=,,)為方向的體力，N/m3；s為煤體吸附瓦斯骨架應變，kg/m3。其中：

式中sg為吸附應變系數；1、1為CH4的Langmuir常數，單位分別為m3/kg、MPa-1；22為CO2的Langmuir常數，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，結合氣–水兩相滲流的廣義Darcy定律，達西速率g為：

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

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

CO2滲流符合式(5)。

式中g2為CO2摩爾質量，kg/mol；g2為CO2動力黏度，Pa·s。

1.2.3 地下水滲流控制方程

根據廣義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為氣相端點相對滲透率；rw0為水相端點相對滲透率。

1.2.4 耦合項

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

式中v為煤的體積應變；下標“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系：

式中0為煤層初始滲透率，m2。

煤層滲透率動態(tài)演化方程為：

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

1.3 數值模型驗證

王立國[18]通過物理模擬實驗研究了CO2驅替煤體瓦斯的效果。實驗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)及模擬實驗結果驗證本文數值模型合理性與準確性，數值模擬歷史匹配參數見表1。

圖1 數值模型

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

圖2 模擬結果與實驗數據比較(注氣壓力1.5 MPa)

由圖2可知，實驗與模擬結果的總體趨勢比較吻合，但數值模擬突破時間比物理實驗有所提前，這主要是由于數值模擬中煤層滲透率設置為定值，而物理模擬中煤層的滲透率受垂直應力、水平應力和孔隙流體壓力的影響，非恒定值?？偟膩碚f，構建的數學模型與數值模擬結果是合理的。因此，應用建立的數學模型對CO2-ECBM技術進行模擬是可行和合理的。

表1 數值模擬歷史匹配參數

2 低滲煤層注CO2促抽瓦斯數值模擬

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輔助運輸巷瓦斯抽采工程實踐進行簡化，采用二維平面模型進行模擬，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個抽采孔和2個注氣孔，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。模型上側受到覆巖重力作用，瓦斯和水只在煤層中運移。注氣壓力為1.0 MPa，瓦斯抽采負壓為20 kPa，將以上參數帶入模型進行數值模擬，數值模擬參數取值見表2。

圖3 煤層注CO2促進瓦斯抽采數值模型

表2 數值模擬參數

2.2 模擬結果與分析

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，隨著抽采不斷進行，抽采鉆孔附近壓力逐漸降低并擴展到周圍煤層，最終在抽采鉆孔周圍形成低壓抽采區(qū)域，隨抽采時間的進行抽采低壓區(qū)域不斷擴大，最后形成一個整體低壓煤層區(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)與抽采負壓綜合作用，抽采鉆孔附近形成較大流體壓力梯度導致。抽采10 d時，壓降漏斗位于抽采鉆孔附近的中心區(qū)域，隨著抽采的進行，壓降漏斗逐漸向邊界擴展。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

不同抽采時刻OB監(jiān)測線(見圖3標注)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號抽采鉆孔2 m處，未注氣抽采時，抽采時間分別為10 d、20 d、45 d、60 d時瓦斯壓力分別為0.77 MPa、0.74 MPa、，0.68 MPa、0.65 MPa；注氣抽采時，抽采時間分別為10 d、20 d、45 d、60 d時瓦斯壓力分別為0.57 MPa、0.42 MPa、0.21 MPa、0.14 MPa，瓦斯壓力降低值與抽采時間呈現出非線性關系，兩種抽采情況下，由于負壓抽采卸壓作用導致氣體向壓力較低的抽采孔流動，隨著抽采時間增加，瓦斯壓力均降低，在距3號抽采鉆孔2 m處抽采60 d時，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 不同抽采時刻OB線上瓦斯壓力變化曲線

圖9 不同抽采時刻OB線上瓦斯含量變化曲線

由圖9可知，隨之抽采進行，瓦斯含量逐漸下降，距離3號抽采鉆孔越近，瓦斯含量越低。距3號抽采孔2 m處，相同抽采時間10 d時，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號鉆孔不同位置不同抽采時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壓共同作用下，瓦斯由吸附態(tài)轉變?yōu)橛坞x態(tài)，并向鉆孔附近移動。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，受高壓水的驅趕，煤層裂隙中的游離瓦斯聚集在抽采孔附近，在抽采負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，隨著抽采的進行，瓦斯壓力降低，作用在煤體骨架上的有效應力增大，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時抽采速率為293.58 m3/d。注氣后促進了低透氣性煤層的瓦斯抽采。

3 工程試驗

3.1 注氣增抽瓦斯過程及鉆孔布置

井下工程應用共設計2套方案，以對比分析試驗效果。實驗方案：注氣抽采模式下壓注CO2試驗采用“一”字布孔方式，布置1個注氣孔Z1，1個抽采孔(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，在封孔段布置內徑25 mm注漿鐵管和補漿管，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，中間段用A-B膨脹材料封堵。采用注漿泵補注同配比水泥漿液，能夠有效充填注漿段殘余空隙與鉆孔周圍煤體裂隙，起到增強鉆孔整體氣密性和強度的作用。

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

3.2 試驗效果分析

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數是C2鉆孔最大值的1.15倍，C1鉆孔平均甲烷體積分數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體積分數變化規(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)律與數值模擬結果(圖11)瓦斯抽采量總體變化規(guī)律一致，隨著時間的推移，因礦山動力顯現使得抽采孔塌孔變形，煤體結構變化，瓦斯抽采純量出現短期升高，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，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，從而促進煤基質中吸附態(tài)CH4解吸，同時由于注入的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注入煤體促進了煤體瓦斯解吸，表明CO2置換驅替煤層CH4效果顯著。

4 結論

a.構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–固耦合數學模型，并進行了數學模型可靠性與合理性驗證。

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抽采壓降漏斗擴展速率快；相同位置相同抽采時間，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. 工程試驗結果表明：隨著抽采時間進行，瓦斯?jié)舛瘸尸F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。

[1] 袁亮，薛俊華，張農，等. 煤層氣抽采和煤與瓦斯共采關鍵技術現狀與展望[J]. 煤炭科學技術，2013，41(9)：6–11．YUAN Liang，XUE Junhua，ZHANG Nong，et al. Development orientation and status of key technology for mine underground coalbed methane drainage as well as coal and gas simultaneous mining[J]. Coal Science and Technology，2013，41(9)：6–11．

[2] 楊宏民，夏會輝，王兆豐. 注氣驅替煤層瓦斯時效特性影響因素分析[J]. 采礦與安全工程學報，2010，30(2)：273–284. YANG Hongmin，XIA Huihui，WANG Zhaofeng. Influencing factors on time-varying characteristics of displacement coalbed methane by gas injection[J]. Journal of Mining & Engineering，2010，30(2)：273–284.

[3] 孫可明，潘一山，梁冰. 流固耦合作用下深部煤層氣井群開采數值模擬[J]. 巖石力學與工程學報，2007，26(5)：994–1001. SUN Keming，PAN Yishan，LIANG Bing. Numerical simulation of deep coalbed methane multi-well exploitation under fluid-solid coupling[J]. Chinese Journal of Rock Mechanics and Engineering，2007，26(5)：994–1001.

[4] THARAROOP P，KARPYN Z T，ERTEKIN T. Development of a multi-mechanistic，dual-porosity，dual-permeability，numerical flow model for coalbed methane reservoirs[J]. Journal of Natural Gas Science and Engineering，2012，8(9)：121–131.

[5] CLARKSON C R，QANBARI F. Transient flow analysis and partial water relative permeability curve derivation for low permeability under saturated coalbed methane wells[J]. International Journal of Coal Geology，2015，152：110–124.

[6] 袁梅. 含瓦斯煤滲透特性影響因素與煤層瓦斯抽采模擬研究[D]. 重慶：重慶大學，2014.

[7] 尹光志，李銘輝，李生舟，等. 基于含瓦斯煤巖固氣耦合模型的鉆孔抽采瓦斯三維數值模擬[J]. 煤炭學報，2013，38(4)：535–543. YIN Guangzhi，LI Minghui，LI Shengzhou，et al．3D numerical simulation of gas drainage from boreholes based on solid-gas coupling model of coal containing gas[J]．Journal of China Coal Society，2013，38(4)：535–543.

[8] 梁冰，袁欣鵬，孫維吉. 本煤層瓦斯抽采滲流模型及數值模擬[J]. 安全與環(huán)境學報，2015，15(5)：95–99. LIANG Bing，YUAN Xinpeng，SUN Weiji. Seepage model and numerical simulation of in-seam gas extraction[J]. Journal of Safety and Environment，2015，15(5)：95–99.

[9] LIN Jia ，REN Ting，WANG Gongda，et al. Simulation investigation of N2-injection enhanced gas drainage：Model development and identification of critical parameters[J]. Journal of Natural Gas Science and Engineering，2018，55：30–41.

[10] LIN Jia，REN Ting，WANG Gongda，et al. Experimental investigation of N2injection to enhance gas drainage in CO2-rich low permeable seam[J]. Fuel，2018，215：665–674.

[11] 桑樹勛. 二氧化碳地質存儲與煤層氣強化開發(fā)有效性研究述評[J]. 煤田地質與勘探，2018，46(5)：1–9. SANG Shuxun. Research review on technical effectiveness of CO2geological storage and enhanced coalbed methane recovery[J]. Coal Geology & Exploration，2018，46(5)：1–9.

[12] 汪有剛，劉建軍，楊景賀，等. 煤層瓦斯流固耦合滲流的數值模擬[J]. 煤炭學報，2001，26(3)：285–289 WANG Yougang，LIU Jianjun，YANG Jinghe，et al. Simulation of fluid-solid coupling flow of coalbed methane[J]. Journal of China Coal Society，2001，26(3)：285–289.

[13] 徐濤，唐春安，宋力，等. 含瓦斯煤巖破裂過程流固耦合數值模擬[J]. 巖石力學與工程學報，2005，24(10)：1667–1673. XU Tao，TANG Chun’an，SONG Li，et al. Numerical simulation on coupled solid-gas flow in failure process of gaseous coal and rock[J]. Rock Mechanics and Engineering Science，2005，24(10)：1667–1673.

[14] LI Sheng，FAN Chaojun，HAN Jun，et al. A fully coupled thermal-hydraulic-mechanical model with two-phase flow for coalbed methane extraction[J]. Journal of Natural Gas Science & Engineering，2016，33：324–336.

[15] RUTQVIST J，WU Y S，TSANG C F，et al. A modeling approach for analysis of coupled multiphase fluid flow，heat transfer，and deformation in fractured porous rock[J]. International Journal of Rock Mechanics & Mining Science，2002，39(4)：429–442.

[16] XU H，TANG D Z，TANG S H，et al. A dynamic prediction model for gas-water effective permeability based on coalbed methane production data[J]. International Journal of Coal Geology，2014，121(1)：44–52.

[17] XIA T Q，ZHOU F B，GAO F et al. Simulation of coal self- heating processes in underground methane-rich coal seams[J]. International Journal of Coal Geology，2015，141/142：1–12.

[18] 王立國. 注氣驅替深部煤層CH4實驗及驅替后特征痕跡研究[D]. 徐州：中國礦業(yè)大學，2013.

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，研究方向為礦井瓦斯災害與火災防治. E-mail：baigang_1992@163.com

白剛，周西華，魏士平，等. 低滲煤層注CO2增抽瓦斯數值模擬與應用[J]. 煤田地質與勘探，2019，47(3)：77–84.

BAI Gang，ZHOU Xihua，WEI Shiping，et al.Simulation and test of enhancement of gas drainage through CO2injection into coal seam of low permeability[J]. Coal Geology & Exploration，2019，47(3)：77–84.

1001-1986(2019)03-0077-08

X936；TD75+2.2

A

10.3969/j.issn.1001-1986.2019.03.013

2018-08-09

國家自然科學基金項目(51274115)；遼寧省教育廳城市研究院重點項目(LJCL001)

(責任編輯 范章群)