煤层气自生自储于煤岩中且储量丰富,煤层气高效抽采对矿井安全、能源、环境等具有重要意义。高变质高吸附低渗透煤层煤层气采用常规的开采手段和增产措施很难取得满意效果,注入气体吸附置换煤层气及改善渗透性来提高煤层气采收率是近年来主要研究方向之一。本文根据物质结构学、表面物理化学、扩散传质学、渗流力学、岩石力学等学科的基本原理对具有“双性”煤孔隙介质与注入介质极性之间相互吸附关系及驱替机理进行了理论归纳分析;实验室采用等温吸附常数测定仪测定了双柳矿3#煤层肥煤和顶底板煤样对CH4、N2和O2吸附解吸能力,根据实验结果分析了不同吸附质与吸附剂之间吸附模型适用性;最后根据实验测得基础参数和扩散渗流基本定律,建立了注气驱替过程物理数学模型,并进行了数值模拟和注空气驱替煤层气工业性试验,同时考察了空气成分中O2对煤层自燃的影响。取得的主要成果有如下几点:1)筛滤配对吸附置换机理煤是大分子有机岩,具有“两性”的大分子特征,煤基质表面由极性基团组成的极性表面与非极性基团组成的非极性表面共同构成,煤基质表面对注入气体的吸附机理随气体分子的极性不同而不同,基质极性表面优先对极性分子选择性吸附,其主要作用力为取向力;非极性表面吸附非极性分子,其主要作用力为色散力,这两种吸附简称为配对吸附。剩余极性表面对非极性分子的吸附作用力主要是诱导力。煤基质内部的孔隙结构主要由微孔、小孔、大孔等孔隙结构组成,基质中的微孔及小孔孔径对想要进入孔道内吸附的气体分子进行筛滤,气体分子无论极性与否,只有能够通过孔道筛滤的小分子才有可能被孔隙内表面吸附(称为筛滤吸附);而通过孔隙筛滤后留在大孔的极性分子优先被大孔内表面的极性基团表面吸附(称为筛配吸附)。当注入非极性分子N2、O2与CH4在上述吸附机理综合作用下竞争吸附置换出煤层气,促进了煤层气的解吸扩散,提高煤层气产量。2)不同粒径肥煤及泥岩吸附特征及模型适用性四种毫米级小颗粒肥煤煤样(0.075~0.125、0.125~0.200、0.200~0.250、0.250~0.500mm),在小于煤炭自热期临界温度(60~85℃)以下25~40℃范围内4个温度等级和吸附平衡压力0~2.5MPa条件下,吸附实验研究测定结果表明:小颗粒对不同气体的吸附能力依次为CH4>N2>O2,三种气体在实验条件下吸附测试数据都符合Langmuir方程式。含有一定裂隙和大孔隙厘米级大尺度球形肥煤煤样(Φ=40 mm),在25℃和吸附平衡压力0~2.5MPa条件下,长时间吸附实验数据分析表明用BET模型拟合效果更好,吸附为多分子层吸附,其测定数据更接近原始煤层赋存条件和大孔隙裂隙对吸附结果的影响。泥岩为煤系层中的主要岩层之一,并储存有一定量的煤层气,在与小颗粒煤样吸附实验条件完全相同件下,论文对泥岩与O2和CH4吸附性能测定,结果分析表明,BET模型描述O2的吸附性能效果较好;D-R模型对CH4吸附性能拟合数据较好。这些实验结论为储层储量评价、注气机理分析和注气气体种类的选择提供了依据。3)三轴应力条件下煤岩渗透率变化规律在孔隙压不变的情况下,一次加载过程中肥煤渗透率与围压呈负指数规律变化,实验结果:0.458k1.2281e-s(28);卸压过程,围压减小渗透率与围压关系符合幂指数方程,1.151k0.7677s-(28)。围压`相同时加载过程渗透率大于卸载过程渗透率,实验证明卸压过程与加载过程为不可逆过程。在孔隙压不变的情况下,二次加卸载肥煤渗透率实验结果如下,围压从3MPa加载到4MPa时煤样的渗透率由0.2243 m D突然增大到0.3528 m D,表明在加载过程中煤样内部裂隙扩张甚至产生新的裂隙,增加了渗透容积,渗透率激增;从4MPa增大到5MPa时渗透率从0.3528m D减小到0.2866m D,渗透率降低了18.76%,说明新生裂纹在围压作用下发生闭合。在卸载过程中,围压从5MPa降至4MPa时渗透率由0.2866m D增大到0.2971m D,提高了3.7%,这说明卸载过程并非加载的逆过程,而围压从4MPa降至3MPa的过程中渗透率由0.2971m D突增到0.4195m D,这是煤体在拉张力应力作用下,煤体发生卸荷损伤形成新的裂隙,形成更大的渗流通道,渗透率显著提高。同样围压3MPa条件下,卸载后渗透率为0.4195m D,加载前的渗透率为0.2243m D,比对发现卸载后渗透率比加载前增大87%。4)原煤样及驱替前后煤样渗透率变化研究肥煤原煤样在轴压6MPa和围压5MPa不变的情况下,用空气做介质测得渗透率与孔隙压满足指数型关系,pek460.0(28)114.0;计算得到孔隙压力0.6MPa时原煤样渗透率0.01512m D。对连续注气驱替煤层气后的煤样(连续注气后煤样)抽真空后,采用与原煤样相同轴压、围压条件再次测得渗透率0.01679m D,比原煤样增大了11.04%。间续注气驱替煤层气后的煤样(间歇注气后煤样),在抽真空后采用与原煤样相同轴压、围压条件再次测得渗透率0.01312m D,比原煤样降低了13.23%。连续注气后煤样渗透率增大的原因是孔隙压增大,有效应力减小,宏观裂隙系统扩张,从而增大了煤层渗透率。间歇注气驱替渗透率减小的原因为煤体骨架承受多次交变载荷作用后疲劳破坏坍塌,孔隙裂隙渗流通道被堵塞,所以渗透率比原样减小。连续与间歇注气相比较,前者使煤体渗透率增大,后者使煤层渗透率降低。由此表明,从增能、增透角度分析连续注气抽采煤层气效果好于间歇注气抽采煤层气效果。5)肥煤解吸及连续、间歇注气驱替煤层气效果大尺度球形肥煤吸附平衡后,压力从0.6MPa降为0.1MP,24小时的自由释放量为0.24m L/g a,自由释放时平均解吸速率为0.010m L/(g.h)。连续驱替实验采用空气持续驱替24小时,24小时采出0.4706m L/g,采出煤层气125.12m L,平均采出量为0.01961m L/(g.h),单位时间单位质量煤连续注气驱替比自由释放提高了96.10%。间歇注气驱替实验采用先注12小时采一次,再注6小时采第二次,再注6小时采第三次,24小时内(含每次采气5分钟,共15分钟)三次共采出煤层气73.48m L,24小时采出0.2765m L/g,间歇注气驱替在相同时间内比自由释放提高了15.20%。连续驱替方式与间歇注气方式相比,尽管间歇驱替过程中注气时间长,竞争吸附置换时间充分,置换量大,但由于抽采时间过短,因此竞争置换增加的总抽采量仍然小于在相同注气压力下长时间连续注气增能驱动增加的抽采量;连续注气使原煤层渗透率增大,而后者则相反,所以连续注气抽采效果好。6)无供给边界条件下肥煤的单孔连续注气数值模拟在吸附实验和驱替实验的基础上,构建了空气驱替煤层气数学物理模型,并采用COMSOL软件模拟了单孔连续注空气驱替煤层气不同注气压力和注气时间下的渗透率变化。模拟发现随着空气对甲烷的驱替过程的推移,吸附空气浓度则随时间增加而逐渐增大,而吸附甲烷浓度则随时间增加而减少。注气5d、注气压力为0.6MPa为例,采出率提高了18.34%,与实验结果基本相符。7)双柳煤矿3#煤层工业试验连续、间歇注空气驱替煤层气工业试验在双柳煤矿经过139d负压抽采后的3#煤层中实施。经为期16d注气试验观测,与同期自然抽采量相比,连续注气驱替煤层气可以提高平均产气量44.52%、间歇注气提高17.53%。注气实验过程中同步检测了矿井空气中煤炭自燃预测指标气体CO、C2H4等,未检出指标气体;工业试验与连续与间歇注气实验室测定结果趋势一致,注入空气驱替煤层气技术在中等变质程度肥煤中实施是安全可行有效的。