水力压裂技术在打通一矿低透气性突出煤层中的试验研究_庞成_龚节兵

庞成，龚节兵．水力压裂技术在打通一矿低透气性突出煤层中的试验研究［J ］．矿业安全与环保，2014，41（1）：53－56．文章编号：1008－4495（2014）01－0053－04

水力压裂技术在打通一矿低透气性

突出煤层中的试验研究

庞

成1，龚节兵

2（1．重庆工程职业技术学院，重庆400037；2．松藻煤电公司打通一矿，重庆綦江401420）

摘要：随着矿井开采深度的不断加大，煤层透气性系数逐渐降低，严重威胁着矿井的生产安全。针

对打通一矿7#

、

8#主采煤层低透气性、瓦斯难以抽放的问题，对高压水力压裂技术进行了分析研究。现场试验中对压裂孔的施工技术、布孔方式、封孔工艺，以及安全组织措施进行了分析和实施，并对高压水

力压裂影响范围和效果进行了考察，结果表明：煤层的透气性、平均瓦斯抽采浓度及抽采纯量显著增大，减少了抽采时间，降低了煤与瓦斯突出危险性。

关键词：水力压裂；瓦斯抽采；低透气性煤层；压裂钻孔；效果

中图分类号：TD713文献标志码：C 网络出版时间：2014－01－1510：00

网络出版地址：http ：//www．cnki．net /kcms /detail /50．1062．TD．20140115．1000．015．html

Experimental Study of Hydraulic Fracturing Technology in Outburst Coal Seam with

Low Permeability in Datong No.1Mine

PANG Cheng 1，GONG Jiebing 2

（1．Chongqing Vocational Institute of Engineering ，Chongqing 400037，China ；

2．Datong No.1Mine of Chongqing Songzao Coal and Electricity Co．，Ltd．，Qijiang 401420，China ）

Abstract ：With the increase of mining depth of the mine ，the gas permeability coefficient of coal seams reduced gradually ，which seriously threated to the safe production of the mine．To counter to the problems of low gas permeability and difficult gas drainage of No.7and 8coal seams in Datong No.1Mine ，the high －pressure hydraulic fracturing technology was analyzed and studied in this paper．In the field tests ，analysis and implementation were made on the drilling technology of hydraulic fracturing holes ，the hole arrangement ，the hole sealing technology and the safety measures ，and investigation was conducted on the influence scope and the effect of hydraulic fracturing measure．The results showed that the gas permeability of coal seams ，the average gas drainage concentration and the pure gas drainage volume significantly increased ，the drainage time decreased and the coal and gas outburst hazard reduced．

Key words ：hydraulic fracturing ；gas drainage ；coal seam with low gas permeability ；fracturing borehole ；effect

收稿日期：2013－05－10；2013－10－18修订作者简介：庞

成（1975—），男，四川阆中人，重庆工程职

业技术学院采矿工程专业副教授、工程师。

松藻煤电公司打通一矿为煤与瓦斯突出矿井，

主采的7#

、

8#煤层（M 7、M 8）均属严重突出煤层。为确保矿井安全，

在进行采掘作业前必须进行瓦斯预抽，

实现抽采达标。矿井现有的瓦斯预抽方法以底板茅口岩巷施工穿层钻孔、回采巷道施工本层钻孔抽采为主，而随着采区逐渐向下延深，煤层透气性系数逐渐降低，瓦斯压力、瓦斯含量均明显增高，导致钻孔密度大、钻孔工程量大、瓦斯预抽时间长，严重

制约矿井生产部署。

为增加煤层透气性，改善煤层瓦斯预抽效果，采

用HTB500型及BZW200/56型高压泵在西区W10号

瓦斯巷对4个钻孔实施压裂，

取得一定的试验效果后，逐步将该技术推广应用，以彻底解决煤层透气性

差、瓦斯预抽困难的问题，真正实现全矿井抽采达标。

1

水力压裂试验方案

1.1

试验地点

在打通一矿西区W10号底板瓦斯巷开展穿层钻孔水力压裂技术试验，该区域煤层顶底板较坚硬、

·

35·

致密，其直接顶、底板分别为泥质、硅质砂岩与砂质泥岩，顶板稳定。水力压裂试验累计压裂4个钻孔，

其中采用HTB500型泵压裂2个孔（压1#

孔、

压2#孔），采用BZW200/56型泵压裂2个孔（压3

#

孔、压4#

孔），压裂孔位置见图1

。

图1水力压裂钻孔位置示意图

1.2压裂孔施工及封孔工艺1.

2.1

施工参数

压裂孔施工采用ZY －150型钻机，施工参数见

表1。

表1

W10号瓦斯巷压裂孔施工参数

压裂孔号倾角/（?）钻孔直径/mm 扩孔直径/mm 孔深/

m 排粉工艺

终孔位置

压1#90759457.2水排M 7顶板1.5m 压2#90759448.0水排M 7顶板1.5m 压3#90759455.6水排M 7顶板1.5m 压4#

90

75

94

51.0

水排M 8顶板1.5m

1.2.2封孔工艺

压裂试验第一阶段，

孔内压裂管规格：孔口前10m 采用壁厚13mm 、直径25mm 无缝钢管，孔内采用壁厚8mm 、直径25mm 无缝钢管，每段长2m ，其中煤孔段内压裂管加工成筛管，见图2

。

图2压裂管顶端筛管段结构示意图

压裂试验第二阶段，孔口段10m 仍采用壁

厚13mm 、直径25mm 无缝钢管，孔内剩余段采用壁厚4mm 、直径25mm 普通焊管，顶端结构与第一阶段的相同，压裂管道满足使用要求。改进后，由于孔内压裂管总重大大降低，压裂管输送时间由原来的2 3h 缩短到1h 以内，压裂管成本比原来低70%，既降低了成本、劳动强度，又消除了压裂管由于自重过大导致滑落伤人的安全隐患。

压裂孔封孔工艺见图3，各个压裂孔封孔参数

见表2

。

图3压裂孔封孔工艺示意图

表2

压裂孔封孔参数

孔号顶板终孔位置底板封孔位置压裂煤层封孔工艺

材料使用量压1#M 7顶板1.5m M 7底板M 7压2#M 7顶板1.5m M 12底板M 7 M 12

压3#M 7顶板1.5m M 7底板M 7压4#

M 8顶板1.5m

M 8底板

M 8

水泥砂浆二次注浆10包水泥，4包白水泥5包水泥，2包白水泥11包水泥，3.5包白水泥7包水泥，2.5包白水泥

压裂钻孔采用Φ75mm 钻头施工完成后，用Φ94mm 的钻头扩孔至压裂煤层底板，确保Φ20mm 注浆管能正常送入孔内至M 7煤层底板；孔内压裂管每根长2m ，采用螺纹连接；压裂管前端为2根筛管，

筛管靠近“马尾巴”50 100cm 用纱布包裹，防止砂浆回流堵塞压裂管；用钻机将压裂管直接送入压裂钻孔

孔底；封孔注浆管采用Φ20mm 钢管，每根钢管长2m ，两头套丝，采用管箍连接，送入孔内压裂煤层底板下

0.6m ；注浆管口与截止阀连接，截止阀与注浆泵注浆管连接；注浆时开启球阀，注浆结束后及时关闭截止阀；在第3根压裂管上捆绑棉纱，其形状如“马尾巴”，其方法是将棉纱一端绑在压裂管上，当压裂管筛管送至孔底时停止送管，向孔外方向拉动压裂管，棉纱收缩，起到封堵水泥砂浆及过滤水的作用；棉纱

·

45·

长度不小于0.4m，数量以与孔壁较紧密接触为准，为与压裂管绑捆，可在压裂管上焊接小齿。压裂钻孔孔口采用马丽散加棉纱封堵，长度不小于1.5m，同时在孔口打入木塞；压裂钻孔采用水泥砂浆机械封孔，水泥与白水泥混合比例为3?1，注浆至压裂煤层底板位置。施钻、堵孔及压裂过程中的设备、材料装车前，应检查钻机各部件是否齐全，并选择安全可靠的矿车，按要求进行封车，要求封车牢固可靠。1.3水力压裂安全注意事项

1）施工前必须在施钻地点回风侧5 10m内安设瓦斯监测传感器和一氧化碳传感器，传感器距巷帮不小于200mm，距顶不大于300mm。

2）施钻人员必须随身携带防护时间不少于30min的压缩氧自救器，且必须会正确使用，工作时将其放于钻机操作台附近2 3m内易取用的地方，且压缩氧自救器不能沾油。

3）安、撤钻机时必须4人及以上，其中2人扶好框架，1人紧固或松动框架，1人看安全。钻机支撑必须牢固，钻进过程中随时检查，防止框架松动。严禁直接将钻机支撑在松动处，以免造成事故。钻孔施工过程中，施工人员必须处于进风侧操作，并使用好气渣分离器，钻杆拆卸必须采用专用钻杆自动拆卸装置，严禁使用呆扳手。当班施工结束后，必须将钻机等开关打到零位。

4）所有压裂工作结束后，严禁拆除压裂钻孔管路，只有对压裂泵卸压，待孔口压力降到0后才能拆除相关的装置，且要及时启动排水设备进行排水。

2水力压裂试验考察

2.1松软突出水力压裂过程的特点

由于压3#、压4#孔采用六合泵压裂，无瞬时流量监测装置，无法考察过程曲线，因此重点考察压1#、压2#孔压裂全过程曲线。

2012年5月19日—28日，采用HTB500型泵对压1#孔在M

7

煤层累计注水310.39m3，泵压26.7 41.6MPa，流量0.6 13.7m3/h，其压力—流量变化曲线见图4（1#孔压裂过程中压力与流量关系曲线已消除开关泵过程压力流量变化对曲线的影响）。

松软突出煤层在进行水力压裂过程中的压力、流量变化曲线，与高渗透性硬煤层在压裂过程中的压力、流量曲线不同。高渗透性硬煤层在压裂过程达到煤层起裂压力后煤层压开，压力急速下降，流量大幅上升，最终压力流量稳定。而打通一矿松软突出煤层在进行水力压裂时呈现特有的规律性：

在高压

图4突出松软煤层水力压裂过程压力与流量关系曲线

水压裂过程中，经过反复多次压力下降过程（图4中

较为明显的有7处）；多次压力下降过程中，均对应出现明显的流量上升，推断为多次小范围压开后，注水量增加；最终压力、流量变化相对稳定，压裂过程终止。

从压2#孔压裂过程数据看，整个压裂过程中泵压17.0 24.4MPa，流量18.1 29.5m3/h，累计注水量390.13m3。从压力、流量关系推断，该孔由于压裂范围较大（M

7

M

12

），中间出现渗透率较大的煤岩层，造成流量较大，压力降低。

2.2压裂范围考察

压1#孔压裂M

7

煤层，累计压入水量310.39m3，主泵压力17.0 41.7MPa，流量0.6 13.7m3/h，

压裂范围：倾向50m，走向70m。压2#孔压裂M

7

M

12

煤层，累计压入水量390.13m3，主泵压力17.0 24.4MPa，流量18.1 29.5m3/h，由于周围水量

较大，难以压风排粉考察压裂范围。压3#孔压裂M

7煤层，累计压入水量102.6m3，泵压18.1 34.1

MPa，压裂范围：倾向、走向各30m。压4#孔压裂M

8煤层，累计压入水量121m3，泵压15 25MPa，压裂范围：倾向56.5m，走向40m。4个压裂孔累计施工效果检验孔33个。

2.3压裂后抽放效果

压裂后对压裂孔及检验孔分别进行抽放效果考察，重点考察压3#孔的抽放效果，结果见图5

。

图5压3#孔自然排放及抽采纯量变化曲线

压裂孔平均瓦斯抽采浓度57%，较常规钻孔提高64%，单孔瓦斯抽采纯量为0.004731 0.03917m3/min，平均单孔抽采纯量0.013738m3/

·

55

·

min，为常规钻孔的6 15倍。2012年9月6日测量数据显示，压裂孔单孔抽放纯量0.03917m3/min，压裂孔在累计抽放40d后，未出现抽放量衰减；在3个压裂孔压裂影响范围内施工检验钻孔并考察得出：钻孔平均抽采浓度较常规钻孔提高40%，单孔瓦斯抽采纯量较常规孔提高1.9 2.5倍。

3结论与建议

3.1结论

1）打通一矿W10号瓦斯巷采用HTB500型泵进行压裂后，钻孔瓦斯抽采浓度及纯量均有较大幅度提高。自然排放条件下，压裂影响范围内检验孔排放浓度为78% 95%，自然排放纯量提高约2.5倍；在接抽条件下，压裂影响范围内检验孔瓦斯抽采浓度提高40%左右，抽采纯量提高约1.9倍。

2）底板岩巷穿层钻孔压裂孔底板封孔至煤层，压裂水管进入煤层顶板1.5m，其封孔结构与工艺有利于提高压裂效果。

3）松软突出煤层水力压裂过程中的压力、流量变化曲线与高渗透性硬煤层在压裂过程中的压力、流量曲线不同，二者水力压裂增透机理存在差异。3.2建议

1）在水力压裂过程中，W10号瓦斯巷210绕道处（泵安装位置）由于水压裂及渗水浸泡，该处巷道发生片帮和冒顶（该处进场前已严格找顶），因此，后续压裂过程中要严格避开绕道等巷道应力集中位置，以及裂隙、岩溶、断层等构造带。

2）由于打通一矿瓦斯巷至主采煤层垂距较大（一般为40 50m），密封钻杆较多，水力割缝泵压沿程损失较大，局部地点至煤层水压远远小于泵站压力，可考虑进一步改进钻杆密封方式，以充分适应井下施工条件。

3）矿井应进一步研究水力压裂增透机理、试验考察水力压裂增透作用范围。

参考文献：

［1］何生厚．水力压裂技术学术研讨会论文集［M］．北京：中国石化出版社，2004．

［2］吕有厂．水力压裂技术在高瓦斯低透气性矿井中的应用［J］．重庆大学学报，2010（7）：102－107．

［3］于不凡，王佑安．煤矿瓦斯灾害防治及利用技术手册［K］．北京：煤炭工业出版社，2000．

［4］陈建忠，吕有厂．高压水力压裂技术在高瓦斯低透气性突出煤层中的试验研究［J］．矿业安全与环保，2012，39（4）：21－23．

（责任编辑：吴自立）

檭檭檭檭檭檭檭檭檭檭檭檭檭檭檭檭檭檭檭檭檭檭檭檭檭檭檭檭檭檭檭檭檭檭檭檭檭檭檭檭檭檭檭檭檭檭檭檭（上接第52页）

采措施是必要的，在抽放负压的影响下，被高压水沟通的裂隙内的瓦斯会不断地抽到抽放管路中，比单一靠煤层自然排放瓦斯效率要高得多。

4）松动爆破防突措施降低了工作面前方的地应力，增加了煤层的透气性，使应力峰移向煤体深处，如果结合瓦斯抽采，就可以同时降低煤层的瓦斯含量，抽采达标后，在一定范围的卸压带内掘进比只采用松动爆破防突措施要安全得多。

4结语

1）应用球壳失稳理论满足突出的3个力学条件，分析了煤矿井下采用的各种防突措施的防突机理及特点，分析结果表明，每种防突措施都可以在一定程度上消除煤体的突出危险性，防突措施所消除的影响突出的因素也都与球壳失稳理论所提出的导致煤层突出的影响因素相符合，因此也反过来验证了球壳失稳理论的正确性。

2）各种防突措施相互配合使用在提高防突效率及安全性等方面具有优越性，对煤矿在防治煤与瓦斯突出的过程中选择合适的防突措施具有积极的指导意义。

参考文献：

［1］朱连山．煤与瓦斯突出机理浅析［J］．矿业安全与环保，2002，29（2）：23－25．

［2］蒋承林．煤与瓦斯突出阵面推进过程及力学条件分析［J］．中国矿业大学学报，1994，23（4）：1－9．

［3］肖知国，王兆丰．煤层注水防治煤与瓦斯突出机理的研究现状与进展［J］．中国安全科学学报，2009，19（10）：

151－158．

［4］蒋承林．煤层注水的防突机理分析［J］．湘潭工学院学报，1999，14（3）：1－4．

［5］蒋承林，俞启香．煤与瓦斯突出的球壳失稳机理及防治技术［M］．徐州：中国矿业大学出版社，1998．

［6］方昌才．突出煤层深孔预裂控制松动爆破防突技术研究［J］．矿业安全与环保，2004，31（2）：21－23．

［7］曹湖，蒋承林，张攀．应用球壳失稳理论分析松动爆破防突机理及可行性研究［J］．煤矿安全，2013，44（1）：153－156．

（责任编辑：李琴）

·

65

·