陳紹杰， 陳舉師， 汲銀鳳， 李改革， 周逸飛

(1. 北京科技大學(xué) 土木與資源工程學(xué)院，北京 100083； 2. 華北科技學(xué)院 安全工程學(xué)院，北京 101601)

煤層注水促抽瓦斯及其影響因素的數(shù)值模擬

陳紹杰1,2， 陳舉師1， 汲銀鳳1， 李改革2， 周逸飛2

(1. 北京科技大學(xué) 土木與資源工程學(xué)院，北京 100083； 2. 華北科技學(xué)院 安全工程學(xué)院，北京 101601)

為有效預(yù)防煤礦瓦斯災(zāi)害，獲取煤層注水促抽瓦斯的合理參數(shù)，以常村煤礦2103工作面為例，依據(jù)多相滲流理論，采用Fluent軟件的VOF模型及多孔介質(zhì)模型耦合求解，對(duì)煤層注水促抽瓦斯技術(shù)及其影響因素進(jìn)行數(shù)值模擬，并將模擬結(jié)果應(yīng)用于現(xiàn)場(chǎng)，對(duì)比分析數(shù)值模擬與現(xiàn)場(chǎng)實(shí)測(cè)數(shù)據(jù)，二者基本吻合. 研究結(jié)果表明：煤層瓦斯含量以注水孔為中心徑向逐步降低，以抽采孔為中心徑向逐步升高；注水前抽采階段，隨著抽采時(shí)間的增加，抽采范圍逐漸增大，抽采孔瓦斯流量先快速下降，后逐步緩慢降低；注水促抽階段，隨著注水時(shí)間的增加，注水范圍逐漸增大，注水流量逐步降低，煤層瓦斯含量緩慢升高，抽采孔瓦斯流量逐漸增加；注水后抽采階段，隨著抽采時(shí)間的增加，壓力水覆蓋范圍持續(xù)增大，煤層瓦斯含量逐漸降低，抽采孔瓦斯流量逐漸減小. 注水時(shí)機(jī)、注水時(shí)間、注水壓力、注水方式、布置方式及鉆孔間距是影響煤層注水促抽瓦斯效果的6個(gè)主要因素. 瓦斯正常抽采20 d后，按照一注一抽方式及5 m間距布置注抽鉆孔，在8 MPa煤層注水壓力下間歇注水10 d，煤層注水促抽瓦斯效果較好.

煤層注水；多相滲流；瓦斯抽采；影響因素；數(shù)值模擬

煤礦開采過程中，瓦斯時(shí)刻威脅著井下工人的生命安全，我國(guó)煤礦的重大災(zāi)害中約70%都是瓦斯事故[1]. 近年來，隨著我國(guó)煤礦開采深度逐漸向下延伸，煤層瓦斯含量和涌出量均呈現(xiàn)出大幅增加的趨勢(shì)，亟待采取有效措施防患瓦斯災(zāi)害于未然[2]. 煤層瓦斯抽采是一條防治瓦斯災(zāi)害的積極有效措施，不僅可以降低煤層瓦斯含量，還可以消除和預(yù)防煤與瓦斯突出[3].

一般來說，煤層瓦斯抽采效率主要取決于煤層瓦斯壓力及煤層滲透性. 煤層滲透性越差，瓦斯在煤層中滲流難度越大，抽采效率越低[4]. 我國(guó)煤層賦存條件極其復(fù)雜，部分松軟低透氣煤層由于原始應(yīng)力區(qū)透氣性極低，需采取相關(guān)輔助措施方能實(shí)現(xiàn)有效抽采[5]. 目前提高本煤層瓦斯抽采效率的途徑主要有兩種：一是采取人為方法提高煤層的透氣性，二是合理布置鉆孔和改變鉆孔參數(shù)[6]. 而采取高壓注水驅(qū)替瓦斯具有一定的實(shí)際應(yīng)用效果，通過將高壓水注入煤層驅(qū)替孔隙及裂隙中的瓦斯，迫使瓦斯沿煤層孔隙及裂隙通道往抽采孔滲透，從而實(shí)現(xiàn)瓦斯的有效抽采[7]. 但由于該技術(shù)在工藝參數(shù)選擇上尚未形成統(tǒng)一認(rèn)識(shí)，嚴(yán)重制約該技術(shù)的發(fā)展[8].

因此，本文通過對(duì)煤層注水促抽瓦斯效果及其影響因素進(jìn)行數(shù)值模擬研究，掌握煤層注水條件下瓦斯抽采流量的變化規(guī)律，獲取最佳的工藝參數(shù)，可為煤層注水促抽瓦斯現(xiàn)場(chǎng)應(yīng)用提供技術(shù)支持，對(duì)于防治煤礦瓦斯災(zāi)害具有十分重大的指導(dǎo)意義.

1 煤層注水驅(qū)替瓦斯機(jī)理

煤層可看做是由孔隙及裂隙結(jié)構(gòu)組成的多孔介質(zhì). 煤層注水時(shí)，一方面水在高壓作用下進(jìn)入煤層裂隙，并驅(qū)逐裂隙通道中的瓦斯向低壓區(qū)滲透；另一方面，裂隙中水在孔隙毛管力的吸引下，會(huì)沿著基質(zhì)煤塊固體顆粒表面進(jìn)入孔隙，并將瓦斯從孔隙通道中驅(qū)逐而出，進(jìn)入裂隙通道. 隨著注水過程的推進(jìn)，煤層孔隙和裂隙通道將會(huì)被水大量占據(jù)，只殘留少量低于束縛飽和度的瓦斯. 孔隙通道中瓦斯進(jìn)入裂隙通道后，在裂隙內(nèi)即存在水與瓦斯兩相流體，形成高壓作用下沿裂隙通道的兩相滲流. 煤層內(nèi)水-瓦斯兩相滲流與瓦斯單相滲流的交界區(qū)域內(nèi)，所有瓦斯飽和度為零的質(zhì)點(diǎn)組成了水與瓦斯突變界面，而研究煤層注水驅(qū)替瓦斯問題的關(guān)鍵就是要追蹤該界面的運(yùn)動(dòng)情況，以此來確定煤層中水與瓦斯含量的分布及變化規(guī)律.

2 控制方程

煤層注水促抽瓦斯模擬采用VOF模型追蹤水與瓦斯突變的自由界面，確定該自由界面在煤層中的運(yùn)動(dòng)規(guī)律，通過求解其中一相體積分?jǐn)?shù)方程和多孔介質(zhì)的動(dòng)量方程，掌握水與瓦斯兩相流體在煤層中的滲流特征.

2.1體積分?jǐn)?shù)方程

對(duì)于煤層注水驅(qū)替瓦斯來說，假設(shè)瓦斯和水所占體積分?jǐn)?shù)分別為α1和α2，則可得出瓦斯體積分?jǐn)?shù)守恒方程為

(1)

由于煤層中瓦斯和水體積分?jǐn)?shù)之和等于1，則煤層中混合流體的密度ρ為

ρ=α1ρ1+(1-α1)ρ2.

(2)

式中：ui為i方向上的速度，xi為i方向上的坐標(biāo)，t為時(shí)間,ρ為混合流體密度,ρ1為瓦斯密度,ρ2為水密度.

煤層注水驅(qū)替瓦斯過程其他參數(shù)如粘性系數(shù)等均可按上述方法計(jì)算. 在不同時(shí)刻下，對(duì)瓦斯流場(chǎng)的體積分?jǐn)?shù)方程進(jìn)行求解，可得出水與瓦斯體積分?jǐn)?shù)分布情況，再運(yùn)用相關(guān)方法和手段重構(gòu)運(yùn)動(dòng)界面，即可追蹤兩相自由界面在煤層中隨時(shí)間的變化.

2.2動(dòng)量守恒方程

通過求解煤層中混合流體的動(dòng)量守恒方程，可得出混合流體的速度場(chǎng)，結(jié)合瓦斯與水所占體積分?jǐn)?shù)，可求出水和瓦斯的速度分布. 動(dòng)量守恒方程為

(3)

煤層可看做由孔隙和裂隙結(jié)構(gòu)組成的均勻多孔介質(zhì)，且各向同性，則其具有附加的動(dòng)量源項(xiàng)：

(4)

由于煤層中流體流動(dòng)表現(xiàn)為層流，屬于線性變化的達(dá)西滲流，粘性阻力起主要作用，內(nèi)部阻力可忽略不計(jì). 根據(jù)達(dá)西公式，則可進(jìn)一步將煤層的附加動(dòng)量源項(xiàng)簡(jiǎn)化為

(5)

根據(jù)Blake-Kozeny半經(jīng)驗(yàn)公式：

(6)

則可得出煤層滲透性系數(shù)為

(7)

式中：uj為j方向上的速度，xj為j方向上的坐標(biāo)，p為壓力，μ為動(dòng)力粘性系數(shù)，gi為i方向上的重力加速度，K為煤層滲透性系數(shù)，C2為內(nèi)部阻力系數(shù)，Dp為顆粒平均直徑，n為孔隙率.

3 幾何模型的建立及求解

3.1工程概況

常村煤礦為高瓦斯礦井，2103工作面位于+470水平21采區(qū)，開采3#煤層，埋藏深度為+462.5～+504.1 m，主應(yīng)力方向北東向，平均N40°E，最大垂直應(yīng)力11 MPa，最大水平應(yīng)力13 MPa. 工作面呈矩形，走向長(zhǎng)度724 m，傾斜長(zhǎng)度294 m，斜面積187 046 m2. 煤層平均煤厚6.4 m，采高3.3±0.1 m，采放比1.1∶1，煤體容重1.4 t/m3. 工作面老頂為粉砂巖，直接頂為細(xì)粒砂巖，直接底為中粒砂巖，老底為細(xì)粒砂巖. 2103工作面所采3#煤層本質(zhì)上屬于松軟低滲透性煤層，瓦斯含量為7.6 m3/t，可解吸量為5.7 m3/t，煤塵具有爆炸性，無自燃現(xiàn)象，地溫小于26 ℃，屬溫度正常區(qū)，無熱害威脅.

3.2幾何模型建立及網(wǎng)格劃分

煤層注水促抽瓦斯屬于三維非穩(wěn)態(tài)問題，對(duì)于計(jì)算機(jī)性能及計(jì)算時(shí)長(zhǎng)要求均比較高，綜合考慮計(jì)算機(jī)配置及數(shù)值模擬效率，采用二維模型進(jìn)行煤層注水促抽瓦斯模擬，并選取鉆孔徑向平面開展研究. 但由于煤層本身賦存條件極其復(fù)雜，注水促抽工藝影響因素較多，現(xiàn)場(chǎng)情況復(fù)雜多變，要完全復(fù)制現(xiàn)場(chǎng)細(xì)節(jié)難度較大. 因此，需結(jié)合煤層注水促抽瓦斯工藝參數(shù)設(shè)計(jì)及現(xiàn)場(chǎng)布置情況，對(duì)本次數(shù)值模擬做出如下簡(jiǎn)化及假設(shè)：

1)煤層頂?shù)装宀痪邆錆B透性且不含瓦斯；瓦斯在煤層內(nèi)流動(dòng)狀態(tài)為層流滲流，服從達(dá)西定律；煤層中瓦斯吸附特性符合朗格繆爾方程且解吸在瞬間完成；

2)煤層沿鉆孔徑向各向滲透性保持不變；沿鉆孔軸向滲透性可變，可通過設(shè)置不同滲透性系數(shù)模擬沿鉆孔軸向各平面煤層滲流情況；

3)煤層瓦斯視為可壓縮氣體，密度可隨壓力變化；水不可壓縮，密度保持不變；忽略滲流過程水與瓦斯溫度變化，按等溫過程處理.

基于上述簡(jiǎn)化及假設(shè)，運(yùn)用Gambit建立計(jì)算域?yàn)?5 m×6.4 m的煤層注水促抽瓦斯二維幾何模型. 模型建立3個(gè)鉆孔，鉆孔直徑均為0.094 m，鉆孔間距5 m，其中，2#鉆孔兼做抽采孔及注水孔，坐標(biāo)原點(diǎn)位于模型中心. 采用由線至面的方式對(duì)該幾何模型進(jìn)行網(wǎng)格劃分，并對(duì)鉆孔附近區(qū)域網(wǎng)格進(jìn)行局部加密. 煤層注水促抽瓦斯模型及網(wǎng)格劃分見圖1.

圖1 煤層注水促抽瓦斯幾何模型

Fig.1 2D geometric model of coal seam water infusion promoting methane drainage

3.3模擬參數(shù)的設(shè)定及求解

通過廣泛查閱煤層注水促抽瓦斯相關(guān)文獻(xiàn)及技術(shù)資料，結(jié)合現(xiàn)場(chǎng)實(shí)際測(cè)定數(shù)據(jù)，遵循Fluent軟件中多孔介質(zhì)模型及VOF模型的應(yīng)用條件，確定出煤層注水促抽瓦斯模擬所必須的參數(shù)并進(jìn)行設(shè)定，最終求解出煤層中水與瓦斯的滲流規(guī)律，從而獲得煤層注水促抽瓦斯的合理工藝參數(shù). 數(shù)值模擬參數(shù)設(shè)定見表1[9-15].

表1 計(jì)算模型參數(shù)設(shè)定

4 數(shù)值模擬結(jié)果及分析

4.1注水前煤層瓦斯抽采效果及分析

為探索注水前煤層瓦斯抽采效果，保持1#、2#及3#抽采孔正常抽采20 d，在Fluent中設(shè)置抽采負(fù)壓8 000 Pa，抽采孔徑0.094 m，鉆孔間距5 m，煤層滲透性系數(shù)根據(jù)常村煤礦2103工作面實(shí)驗(yàn)數(shù)據(jù)取0.185×10-15m2，最終求解出煤層瓦斯隨時(shí)間滲流規(guī)律. 圖2為煤層注水前不同抽采時(shí)間下瓦斯含量分布，圖3為鉆孔中心線瓦斯含量分布. 由圖2、圖3及圖8可知：

1)抽采條件下，煤層瓦斯含量以抽采孔為中心徑向逐步升高；隨著抽采時(shí)間的增加，抽采范圍逐漸增大，煤層瓦斯含量及抽采孔瓦斯流量均呈現(xiàn)出先快速下降，后逐步緩慢降低的趨勢(shì).

2)當(dāng)抽采時(shí)間t抽1由1 h增加至20 d時(shí)，煤層瓦斯含量由1.25～5.5 m3/t逐步下降至0.65～1.14 m3/t，鉆孔瓦斯抽采流量由3.75×10-5m3/s逐步降低至3.50×10-7m3/s.

3)抽采過程中，煤層瓦斯在原始瓦斯壓力及抽采孔負(fù)壓共同作用下，沿徑向持續(xù)往抽采孔滲透；隨著抽采過程的推進(jìn)，瓦斯抽采總量不斷累積，煤層瓦斯總量不斷減少，導(dǎo)致瓦斯壓力不斷降低，供給瓦斯?jié)B流的壓差逐漸減小，抽采孔瓦斯流量逐步降低.

(a) t抽1=1 h～2 d煤層瓦斯含量分布

(b) t抽1=5 d～20 d煤層瓦斯含量分布

Fig.2 Distribution of methane content in coal seam before water infusion

圖3 注水前鉆孔中心線瓦斯含量分布

Fig.3 Distribution of methane content in the center line of the hole before water infusion

4.2注水時(shí)煤層瓦斯抽采效果及分析

為研究煤層注水促進(jìn)瓦斯抽采效果，在煤層正常抽采20 d的基礎(chǔ)上，按照一注兩抽的方式間隔布置注水孔和抽采孔(2#作為注水孔，1#、3#繼續(xù)作為抽采孔)，連續(xù)注水10 d，注水壓力8 MPa，其余參數(shù)與注水前保持一致. 圖4、5分別為注水時(shí)煤層及鉆孔中心線上瓦斯含量分布，由圖4、5、9可知：

1)注水促抽瓦斯條件下，煤層瓦斯含量以注水孔為中心徑向逐步降低，以抽采孔為中心徑向逐步升高；隨著注水時(shí)間的增加，注水范圍逐漸增大，注水流量逐步降低，煤層瓦斯含量緩慢升高，抽采孔瓦斯流量逐漸增加.

2)當(dāng)注水時(shí)間t注由1 h增加至10 d時(shí)，注水流量由3.96×10-6m3/s逐步下降至1.85×10-6m3/s；煤層瓦斯含量由0.65～51.82 m3/t逐步升高至0.67～53.89 m3/t，瓦斯流量由3.50×10-7m3/s逐步增大至1.50×10-6m3/s.

3)注水促抽瓦斯過程中，壓力水自注水孔進(jìn)入煤層后，幾乎占據(jù)了煤層中所有的主要通道，只留下少量低于束縛飽和度的瓦斯分布在孔隙和裂隙的邊、角及基質(zhì)煤塊表面；隨著注水進(jìn)程的推移，煤層內(nèi)水滲流阻力不斷增大，導(dǎo)致注水流量逐漸降低；在注水范圍內(nèi)，處于分散相的瓦斯被高壓水不斷壓縮，導(dǎo)致該區(qū)域瓦斯含量逐步升高；在注水范圍外，大量瓦斯被壓力水驅(qū)逐進(jìn)入，導(dǎo)致該區(qū)域瓦斯總量增加，瓦斯含量不斷升高.

圖4 注水時(shí)煤層瓦斯含量分布

Fig.4 Distribution of methane content in coal seam when water infusion

圖5 注水時(shí)鉆孔中心線瓦斯含量分布

Fig.5 Distribution of methane content in the center line of the hole when water infusion

4.3注水后煤層瓦斯抽采效果及分析

為掌握注水結(jié)束后煤層瓦斯抽采效果，在上一階段持續(xù)注水10 d的基礎(chǔ)上，關(guān)閉注水閥門，停止注水，僅留下1#、3#鉆孔繼續(xù)抽采. 圖6、圖7分別為注水后煤層及鉆孔中心線上瓦斯含量分布，由圖6、圖7及圖9中可知：

1)注水后抽采條件下，煤層瓦斯含量分布規(guī)律和注水時(shí)基本保持一致，但數(shù)值上有較大程度的降低；隨著抽采時(shí)間的增加，壓力水覆蓋范圍持續(xù)增大，煤層瓦斯含量逐漸降低，抽采孔瓦斯流量逐漸減小.

2)當(dāng)抽采時(shí)間t抽2由1 d增加至10 d時(shí)，煤層瓦斯含量由0.66～2.27 m3/t逐步降低至0.64～0.95 m3/t，瓦斯流量由1.20×10-6m3/s逐步減小至2.35×10-7m3/s.

3)注水后抽采過程中，壓力水繼續(xù)在煤層內(nèi)往抽采孔方向滲透，注水范圍內(nèi)壓力不斷衰減，水的飽和度不斷降低，瓦斯飽和度不斷增加，覆蓋范圍逐漸增大，導(dǎo)致該區(qū)域瓦斯含量逐步降低；在注水范圍外，雖然壓力水的持續(xù)驅(qū)逐作用會(huì)在一定程度上增加該區(qū)域瓦斯總量，但其增長(zhǎng)速率遠(yuǎn)遠(yuǎn)低于瓦斯抽采速率，因此該區(qū)域內(nèi)瓦斯含量也逐步降低；而抽采孔瓦斯流量也由于水壓力衰減、瓦斯抽采總量增加等原因逐步降低.

圖6 注水后煤層瓦斯含量分布

Fig.6 Distribution of methane content in coal seam after water infusion

圖7 注水后鉆孔中心線瓦斯含量分布

Fig.7 Distribution of methane content in the center line of the hole after water infusion

4.4煤層注水促抽瓦斯影響因素及分析

煤層注水促抽瓦斯工藝參數(shù)復(fù)雜，影響因素較多，目前對(duì)于如何合理、有效地選取煤層注水促抽瓦斯的技術(shù)參數(shù)尚未形成統(tǒng)一的認(rèn)識(shí). 為此，通過廣泛查閱相關(guān)文獻(xiàn)資料，結(jié)合該項(xiàng)技術(shù)的實(shí)際特點(diǎn)，選取了8個(gè)較為常見的技術(shù)參數(shù)進(jìn)行模擬，以期獲得煤層注水促抽瓦斯的主要影響因素，并確定一個(gè)比較合理的工況范圍. 由于影響因素較多，開展正交模擬難度較大，本次模擬選擇單因素分析法對(duì)注水時(shí)機(jī)、注水時(shí)間、注水壓力、注水方式、鉆孔布置、鉆孔間距、鉆孔直徑及煤層滲透率等8個(gè)因素逐一進(jìn)行對(duì)比.

4.4.1 注水時(shí)機(jī)

保持其余參數(shù)不變，分別對(duì)抽采t0=0 d、10 d、20 d及30 d后開始注水的促抽瓦斯效果進(jìn)行模擬，不同注水時(shí)機(jī)下抽采孔瓦斯流量隨時(shí)間變化見圖8，可知：

不同注水時(shí)機(jī)下煤層注水對(duì)于瓦斯抽采均有一定促進(jìn)作用，且注水時(shí)機(jī)越早，抽采孔內(nèi)瓦斯流量增加值越大，促抽效果越好；在實(shí)際工程應(yīng)用中，開始階段瓦斯抽采效率均比較高，從充分發(fā)揮煤層注水工藝優(yōu)勢(shì)的角度出發(fā)，可考慮在抽采一段時(shí)間后，待抽采流量降低至一個(gè)較小值時(shí)，再介入煤層注水. 當(dāng)抽采20 d后，抽采孔瓦斯流量下降至約3.50×10-7m3/s，瓦斯抽采效率較低，此時(shí)介入煤層注水較為合理.

圖8 不同注水時(shí)機(jī)下抽采孔瓦斯流量隨時(shí)間變化

Fig.8 Methane flow of drainage hole variations with time under different water injection timings

4.4.2 注水時(shí)間

待抽采20 d后，分別對(duì)注水時(shí)間t=0 d、5 d、10 d及15 d時(shí)煤層注水促抽瓦斯效果進(jìn)行模擬，不同注水時(shí)間下抽采孔瓦斯流量隨時(shí)間變化見圖9，可知：

隨著注水時(shí)間的增加，抽采孔瓦斯流量亦不斷增加，但當(dāng)注水時(shí)間達(dá)到10 d后，瓦斯流量開始迅速降低，且注水達(dá)到13 d后，抽采孔內(nèi)瓦斯流量開始上下劇烈波動(dòng)，這是由于壓力水滲流至抽采孔內(nèi)導(dǎo)致的. 因此，從煤層注水促抽瓦斯效果及工藝安全方面考慮，在實(shí)際工程應(yīng)用中，注水時(shí)間選取10 d比較合適.

圖9 不同注水時(shí)間下抽采孔瓦斯流量隨時(shí)間變化

Fig.9 Methane flow of drainage hole variations with time under different water injection time

4.4.3 注水壓力

在抽采20 d后注水10 d的工藝基礎(chǔ)上，分別對(duì)注水壓力P=4、6、8、10、12 MPa下煤層注水促抽瓦斯效果進(jìn)行模擬，不同注水壓力下抽采孔瓦斯流量隨時(shí)間變化見圖10，可知：

在本次模擬所選擇幾何模型及參數(shù)設(shè)置條件下，隨著注水壓力的升高，抽采孔瓦斯流量不斷升高，但當(dāng)注水壓力為10 MPa及12 MPa時(shí)，瓦斯流量分別在注水時(shí)間8 d及7 d時(shí)開始迅速降低，且在注水10 d及9 d后開始劇烈波動(dòng). 因此，從煤層注水促抽瓦斯效果及工藝安全方面考慮，在實(shí)際工程應(yīng)用中，注水壓力選取8 MPa較為合適.

圖10 不同注水壓力下抽采孔瓦斯流量隨時(shí)間變化

Fig.10 Methane flow of drainage hole variations with time under different water injection pressure

4.4.4 注水方式

在以往煤層注水的經(jīng)驗(yàn)中，常采用連續(xù)及間歇兩種方式將壓力水注入煤層. 本文在保證注水總時(shí)長(zhǎng)為10 d的基礎(chǔ)上，分別對(duì)連續(xù)注水及間歇注水(注8 h，停8 h)兩種注水方式促抽瓦斯效果進(jìn)行模擬，不同注水方式下抽采孔瓦斯流量隨時(shí)間變化見圖11，可知：

間歇注水方式下抽采孔瓦斯流量增加值較之連續(xù)注水同期要高出將近1倍，而注水總時(shí)長(zhǎng)卻僅為連續(xù)注水的一半. 因此，從煤層注水促抽瓦斯效果和節(jié)約能耗方面考慮，在實(shí)際工程應(yīng)用中，采用間歇注水更為恰當(dāng).

圖11 不同注水方式下抽采孔瓦斯流量隨時(shí)間變化

Fig.11 Methane flow of drainage hole variations with time under different water injection modes

4.4.5 布置方式

本文主要采用注抽鉆孔間隔布置的方式開展煤層注水促抽瓦斯效果研究，分別對(duì)兩注一抽、一注一抽及一注兩抽三種注抽鉆孔間隔布置方式進(jìn)行模擬，不同布置方式下抽采孔瓦斯流量隨時(shí)間變化見圖12，可知：

三種布置方式均能取得一定的促抽效果，且兩注一抽、一注一抽及一注兩抽布置方式分別能將單孔抽采效率提高18.6、11.4及4.3倍. 其中，兩注一抽布置方式下容易引發(fā)壓力水滲流至抽采孔內(nèi)，安全性較差. 本文結(jié)合常村煤礦2103工作面實(shí)際情況，并充分考慮節(jié)約能耗、提高整體抽采效率等因素，選擇一注一抽方式布置注抽鉆孔開展現(xiàn)場(chǎng)工業(yè)性試驗(yàn).

圖12 不同布置方式下抽采孔瓦斯流量隨時(shí)間變化

Fig.12 Methane flow of drainage hole variations with time under different arrangement form

4.4.6 鉆孔間距

為了解鉆孔間距對(duì)煤層注水促抽瓦斯效果的影響，分別對(duì)鉆孔間距d=3、4、5、6及7 m條件下注水促抽瓦斯進(jìn)行模擬，不同鉆孔間距下抽采孔瓦斯流量隨時(shí)間變化見圖13，可知：

鉆孔間距越大，抽采階段瓦斯抽采流量越高，注水階段瓦斯抽采流量升高幅度越小，注水促抽瓦斯效果越差. 當(dāng)鉆孔間距為3 m及4 m時(shí)，注水過程中壓力水會(huì)滲流至抽采孔內(nèi)，極不安全. 因此，推薦選擇5 m間距進(jìn)行鉆孔布置.

圖13 不同鉆孔間距下抽采孔瓦斯流量隨時(shí)間變化

Fig.13 Methane flow of drainage hole variations with time under different distances between the drill holes

4.4.7 鉆孔直徑

為研究鉆孔直徑對(duì)煤層注水促抽瓦斯效果的影響，分別對(duì)鉆孔直徑D=0.075、0.094、0.113、0.133及0.153 m條件下注水促抽瓦斯進(jìn)行模擬，不同鉆孔直徑下抽采孔瓦斯流量隨時(shí)間變化見圖14，可知：

隨著鉆孔直徑的增大，抽采孔瓦斯流量略微有所增加，但彼此之間差距并不大. 由此可見鉆孔直徑對(duì)于煤層注水促抽瓦斯影響較小，在實(shí)際工程應(yīng)用中，可以不考慮鉆孔直徑因素的影響.

圖14 不同鉆孔直徑下抽采孔瓦斯流量隨時(shí)間變化

Fig.14 Methane flow of drainage hole variations with time under different hole diameters

4.4.8 煤層滲透性

煤層滲透率決定著流體在煤層內(nèi)的滲流情況，本文分別選擇煤層滲透率K=0.046×10-15、0.104×10-15、0.185×10-15、0.289×10-15及0.417×10-15m2條件下注水促抽瓦斯進(jìn)行模擬，不同煤層滲透率下抽采孔瓦斯流量隨時(shí)間變化見圖15，可知：

在抽采階段，煤層滲透率越大，抽采孔瓦斯流量越大；在注水階段，煤層滲透率越大，注水促抽瓦斯效果越好，但也越容易導(dǎo)致壓力水滲流至抽采孔內(nèi)，安全性能越差. 因煤層滲透率是煤層固有特性參數(shù)，不能列為煤層注水促抽瓦斯工藝的主要影響因素，在實(shí)際工程應(yīng)用中，可直接根據(jù)煤層相關(guān)特性實(shí)驗(yàn)確定.

圖15 不同煤層滲透性下抽采孔瓦斯流量隨時(shí)間變化

Fig.15 Methane flow of drainage hole variations with time under different coal seam permeabilities

5 煤層注水促抽瓦斯的現(xiàn)場(chǎng)試驗(yàn)

5.1現(xiàn)場(chǎng)試驗(yàn)方案

本次試驗(yàn)在常村煤礦+470水平21采區(qū)2103皮帶順槽展開，選擇煤層瓦斯賦存穩(wěn)定、無地質(zhì)構(gòu)造、頂?shù)装逋笟庑暂^差，且未抽采區(qū)域施工3個(gè)抽采鉆孔(1#、2#和3#)，其中2#鉆孔兼做抽采孔和注水孔，注抽鉆孔布置方式按照一注一抽進(jìn)行.

5.2工藝參數(shù)選擇

根據(jù)前期數(shù)值模擬結(jié)果，結(jié)合煤層注水工程實(shí)踐，施工3個(gè)間距為5 m的鉆孔，孔徑0.094 m，設(shè)計(jì)鉆孔深度80 m，封孔長(zhǎng)度8 m，封孔后連接抽采系統(tǒng)進(jìn)行抽采，抽采負(fù)壓8 000 Pa. 當(dāng)抽采20 d后，將2#鉆孔作為注水孔開始注水，采用間歇注水方式(注8 h，停8 h)，注水壓力8 MPa. 當(dāng)注水10 d后，關(guān)閉注水閥門，停止注水，1#、3#鉆孔繼續(xù)抽采10 d.

5.3數(shù)據(jù)測(cè)定及分析

整個(gè)試驗(yàn)期間，每天按時(shí)測(cè)定1#和3#抽采孔混合瓦斯流量、瓦斯?jié)舛燃般@孔負(fù)壓. 為了對(duì)比煤層注水促抽瓦斯數(shù)值模擬結(jié)果的準(zhǔn)確性，取相同參數(shù)設(shè)置及邊界條件下模擬結(jié)果與現(xiàn)場(chǎng)試驗(yàn)結(jié)果進(jìn)行對(duì)比分析. 但由于本次模擬采用二維模型，抽采孔瓦斯流量為單位厚度煤層流量(鉆孔軸向長(zhǎng)度為1 m)，需乘以鉆孔有效抽采長(zhǎng)度72 m(鉆孔深度與封孔長(zhǎng)度之差)后才具有可比性. 由于1#鉆孔及3#鉆孔各方面參數(shù)均相同，故只選擇1#鉆孔瓦斯抽采流量數(shù)據(jù)進(jìn)行對(duì)比分析，煤層注水促抽瓦斯現(xiàn)場(chǎng)試驗(yàn)及數(shù)值模擬對(duì)比見圖16,可知：

煤層注水促抽瓦斯模擬結(jié)果及實(shí)測(cè)數(shù)據(jù)在規(guī)律上基本保持一致，在抽采階段(0～20 d)，抽采孔瓦斯流量均隨時(shí)間推移逐步降低；在注水階段(20～30 d)，隨注水時(shí)間的增加，瓦斯抽采流量也迅速增加，注水促抽瓦斯效應(yīng)顯著；注水后抽采階段(30～40 d)，瓦斯流量均隨時(shí)間推移逐步降低. 經(jīng)仔細(xì)對(duì)比，模擬結(jié)果與實(shí)測(cè)數(shù)據(jù)在具體數(shù)值上還是略微有所偏差. 據(jù)分析，造成此類偏差的主要原因是由于現(xiàn)場(chǎng)封孔不嚴(yán)、數(shù)據(jù)測(cè)定誤差較大及模擬采用二維代替三維等因素造成的. 通過本文的研究，能看出煤層注水對(duì)于瓦斯抽采具有明顯促進(jìn)作用，模擬所得出的結(jié)果對(duì)于現(xiàn)場(chǎng)煤層注水促抽瓦斯試驗(yàn)具有較強(qiáng)的指導(dǎo)意義.

圖16 模擬結(jié)果與試驗(yàn)數(shù)據(jù)對(duì)比

Fig.16 Comparison between simulated model and field measurement

6 結(jié) 論

1)注水前抽采階段，煤層瓦斯含量及壓力均以抽采孔為中心徑向逐步升高；隨著抽采時(shí)間的增加，抽采范圍逐漸增大，煤層瓦斯含量及抽采孔瓦斯流量均呈現(xiàn)出先快速下降，后逐步緩慢降低的趨勢(shì).

2)注水促抽階段，煤層瓦斯含量以注水孔為中心徑向逐步降低，以抽采孔為中心徑向逐步升高；隨著注水時(shí)間的增加，注水范圍逐漸增大，注水流量逐步降低，煤層瓦斯含量緩慢升高，抽采孔瓦斯流量逐漸增加.

3)注水后抽采階段，煤層瓦斯含量分布規(guī)律和注水時(shí)基本保持一致，但數(shù)值上有較大程度的降低；隨著抽采時(shí)間的增加，壓力水覆蓋范圍持續(xù)增大，煤層瓦斯含量逐漸降低，抽采孔瓦斯流量逐漸減小.

4)注水時(shí)機(jī)、注水時(shí)間、注水壓力、注水方式、布置方式及鉆孔間距是影響煤層注水促抽瓦斯效果的6個(gè)主要因素；抽采20 d后，按照一注一抽方式及5 m間距布置注抽鉆孔，在8 MPa注水壓力下間歇注水10 d，煤層注水促抽瓦斯效果較好.

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Numericalsimulationofcoalseamwaterinfusionpromotingmethanedrainageanditsinfluencefactors

CHEN Shaojie1,2, CHEN Jushi1, JI Yinfeng1, LI Gaige2, ZHOU Yifei2

(1. School of Civil & Resource Engineering, University of Science and Technology Beijing, Beijing 100083, China;2.School of Safety Engineering, North China Institute of Science and Technology, Beijing 101601, China)

In order to prevent the methane disaster in coal mine effectively and obtain the reasonable parameters of promoting methane extraction by coal seam water infusion, the 2103 working face of Changcun coal mine was investigated as an example. Using the coupling of VOF model of Fluent software and porous medium model, promoting methane drainage by coal seam water infusion and its influence factors was simulated based on the multi-phase porous flow theory. The comparison shows that the simulation results were basically consistent with the measured data. The results are detailed as follow. The gas content in coal seam gradually decreased with the increase of the radial distance from centerline of water injection hole and it increased with the increase of the radial distance from centerline of gas drainage hole. During drainage period before water injection, the scope of drainage increased gradually and gas flow in drainage hole decreased quickly at first, and then decreased slowly. During the stage of water injection, the scope of drainage increased and water injection flow decreased gradually, while gas flow in coal seam and gas flow in drainage hole also increased gradually over time. And after water injection, the coverage area of pressure water continued to increase, while gas content in coal seam and gas flow in drainage hole both declined little by little over time. The opportunity, time, pressure, layout, pressure, space between boreholes and the way of water injection are the 6 main factors which influence the effect of promoting methane extraction by coal seam water infusion. It can achieve the best effect when intermittent water injection was carried out for 10 days under the pressure of 8 MPa water injection according to the way of one injection and one pumping and arranging the drilling holes spacing at 5 m after 20 days of the methane drainage.

coal seam water infusion; multi-phase porous flow; gas drainage; influence factors; numerical simulation

10.11918/j.issn.0367-6234.201703016

TD713

A

0367-6234(2017)11-0087-08

2017-03-04

中央高校基本科研業(yè)務(wù)費(fèi)項(xiàng)目(3142015105); 國(guó)家自然科學(xué)基金(51074015); 國(guó)家自然科學(xué)基金青年科學(xué)基金項(xiàng)目(51604018); 北京市自然科學(xué)基金青年科學(xué)基金項(xiàng)目(8164060)

陳紹杰(1981—)，男，博士研究生，副教授

陳舉師，chenjushi@163.com

(編輯苗秀芝)