不同注气成分置驱瓦斯效果数值模拟研究
2024-05-27徐小马燕湘湘黄姝羽
徐小马 燕湘湘 黄姝羽
文章編号:1671?251X(2024)04?0112?09 DOI:10.13272/j.issn.1671-251x.2023080027
摘要:注气促抽瓦斯的注气成分主要有 N2,CO2和空气,但目前针对不同注入成分的置驱效果对比研究较少。针对该问题,建立了考虑裂隙气体渗流和基质孔隙气体扩散的注气成分置驱瓦斯数学模型,在对该模型验证的基础上,模拟注入气体置驱煤样瓦斯气体过程,并对比研究相同注气压力和煤体渗透率条件下不同注气成分(N2,CO2和空气)对瓦斯的置驱效果。结果表明:①相同注气时间下,从注气端到排气端,注入气体的体积分数逐渐降低,在注气端附近注入气体的体积分数最高;瓦斯体积分数逐渐增加,在排气端附近瓦斯体积分数最高;随着注气时间增加,注入气体的体积分数增加区域逐渐向排气端移动直至覆盖整个煤样,瓦斯体积分数降低区域也逐渐向排气端移动直至覆盖整个煤样,表明煤样中的瓦斯逐渐被置换出来,进而被驱替出整个煤样。②在相同注气时间内,从注气端到排气端,N2,CO2和空气3种注入气体体积分数和瓦斯体积分数具有相似的变化规律,即从注气端到排气端,注入气体体积分数逐渐降低、瓦斯体积分数逐渐升高,随着注气时间增加,注入气体的体积分数增高区域增加。相同注气时间、煤样相同位置处注入气体的体积分数和瓦斯体积分数互补,即相加为100%。③3种注入气体对瓦斯的置驱效果排序为 CO2>空气>N2。④对排气端气体的体积分数分析可知,排气端气体的体积分数随时间变化可分为突破阶段、平衡进行阶段和置驱完成阶段。不同注入气体3个阶段持续时间不同,注入 N2突破时间和置驱完成时间分别为30,90 min;注入 CO2突破时间和置驱完成时间分别为20,80 min;注入空气突破时间和置驱完成时间分别为28,87 min 。⑤在现场应用时,应根据具体煤层的吸附解吸能力、煤层自燃特性等选择合适的注入气体。
关键词:瓦斯抽采;注气抽采;注气成分;置驱瓦斯;置驱效果;注气端;排气端
中图分类号:TD712 文献标志码:A
Numerical simulation study on the coal-bed methane displacement effect of different gas injection components
XU Xiaoma1, YAN Xiangxiang2, HUANG Shuyu2
(1. Henan College of Industry and Information Technology, Jiaozuo 454000, China;2. School of Energy and MiningEngineering, China University of Mining and Technology-Beijing, Beijing 100083, China)
Abstract: The main components of gas injection to promote methane extraction are N2, CO2, and air, but there is currently limited research on the comparison of displacement effects for different injection components. In order to solve the above problems, a mathematical model for gas injection displacement considering fracture gas seepage and matrix pore gas diffusion is established. Based on the validation of the model, the process of injecting gas into coal samples for methane displacement is simulated. The effects of different injection components (N2, CO2, and air) on methane displacement are compared and studied under the same injection pressure and coal permeability conditions. The results show the following points.① Under the same injection time, the volume fraction of injected gas gradually decreases from the injection end to the exhaust end, with the highest injected gas volume fraction near the injection end. The methane volume fraction gradually increases, with the highest methane volume fraction near the exhaust end. As the injection time increases, the area with an increase in injected gas volume fraction gradually moves towards the exhaust end until it covers the entire coal sample. The area with a decrease in methane volume fraction also gradually moves towards the exhaust end until it covers the entire coal sample. It indicates that the methane in the coal sample is gradually displaced and driven out of the whole sample.② Within the same injection time, from the injection end to the exhaust end, the volume fractions of N2, CO2, and air injected gases and methane have similar changes. That is, from the injection end to the exhaust end, the volume fraction of injected gas gradually decreases and the methane volume fraction gradually increases. With the increase of injection time, the area of increase in injected gas volume fraction increases. The volume fraction of injected gas and methane at the same injection time and at the same position of the coal sample complement each other, that is, they add up to 100%.③ The ranking of the methane displacement effects of three types of injected gases is CO2>air> N2.④ The analysis of the gas volume fraction at the exhaust end shows that the gas volume fraction at the exhaust end can be divided into breakthrough stage, equilibrium stage, and displacement completion stage over time. The duration of the three stages of injecting different gases varies, with N2 breakthrough time and displacement completion time of 30 and 90 minutes, respectively. The breakthrough time for CO2 injection and the completion time for displacement are 20 and 80 minutes, respectively. The breakthrough time for air injection and the completion time for displacement are 28 and 87 minutes, respectively.⑤ When applied on site, appropriate injection gases should be selected based on the adsorption and desorption capacity of specific coal seams, as well as the spontaneous combustion features of coal seams.
Key words: gas extraction; gas injection and extraction; gas injection components; gas displacement; displacement effect; gas injection end; exhaust end
0引言
我国瓦斯储量丰富,目前为30.6×1012 m3,对瓦斯抽采利用能够大幅增加我国可用能源总量[1]。同时,矿井瓦斯是制约矿井安全高效开采的主要因素之一,2012—2021年我国煤矿因瓦斯事故死亡1239人,占总死亡人数44.3%[2-3]。为了防治矿井瓦斯灾害,国内外专家学者提出了一系列瓦斯抽采技术,如水力冲孔[4]、分段水力压裂[5]、水力割缝[6]等,这些技术虽能够通过增大煤层透气性来提高瓦斯抽采效率,但水力冲孔对煤体强度要求较高;分段水力压裂和水力割缝在松软煤层中产生的裂隙和缝隙易闭合。
近年来,由于注气抽采能够有效提高瓦斯抽采效率而逐渐在煤矿得到应用。在实验研究方面,杨宏民等[8-9]研究了注 N2促抽煤层瓦斯的机理,发现注入 N2对煤层瓦斯起到驱替和置换作用;耿晓伟等[10]研究了不同注气压力和注气温度对 CO2置换驱替煤层瓦斯的影响规律,结果表明注气压力和注气温度越高,置换瓦斯效果越好;姜延航等[11]研究了不同注气温度、压力和煤样含水率条件下 CH4产出率和 CO2储存率变化特性,并用响应曲面法分析了各因素的交互作用,发现含水率对 CH4产出影响最大,温度对 CH4阐述影响最小。在现场试验方面,宋鑫等[12]针对高强度开采低瓦斯煤层瓦斯抽采效果差的问题,提出注气驱替促抽技术并开展现场试验研究;王公达等[13]提出了抽采衰竭期注气增压强采欠压瓦斯技术,提高抽采衰竭期瓦斯效果,在现场取得了良好应用;Xu Wenjie 等[14]研究了注高压空气促进瓦斯抽采技术,解决了软弱低渗煤层单次抽采不充分问题;贾进章等[15]采用数值模拟和现场试验方式研究了注 CO2促抽瓦斯技术,证明了注 CO2可有效提高瓦斯抽采效率;李志强等[16]以重庆天府矿业公司为背景,进行了注 N2强化抽采煤层气的工业性试验;李元星[17]在井下开展了连续注气和间歇注气驱替试验,发现连续注气效果较好。
前人在试验和现场对注气促抽瓦斯进行了深入研究,研究的注入成分主要有 N2,CO2和空气,但对不同注入成分的置驱效果对比研究较少。因此,本文在前人研究的基础上,建立了考虑裂隙气体渗流和基质孔隙气体扩散的注气成分置驱瓦斯数学模型,在对模型验证的基础上,依据数学模型建立数值计算模型,模拟注入气体置驱煤样瓦斯过程,并对比研究相同注气压力和煤体渗透率条件下不同注气成分(N2,CO2和空气)对瓦斯的置驱效果。
1注气成分置驱瓦斯数学模型
煤体是一种多孔介质材料,包含裂隙和基质内的孔隙,因此气体在煤体中的流动包含裂隙内的渗流和基质孔隙内的扩散。建立注气成分置驱瓦斯数学模型时,作出如下假设:①注入的气体和煤体中的瓦斯服从理想气体状态方程。②注气过程不考虑煤体温度的变化和煤体渗透率的变化。③气体在煤体中的流动是连续的,在裂隙系统中的渗流符合 Darcy 定律,在孔隙系统中的扩散符合 Fick 定律。
依据上述假设,注气过程中,注入气体和瓦斯在煤体裂隙中的渗流(满足质量守恒方程)和在孔隙中的扩散分别为[18-19]
式中:Qki 为源项,取值0;Qsi 为源项,即煤体中的单一组分气体 i(i=1表示瓦斯,i=2表示注入气体)吸附态与游离态之间的质量交换参数,kg/(m3·s);mi 为煤体裂隙中气体 i 的含量,kg/m3;t 为时间,s;ρi 为煤体裂隙中气体 i 的密度,kg/m3;υ为煤体裂隙中气体渗流速度,m/s;Ci 为煤体基质中气体 i 的浓度,kg/m3; Di 为煤体裂隙中气体 i 的扩散系数,m2/s。
对于裂隙系统,煤体裂隙中的气体含量 mi 为
式中φ为孔隙率。
不同组分气体在裂隙中的渗流符合 Darcy 定律,忽略气体分子重力效应,裂隙中气体的渗流速度为[20]
式中:k 为煤体渗透率,m2;μi 为气体 i 的动力黏度, Pa·s;Pi 为气体 i 的压力,MPa。
将式(3)—式(4)代入式(1)中,得到二元气体在煤体裂隙中的渗流方程组:
对于基质孔隙系统,煤体基质中气体 i 的浓度为
Ci = Pi (6)
式中:Mi 为气体 i 的摩尔质量,kg/mol;R 为气体常数,J/(mol·K);T 为气体温度,K。
将式(6)代入式(2),可得二元气体在煤体孔隙中的扩散方程组:
Δ(ΔPi )=? Qsi (7)
煤体中吸附态与游离态气体之间的质量交换方程为[21]
Qs i =τ(Ci ? CPi ) (8)
式中:τ為吸附时间,s;CPi 为气体在平衡压力 Pi 下的浓度,kg/m3。
CPi 为[22]
式中:ρsi 为气体 i 在标况下的密度,kg/m3;ρc 为煤体密度,kg/m3;ai 为气体 i 极限吸附量,m3/kg;bi 为气体 i 吸附平衡常数,MPa?1。
将式(6)、式(9)代入式(8),得到气体质量交换方程组:
Qs i =τ Mi ?ρsiρc (10)
2模型验证
郑学召等[23]利用注 CO2驱替煤层 CH4试验系统,研究了不同注气压力下的驱替过程中煤体内 CO2驱替 CH4的渗流扩散演化规律和时变特性,分析了全过程中排气端 CO2,CH4体积分数变化规律,利用物理模拟试验探究注气压力对驱替置换效率的影响规律,并进行了量化分析。当注气压力为1.0MPa 时,试验所得排气端 CO2,CH4体积分数随时间变化规律如图1所示。可看出 CO2体积分数随注气时间增加而逐渐升高,CH4体积分数随注气时间增加而逐渐降低。
为了验证注气成分置驱瓦斯数学模型,建立三维注气成分置驱瓦斯三维数值计算模型,如图2所示。模型尺寸为φ5 cm×10 cm,模型左侧为注气端,右侧为排气端,在排气端中部布置1个测点,用以监测排气端气体体积分数,在模型中部布置1条测线,用以监测整个煤样在不同时间下的气体体积分数。将所建注气成分置驱瓦斯数学模型写入数值计算模拟软件中,代入 CH4和 CO2相关参数,见表1[24]。通过调整煤体渗透率,将数值模拟结果与试验结果进行对比,如图3所示。
从图3可看出,数值模拟所得数据和文献[23]试验结果基本相同,具有相同的变化趋势,但数值模拟结果中的 CO2体积分数开始增加点与 CO2和 CH4体积分数相交点较试验结稍有滞后。这是因为:①数值模拟所用煤样渗透率与试验煤样渗透率有所区别,且数值模拟煤样没有考虑注气过程中煤样的渗透率变化,试验注气过程中煤样的渗透率会发生变化,从而对置驱效果产生影响。②数值模拟中没有考虑煤体中水分的影响。但总体所得数据与试验数据基本吻合,说明数值模拟结果是合理的,因此建立的數学模型对注气成分置驱瓦斯过程的模拟是可行的。
3不同注气成分置驱瓦斯模拟结果及分析
进行不同注气成分置驱瓦斯模拟时,保持煤样孔隙率、渗透率等参数和瓦斯参数不变,改变注入气体参数,模拟所用的 N2和空气参数见表2[24]。分别研究不同注入气体置驱瓦斯过程及排气端注入气体及瓦斯体积分数变化规律,并对结果进行分析。对注入空气进行研究时,由于空气是以 N2和 O2为主的混合气体,不同气体之间存在吸附差异,为了与 N2和 CO2进行对比,不考虑混合气体的吸附先后顺序,以空气整体物理性质展开研究。
3.1不同注入气体置驱瓦斯过程
注入 N2,CO2和空气时,注气时间分别为10,30,50,80 min 时,煤样内的注入气体体积分数和瓦斯体积分数变化规律如图4?图9所示,图例中数字“1.0”表示气体体积分数为100%,数字“0”表示气体体积分数为0。
从图4?图9可看出,相同注气时间下,从注气端到排气端,注入气体体积分数逐渐降低,在注气端附近注入气体体积分数最高;瓦斯体积分数逐渐增加,在排气端附近瓦斯体积分数最高;随着注气时间增加,注入气体体积分数增加区域逐渐向排气端移动直至覆盖整个煤样,瓦斯体积分数降低区域也逐渐向排气端移动直至覆盖整个煤样,表明煤样中瓦斯逐渐被置换出来,进而被驱替出整个煤样。煤样中注入气体体积分数增加区域和瓦斯体积分数降低区域具有一致性,显示了注入气体的置驱作用。结果表明,3种注入气体均能对煤样中的瓦斯起到很好的驱替作用,在注气时间为10 min 时,3种气体的驱替效果相差不大,即3种注入气体体积分数增高区域和瓦斯体积分数降低区域差别不大;在注气时间达到50 min 时,3种注入气体体积分数和对应注气方式下的瓦斯体积分数在排气端开始有明显差别,表明不同注入气体对瓦斯的驱替效果不同。
为了更加清晰地观察不同注气时间从注气端到排气端煤样内注入气体体积分数和瓦斯体积分数的变化规律,将测线监测到的不同时间下的气体体积分数绘制成曲线,如图10?图12所示。
由图10?图12可看出,在相同注气时间,从注气端到排气端,N2、CO2、空气3种注入气体体积分数和瓦斯体积分数具有相似的变化规律,煤样相同位置处注入气体体积分数和瓦斯体积分数互补,即相加为100%。注入气体在注气端的体积分数为100%,在排气端的体积分数随着时间增加从0逐渐增加到100%;瓦斯在注气端体积分数为0,在排气端的体积分数随着时间增加从100%逐渐降低到0。
为了更加清晰地观察3种注入气体对瓦斯的置驱效果,将注气时间为50 min 时测线监测到的3种注入气体体积分数和瓦斯体积分数绘制到同一图中,如图13所示。可看出在注气气体时间为50 min时,注入 N2时,从注气端到排气端 N2体积分数从100%降低到25.36%,瓦斯体积分数从0增加到74.64%;注入 CO2成分时,从注气端到排气端 CO2体积分数从100%降低到60.26%,瓦斯浓度从0增加到39.74%;注入空气成分时,从注气端到排气端空气体积分数从100%降低到40.06%,瓦斯体积分数从0增加到59.94%。从煤样内的气体体积分数变化规律可看出,3种注入气体对瓦斯的置驱效果排序为 CO2>空气>N2。
3.2不同注入气体排气端气体体积分数变化规律
注入 N2、CO2、空气时,煤样排气端气体体积分数随时间变化规律如图14所示。注入气体和瓦斯在排气端的体积分数随时间变化可分为3个阶段。阶段1排气端注入气体体积分数较低,为0,瓦斯气体体积分数较高,为100%,表明在该阶段注入气体还未突破煤样,但是瓦斯在注入气体的驱替下被排出煤样,称该阶段为突破阶段,突破阶段的存在说明注入气体需经过一定时间才能在煤样内完成渗流?扩散过程。阶段2排气端注入气体开始突破煤样,体积分数开始迅速升高直至100%,瓦斯体积分数开始迅速下降直至0,呈现出增减交互的动态变化关系,这是由于随着注入气体的增加和瓦斯的排出,注入气体压力升高、瓦斯压力下降,导致基质孔隙中的瓦斯被置换出来变成游离态,进而被驱替出煤样,称该阶段为平衡进行阶段。阶段3排气端注入气体体积分数为100%,瓦斯体积分数为0,且随着时间的增加气体体积分数不再发生变化,形成了新的平衡状态,表明煤样中的瓦斯已完全被注入气体置换驱替出来,称该阶段为置驱完成阶段。
从图14可看出,3种注入气体的3个阶段持续时间不同:注入 N2时,3个阶段分别为0~30,30~90,90~120 min,突破时间和置驱完成时间分别为30,90 min;注入 CO2时,3个阶段分别为0~20,20~80,80 min 以后,突破时间和置驱完成时间分别为20,80 min;注入空气时,3个阶段分别为0~28,28~87,87 min 以后,突破时间和置驱完成时间分别为28,87 min。从气体突破和置驱完成时间分析可看出,3种注入气体中,CO2置驱效果最好,空气次之。
3.3不同注入气体置驱效果差异分析及应用建议
注入不同气体置驱瓦斯效果存在差异,造成该现象的原因主要是由注入气体的物理性质决定的。由气体参数表可知,相同压差下,煤样内气体渗流速度大小为 CO2>空气>N2;竞相吸附能力大小为 CO2>空气>N2,该结果与文献[25-26]的试验结果相同,因此出现置驱瓦斯效果 CO2>空气>N2的现象。
现场应用结果表明,注入 CO2、空气和 N2均能有效提升瓦斯抽采效果,从模拟结果来看 CO2效果最好,但是煤体对 CO2吸附能力强于瓦斯,后续易出现 CO2突出,且高纯度 CO2难以获得;空气具有获取方便的优点,但是吸附在煤体中的空气在采空区逐渐解吸,会提高采空区遗煤自燃的可能性;N2与 CO2、空气相比较为安全,但效果与二者相比略差,且高纯度 N2较空气难以获得。因此,在现场应用时,应根据具体煤层的吸附解吸能力、煤层自燃特性等选择合适的注入气体。
4結论
1)建立了注气成分置驱瓦斯数学模型,并将试验数据结果和依据数学模型得到的数值模拟结果进行了对比,验证了数学模型的准确性和可行性,为研究不同注入气体置驱效果提供了依据。
2)数值模拟研究了注入 N2,CO2和空气对煤样瓦斯的置换驱替过程,结果显示3种注入气体具有相似的变化规律,从注气端到排气端,注入气体体积分数逐渐降低、瓦斯体积分数逐渐升高,随着注气时间的增加,注入气体体积分数增高区域增加。煤样相同位置处注入气体体积分数和瓦斯体积分数相加为100%。
3)排气端气体体积分数随时间变化可分为突破阶段、平衡进行阶段和置驱完成阶段。不同注入气体3个阶段持续时间不同,注入 N2突破时间和置驱完成时间分别为30,90 min;注入 CO2突破时间和置驱完成时间分别为20,80 min;注入空气突破时间和置驱完成时间分别为28,87 min。
4)理论分析了不同注入气体置驱瓦斯效果差异性产生的原因,同时分析了不同注入气体置驱瓦斯的优缺点,为现场工程选择提供了建议。
参考文献(References):
[1]范鹏鹏,刘晓,陈贞龙,等.中美煤层气勘探开发现状对比及启示[J].现代化工,2023,43(8):22-25,30.
FAN Pengpeng,LIU Xiao,CHEN Zhenlong,et al. Comparison and enlightenment of current situation of coalbed methane exploration and development between China and the United States[J]. Modern Chemical Industry,2023,43(8):22-25,30.
[2]范超军,王一琦,杨雷,等.2012—2021年我国煤矿安全事故统计与规律分析[J].矿业研究与开发,2023,43(4):182-188.
FAN Chaojun,WANG Yiqi,YANG Lei,et al. Statistics and regularity analysis of coal mine safety accidents from 2012 to 2021[J]. Mining Research and Development,2023,43(4):182-188.
[3]郭翔.“孤岛”变长工作面瓦斯涌出规律及治理技术研究[J].煤炭科学技术,2022,50(增刊1):119-124.
GUO Xiang. Research on gas emission law and control technology of“isolated island”variable-length working face[J]. Coal Science and Technology,2022,50(S1):119-124.
[4]张开加,倪兴.东兴煤矿顺层抽采钻孔分段水力冲孔技术研究[J].煤炭工程,2023,55(3):73-77.
ZHANG Kaijia, NI Xing. Segmented hydraulic punching technology of bedding borehole in Dongxing Coal Mine[J]. Coal Engineering,2023,55(3):73-77.
[5]马彦阳,吴教锟,冯仁俊,等.坚硬顶板定向长钻孔水力压裂卸压瓦斯抽采研究[J].矿业安全与环保,2022,49(6):52-56.
MA Yanyang,WU Jiaokun,FENG Renjun, et al. Pressure relief gas drainage by directional drilling hydraulic fracturing in hard roof[J]. Mining Safety & Environmental Protection,2022,49(6):52-56.
[6]李晓绅,刘瑞鹏.含夹矸煤层水力割缝瓦斯抽采技术研究及应用[J].工矿自动化,2023,49(4):134-140.
LI Xiaoshen,LIU Ruipeng. Research and application of hydraulic slotting gas extraction technology in coal seams containing gangue[J]. Journal of Mine Automation,2023,49(4):134-140.
[7]梁卫国,张倍宁,黎力,等.注能(以 CO2为例)改性驱替开采 CH4理论与实验研究[J].煤炭学报,2018,43(10):2839-2847.
LIANG Weiguo,ZHANG Beining,LI Li,et al. Theory and experimental study of CBM recovery driven by energy boosting[J]. Journal of China Coal Society,2018,43(10):2839-2847.
[8]杨宏民,冯朝阳,陈立伟.煤层注氮模拟实验中的置换?驱替效应及其转化机制分析[J].煤炭学报,2016,41(9):2246-2250.
YANG Hongmin, FENG Zhaoyang, CHEN Liwei. Analysis of replacement-displacement effect and its change mechanism in simulation experiment of nitrogen injection into coal seam [J]. Journal of China Coal Society,2016,41(9):2246-2250.
[9]杨宏民,冯朝阳,陈立伟.不同注氮压力置驱煤层甲烷试验中的机理分析[J].煤矿安全,2017,48(2):145-148. YANG Hongmin, FENG Zhaoyang, CHEN Liwei.
Mechanism analysis on experiment of injecting nitrogen to displace coal seam methane under different pressure[J]. Safety in Coal Mines,2017,48(2):145-148.
[10]耿晓伟,阎晶雪.注气条件对 CO2置换驱替 CH4影响的实验研究[J].中国安全生产科学技术,2021,17(11):79-84.
GENG Xiaowei,YAN Jingxue. Experimental study on influence of gas injection conditions on CO2 replacement and displacement of CH4[J]. Journal of Safety Science and Technology,2021,17(11):79-84.
[11]姜延航,白刚,周西华,等.煤层注 CO2驱替 CH4影响因素试验研究[J].中国安全科学学报,2022,32(4):113-121.
JIANG Yanhang,BAI Gang,ZHOU Xihua,et al. Experimental study on influence factors of CH4 displacement by CO2[J]. China Safety Science Journal,2022,32(4):113-121.
[12]宋鑫,舒龙勇,王斌,等.低瓦斯赋存高强度开采煤层驱替促抽技术研究[J].采礦与安全工程学报,2023,40(4):847-856.
SONG Xin, SHU Longyong, WANG Bin, et al. Replacement and pumping technology for coal seams with low gas content and high intensity mining[J]. Journal of Mining & Safety Engineering,2023,40(4):847-856.
[13]王公达,陈善文,孙峰,等.抽采衰竭期注气增压强采欠压瓦斯技术研究[J].煤炭科学技术,2021,49(8):125-130.
WANG Gongda,CHEN Shanwen,SUN Feng,et al. Study on technology of gas flushing unsaturated gas during drainage exhaustion period[J]. Coal Science and Technology,2021,49(8):125-130.
[14] XU Wenjie, ZHENG Xigui, LIU Cancan, et al. Numerical simulation study of high-pressure air injection to promote gas drainage[J]. Sustainability,2022,14(21):13699.
[15]贾进章,张天阔,王东明,等.注二氧化碳促抽煤层瓦斯数值模拟及现场试验[J].安全与环境工程,2023,30(1):78-86.
JIA Jinzhang,ZHANG Tiankuo,WANG Dongming,et al. Numerical simulation and field test of CO2 injection to promote coal seam gas extraction[J]. Safety and Environmental Engineering,2023,30(1):78-86.
[16]李志强,王兆丰.井下注气强化煤层气抽采效果的工程试验与数值模拟[J].重庆大学学报,2011,34(4):72-77,82.
LI Zhiqiang,WANG Zhaofeng. Test and numerical simulation on effect of enhanced coalbed methane drawing by injecting gas under coal mine[J]. Journal of Chongqing University,2011,34(4):72-77,82.
[17]李元星.连续与间歇注空气驱替煤层气机理及实验研究[D].太原:太原理工大学,2017.
LI Yuanxing. Mechanism and experimental research on coalbed methane displacement by continuous and intermittent air injection[J]. Taiyuan: TaiyuanUniversity of Technology,2017.
[18] FAN Yongpeng,DENG Cunbao,ZHANG Xun,et al. Numerical study of CO2-enhanced coalbed methane recovery[J]. International Journal of Greenhouse Gas Control,2018,76:12-23.
[19]张浩浩,李胜,高宏,等.平煤十矿底板巷穿层钻孔瓦斯抽采模拟研究[J].中国安全生产科学技术,2018,14(9):38-43.
ZHANG Haohao, LI Sheng, GAO Hong, et al. Simulation study on gas extraction by drilling borehole passed through coal seam in floor roadway in Pingdingshan No.10 Mine[J]. Journal of Safety Science and Technology,2018,14(9):38-43.
[20]龙泳翰,张磊,李菁华,等.注气驱替机理研究现状及展望[J].矿业安全与环保,2023,50(1):103-108,114.
LONG Yonghan, ZHANG Lei, LI Jinghua, et al. Research status and prospect of gas injection displacement mechanism[J]. Mining Safety & Environmental Protection,2023,50(1):103-108,114.
[21] DAY S,FRY R,SAKUROVS R,et al. Swelling of coals by supercritical gases and its relationship to sorption[J]. Energy & Fuels,2010,24(4):2777-2783.
[22] ZHU Wancheng,LIU Jishan,QU Hongyan,et al. A model of coal–gas interaction under variable temperatures[J]. International Journal of Coal Geology,2011,86(2/3):213-221.
[23]鄭学召,黄渊,文虎,等.不同注气压力下 CO2驱替置换 CH4试验研究[J].工矿自动化,2021,47(4):73-78.
ZHENG Xuezhao,HUANG Yuan,WEN Hu,et al. Experimental study of CO2 replacement for CH4 at different gas injection pressures[J]. Industry and Mine Automation,2021,47(4):73-78.
[24]撒占友,吴静波,杨永亮,等.考虑 Klinkenberg 因子状态的 CO2?ECBM 模拟研究[J].煤田地质与勘探,2023,51(3):37-45.
SA Zhanyou,WU Jingbo,YANG Yongliang,et al. CO2-ECBM simulation study considering Klinkenberg factor state [J]. Coal Geology & Exploration,2023,51(3):37-45.
[25]马砺,李珍宝,邓军,等.常压下煤对 N2/CO2/CH4单组分气体吸附特性研究[J].安全与环境学报,2015,15(2):64-67.
MA Li, LI Zhenbao, DENG Jun, et al. On the characteristic features of the adsorption capacity of the coal for the singular component gases of CH4,CO2,N2 under regular pressures[J]. Journal of Safety and Environment,2015,15(2):64-67.
[26]武司苑,邓存宝,戴凤威,等.煤吸附 CO2、O2和 N2的能力与竞争性差异[J].环境工程学报,2017,11(7):4229-4235.
WU Siyuan,DENG Cunbao,DAI Fengwei, et al. Differences of ability and competitiveness on coal adsorbing CO2, O2 and N2[J]. Chinese Journalof Environmental Engineering,2017,11(7):4229-4235.