地面直井水力壓裂與井下氣相壓裂綜合消突技術研究與應用

徐慧剛

（山西新元煤炭有限責任公司，山西 晉中 030600）

0 引 言

我國是世界上煤與瓦斯突出最嚴重的國家，而陽泉礦區的煤與瓦斯突出問題尤為嚴重[1]。自兩個“四位一體”綜合防突措施實施以來，開采過程中大量煤層不具備開采保護層的條件，因此，預抽煤層瓦斯成為煤與瓦斯突出礦井進行區域防突的主要手段。但遇到煤層煤體松軟、透氣性差、瓦斯含量大等問題時又會造成預抽煤層瓦斯的工程量大[2-3]、瓦斯治理周期長等問題，嚴重制約了煤礦的生產效率。隨著對區域防突措施的深入研究，水力割縫、深孔爆破、水力壓裂等[4-6]增透措施應用到瓦斯治理上來，提高了瓦斯抽采效率，從而實現高效開采。

陽泉礦區開采深度逐步增加，瓦斯治理難度也不斷增大[7]。為實現本質安全，解決單產單進水平低、抽掘采銜接緊張、生產成本高等問題，近年來，陽煤集團在以往瓦斯治理技術的基礎上，開展了大量的創新性研究。例如，新元礦率先將地面直井大液量水砂壓裂增透和氣相壓裂增透技術應用到現場，治理過程中以地面直井大液量水砂壓裂增透技術為主，結合井下氣相壓裂增透技術，由此形成突出煤層井上、下立體防突技術體系，消除了煤層的突出危險性，實現快速安全掘進。

1 壓裂消突技術方案分析

氣相壓裂屬于非炸藥致裂型技術，本質上屬于安全型技術[8-9]，具有安全可靠、工藝簡單、操作方便等特點，具有造縫、卸壓雙重作用，在治理防治煤與瓦斯突出問題上能夠得到有效的應用。新元礦3 號煤層具有瓦斯含量高、壓力大、透氣性低等問題，抽采困難，井下氣相壓裂技術消突與生產掘進交叉作業的方式影響單掘效率。

地面井水力壓裂的方式可以通過高壓注水改變井眼周圍的壓力，煤儲層受到的壓力達到極限時便會發生形變，產生新的裂縫或擴展原生裂縫，從而形成相互貫通的裂縫網，提高煤層滲流能力[10]。在巷道掘進前地面施工直井水力壓裂消突，不干擾井下正常生產，在時間與空間上降低了瓦斯治理的難度，從而保證礦井生產銜接。

由于地面井水力壓裂過程中抽采規模較大，因此，壓裂煤層形成的裂縫延展方向不易掌握，對目標區域難以精確控制[11]?；谒毫训奶攸c，在掘進工作面時輔以氣相壓裂技術，彌補了其不能精確控制至目標區域的問題。將這2 種壓裂技術方式有效結合起來，從而達到消除掘進工作突出危險性的目的。

2 地面井井身結構設計

2.1 井位選擇

新元礦現開采的3 號煤層為突出煤層，經鑒定瓦斯含量達14.89 m3/t，甚至局部區域瓦斯含量高達18 m3/t，透氣性系數為0.017 mD，瓦斯壓力為2.44 MPa，硬度f 小于0.4。

在礦井十采區的31002 進風巷和31004 進風巷，2 條巷道相距33 m，因此為了消除31002 進風巷和31004 進風巷2 條巷道的煤與瓦斯突出危險性，選擇在正中間部署10 口地面壓裂井（XY-1井至XY-10 井），基本全面覆蓋這2 條巷道的掘進區域，并根據3 號煤層構造特點、地面井壓裂半徑以及地形特點，最終確定了地面井布置位置，如圖1 所示。

圖1 鉆井井位布置示意Fig.1 The layout of drilling wells

2.2 鉆井施工設計與完工

鉆井施工采用二開的結構方式，一開鉆頭直徑311.1 mm，穿過黃土層、風化層到達穩定地層以下5 m，隨后下直徑244.5 mm 的表層套管，最后利用固井水泥返至地面。

二開利用直徑215.9 mm 的鉆頭鉆至目的煤層底板以下30 m 處，通過下直徑139.7 mm 生產套管將固井水泥返至3 號煤層頂板以上300 m 處。

鉆井結構示意如圖2 所示，實際施工井身結構數據見表1。

圖2 鉆井結構示意Fig.2 Drilling structure

表1 完工井身結構數據Table 1 Completion wellbore structure data

續表

2.3 壓裂參數設計

結合新元礦壓裂地點實際情況，壓裂液前置液采用清水，采用20~40 目石英砂作為支撐劑，約10 m3；2%~3%KCl 加清水作為攜砂液，支撐劑為12~20 目石英砂，約20 m3；加砂總體規模為30~40 m3；頂替液采用清水加濃度2%~3%KCl。3 號煤層單個鉆井采用總液量約為2 000 m3，排量8~10 m3/min。平均砂比不高于2.5%；射孔型號127彈，102 槍，24 孔/m，90°相位角，螺旋布孔，射孔密度16 孔/m。

2.4 壓裂施工

3 號煤頂底板以泥巖、砂質泥巖為主，在煤層段射孔2.5 m，同時在頂板和底板泥巖段各射孔1 m，總計連續射孔段為4.5 m，射孔設計示意如圖3所示。

圖3 射孔設計示意Fig.3 Design of perforation

壓裂采用隔孔壓裂的順序，先壓裂1、3、5、7、9 號井，后壓裂2、4、6、8 號井。壓裂第二序列時，第一序列鉆孔內注入砂子，防止壓裂液溝通第一序列鉆孔，使第一序列鉆孔套管受到擠壓變形，壓裂作業完成后進行沖砂作業。

首先準備30 m3清水循環洗井，直至進出口液體的相對密度接近一致。其次利用清水進行30 min試壓，壓力達20 MPa，當壓降小于0.5 MPa 時方可進行下一步操作。用清水洗井后進行射孔，發射率不得低于90%，若未達到90%需要進行補射。最后進行壓裂施工，單井壓水量約為2 000 m3、砂量40 m3，煤層破裂壓力17 ～36 MPa。

2.5 地面抽采

壓裂結束后，進行通井、洗井、試壓。然后對這十口地面井進行了為期約450 d 的排采期，共計排水約49 000 m3，抽采瓦斯約為400 萬m3，日均抽采瓦斯量約8 900 m3，最高日瓦斯抽采量1.8 萬m3。地面壓裂井在排水降液初期，抽采瓦斯量相對較少，待液面降至3 號層底板位置時，各井的瓦斯抽采量陸續上升并穩定，表明壓裂井一定范圍內形成高滲區，高滲區內裂隙發育、煤層透氣性增加，抽采效果得到大幅度提升。

3 氣相壓裂技術

3.1 氣相壓裂原理

物質氣態、液態、固態之間的轉變是一個物理過程，主要受溫度和壓力的影響。CO2的臨界點溫度為31.06 ℃，壓力為7.39 MPa，CO2以氣、液兩相共存。氣相壓裂技術就是將CO2充裝在壓裂管內運至煤層鉆孔內，引爆管內液態CO2后，將在20~40 ms 內由液態轉化為氣體狀態，導致氣體體積發生劇增，煤體受到巨大壓力后從而產生新的裂隙。

3.2 氣相壓裂技術參數

采用雙孔15/20~25 根的C-74L 型壓裂器進行操作，直徑為68 mm，長度為1 800 mm，單根桿內液態CO2重2.0 kg，采用剪切片的壓力為120 MPa。壓裂孔深度為60 m 或80 m，范圍變化60 m：23~48 m；80 m：23~62 m。

3.3 氣相壓裂工藝流程

根據新元礦氣相壓裂方案試驗對比，新元礦適合采用雙孔壓裂方案：即“2+9”方案，2 個壓裂鉆孔+9 個抽采鉆孔。

根據煤層傾角、軟硬煤層部分情況，確定鉆孔定位在硬煤層中，為防止鉆孔在施工過程中發生塌孔，鉆孔與頂板之間的距離不得小于1 m；隨后，在2 號、4 號孔的位置進行開孔作為壓裂鉆孔。1、3、5 號鉆孔施工結束后及時封孔、抽采，并觀測抽采流量；最后依次施工6~11 號鉆孔，完成后及時封孔，過程和1、3、5 號鉆孔一樣。雙孔氣相壓裂工藝如圖4 所示。

圖4 雙孔氣相壓裂工藝Fig.4 Double-hole gas phase fracturing technology

4 壓裂后效果分析

在礦井十采區的31002 進風巷和31004 進風巷，2 條巷道正中間部署的10 口地面壓裂井鉆井平均深度652 m，進行了為期450 d 的排采期后，實測這2 條巷道掘進工作面平均殘存瓦斯含量為6.92 m3/t，小于《防治煤與瓦斯突出細則》規定的8 m3/t，但31004 進風巷存在一個測定的殘存瓦斯含量為8.82 m3/t，大于8 m3/t 的情況，輔以氣相壓力增透抽采后，經區域驗證為無突出危險后，正常掘進，在這2 條巷道區域驗證期間，突出預測指標均未超標，實現瓦斯零超限，而且使月單進由原先的80 m 提高到了220 m，有效掘進時間達到90%以上。其中形成的31004 工作面順槽長度3 220 m，是陽煤集團目前最長工作面，儲量306 萬t，有效緩解了新元礦銜接緊張局面。

根據實測數據分析，地面井水力壓裂技術進行預抽結合井下氣相水力壓裂技術預抽煤層瓦斯技術，形成了井上、下立體防突技術體系，有效的消除了煤與瓦斯突出危險性，達到了預期目的。

5 結 論

（1） 新元礦十采區的31002 進風巷和31004進風巷，采用地面井水力壓裂技術對煤層瓦斯進行預抽，作為區域防突措施，實踐證明技術方案可行，基本能夠達到消除突出危險性的目的。

（2） 井下采用氣相壓裂增透技術，作為補充預抽煤層瓦斯區域防突措施，實踐證明能夠達到消除突出危險性的目的。

（3） 采用地面井水力壓裂技術，安全風險小，不影響井下正常生產，在局部輔以氣相壓裂增透技術，形成了井上、下立體防突技術體系，在時間與空間上，為解決煤與瓦斯突出礦井的巷道快速安全掘進問題提供了新的途徑。

（4） 采用地面井水力壓裂預抽煤層瓦斯作為區域防突措施，還需進一步驗證。