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沁南区块安泽斜坡带薄煤层压裂工艺优化与应用

2013-09-07安丰军张登文修书志李建召刘国华

石油钻采工艺 2013年3期
关键词:安泽支撑剂排量

安丰军 张登文 修书志 车 航 李建召 刘国华

(1.中国地质大学,北京 100083; 2.延边大学,吉林延吉 133002;3.中国石油华北油田采油工程研究院,河北任丘 062550)

沁南区块安泽斜坡带薄煤层压裂工艺优化与应用

安丰军1,2张登文3修书志3车 航3李建召3刘国华3

(1.中国地质大学,北京 100083; 2.延边大学,吉林延吉 133002;3.中国石油华北油田采油工程研究院,河北任丘 062550)

针对安泽斜坡带3#煤岩物性差(平均孔隙度1.70%~4.30%,吨煤含气量6.44~20.50 m3/t),煤层分叉、变薄,采用活性水大排量压裂施工易导致裂缝高度失控,支撑剂无效支撑,压裂效果变差等问题,通过活性水携砂临界流速的论证分析,确定了不同煤层厚度、不同压裂注入方式下的临界携砂排量,并优选了支撑剂粒径和组合,优化了射孔方式。研究成果现场试验应用了4口井,其中沁17-6井产气量达1 000 m3/d以上,产量比较稳定。

薄、分叉煤层;临界流速;排量优化;注入方式

沁南区块主力煤层为二叠系下统山西组3#煤和石炭系上统太原组15#煤,安泽斜坡带位于沁南区块西北部,同樊庄—郑庄区块3#煤层相比,该地区煤岩层煤阶、层厚、孔隙度、渗透率、含气量等物性参数均比较差,煤层出现了分叉,顶底板大部分为砂岩、泥质砂岩,为含水层或弱含水层,与煤层应力差小,压裂缝高不易控制。

樊庄—郑庄区块的套管注入、大排量(6~8 m3/min)、活性水压裂工艺[1]不适应安泽斜坡带3#煤层特点,对于2~4 m薄煤层,压裂排量过大将引起缝高失控,压开顶底板导致大量出水,且不易造长缝、对煤层冲刷严重而产生大量煤粉;过低排量压裂,携砂能力弱易造成井筒内沉砂,影响压裂对产层的有效改造[2]。

1 薄煤层压裂改造难点

安泽斜坡带3#煤层分叉,厚度变薄,割理裂隙发育(10~25条/5 cm),煤储层厚度、含气量等物性变差,活性水压裂存在以下问题。

(1)滤失量大。煤层节理、裂缝发育,活性水压裂液滤失量大,液体利用效率低[3],易造成早期砂堵。

(2)易破碎。煤岩塑性强,易形成宽短裂缝,压裂裂缝形态复杂。

(3)储层薄。煤层分叉,遮挡层差,地应力差值小。常规套管大排量(6~8 m3/min)施工,裂缝高度极易失控,大量的支撑剂无效支撑;过低排量注入,支撑剂容易在井筒内沉降,造成砂堵影响施工。

2 活性水携砂临界流速论证

目前煤层气储层改造采用活性水压裂,根据薄煤层压裂改造难点,需对支撑剂颗粒沉降速度[3-4]、压裂液体流速、射孔工艺参数进行研究,解决活性水高排量压裂会出现裂缝高度失控与过低排量压裂井筒内沉砂形成砂堵相互矛盾的问题,控制裂缝高度,增加裂缝长度,实现煤层大规模改造的目的。

2.1 支撑剂运动状态理论分析

2.1.1 垂直井筒内单颗粒的自由沉降[5-6]自由沉降指单个颗粒在无限流体介质空间内的沉降,单颗粒自由沉降末速Ut为颗粒在重力、曳力、浮力达到平衡时的相对运动速度。由力学平衡:重力-浮力 -曳力=0,即

推导出无限大容器中单颗粒沉降末速表达式为

式中,Ut为颗粒相对于流体的运动速度;ρp为颗粒的密度;ρf为流体的密度;dp为颗粒直径;CD为曳力因数,通过实验确定,与雷诺数有关,雷诺数与Ut有关

(1)当颗粒直径较小,处于斯托克斯定律区时

(2)颗粒直径较大,处于牛顿定律区时

由于石英砂在井筒液体中沉降的雷诺数Re一般取值1.10,利用斯托克斯相关式研究直井内支撑剂颗粒沉降规律。

2.1.2 垂直井筒内颗粒群干扰沉降速度[7]在压裂携砂过程中,支撑剂颗粒成群运动,因此需要考虑颗粒之间的相互影响。颗粒群干扰后的沉降速度Uts为

式中,Cs为颗粒容积浓度。

式(8)中指数n根据雷诺数Re的取值由下列公式计算

2.1.3 受管壁效应的颗粒群干扰沉降速度[7]直井筒内的颗粒群流动必须考虑管壁效应,D为容器内径,管壁效应定义为实际沉降速度Utw与自由沉降速度Uts之比,以管壁效应因子fw表示,即

2.1.4 垂直井筒内流体临界携砂流速[7]煤层气活性水压裂工艺是利用液体高速流动携砂流体力学原理,要保证全井携砂防止砂粒在井筒沉积,必须保证井筒内任一截面处的流体速度都大于其对应的临界携砂流速。因此,需计算活性水携砂条件下直井内任一截面处的流体实际流速和临界携砂流速(图1)。

图1 直井筒临界携砂流速示意图

(1)临界携砂流速公式。根据水力学可得出垂直井筒截面i处的实际流速Uwi为

式中,qwi为截面i处的液体流量;HSi为截面i处的含砂率。

垂直井筒内截面i处的临界携砂流速为

要保证全井筒全程携砂,必须保证井筒内任一点的流体速度都大于其对应的临界携砂流速,必须满足Uwi>Uci,即

式中,ρpi为井筒截面i处的液体密度,kg/m3。

(2)实例计算。假设垂直井筒内任一点的流体速度为常数,支撑剂颗粒直径较小,可采取下式计算井筒临界携砂流速(表1)。

其中

2.2 活性水临界携砂经验流速计算

根据能量守恒定律可导出无分叉不可压缩液体的一维恒定流任意两个过水断面的连续性方程

式中,A1、A2为有效截面面积,m2;v1、v2为A1、A2上的流速,m/s。

通过减小压裂管柱截面积稳定流速(表2),保持活性水高速携砂能力。按照上述一维恒定流连续性方程计算活性水压裂不同管柱液体管流速度。

表1 石英砂与低密度支撑剂临界携砂流速计算参数

表2 各注入排量下管柱流速计算数据

3 压裂工艺方案优化

3.1 射孔优化

根据煤层厚度、水泥环厚度、井斜、地层倾角等因素确定射孔参数,优先射开煤层物性最好储层段;依据支撑剂挤注准则,孔眼直径是支撑剂颗粒直径2~3倍以上,60°相位射孔增加与裂缝延伸方向一致性,降低破裂压力;采取煤层段中部加密、集中射孔,煤层段扩径段应用深穿透弹射孔;水泥环厚度不小于70 cm时,采用深穿透射孔弹射孔(表3)。

表3 压裂射孔方案优化数据

3.2 管柱优选

针对3#煤层分叉厚度变薄,如需分层改造,采取下桥塞或顶封分层压裂、水力喷射压裂方式(图2)。通过方案对比,优选方案2注入压裂工艺(见表4)。

图2 煤层气井储层改造压裂工艺管柱

表4 3种分层压裂方案对比

3.3 施工参数

压裂施工排量与裂缝的缝高缝长控制、液体滤失、压裂液携砂性能、施工压力等密切相关,针对不同煤厚进行排量计算优化(表5),压裂液为活性水。支撑剂:主体20/40目石英砂(70%~80%),尾追12/20目石英砂(20%~30%)。压裂方式选择油管/环空。加砂强度10~12 m3/m。阶梯砂比,平均砂比为8%~10%。施工前置液比例45%~50%。

1 Ø88.9 mm油管 ≤3.0 2.5~3.5 较高2 Ø88.9 mm油管环空 3.0~4.0 3.5~6.0 最高3 Ø139.7 mm套管 ≥4.0 6.0~7.0 最低

4 现场应用及分析

4.1 压裂施工简况

2012年9—12月,在沁南安泽区块完成评价井活性水加砂、油管注入压裂施工4口井(表6),施工正常(图3),达到压裂设计参数指标,满足现场施工需求。

沁 19-4 3 924.40~926.50 2.10 3.50~3.57 4 936.00~939.10 3.10沁 17-6 40 962.35~964.70 2.35 4.02~4.08 41 969.30~973.00 3.70沁 14-4 28 867.40~870.25 2.85 3.46~3.61 29 876.70~879.50 2.80沁 21-6 36 953.20~955.40 2.20 3.99~4.13 38 968.20~972.00 3.80

图3 沁17-6井3#煤层压裂施工曲线

4.2 裂缝监测分析

采用微破裂四维影像压裂裂缝监测技术(表7),解释改造裂缝长为113~392 m,裂缝垂直高度均为10 m,基本控制在煤层内,裂缝方位为北偏东。

4.3 排采效果分析

安泽斜坡带4口煤层气井压裂后投产,目前正处在排水降压阶段,初期单井排采效果明显,其中沁17-6井产气量达1 000 m3/d以上,产量比较稳定(图4)。

图4 沁17-6井压后排水产气曲线

5 结论与建议

(1)通过支撑剂运动状态理论分析和活性水临界携砂流速论证,确定出不同煤层厚度、不同注入方式下临界携砂排量。

(2)将井筒临界携砂流速理论计算与现场压裂施工经验参数结合,考虑到施工受孔眼摩阻、液体滤失等综合因素的影响,现场施工排量应为理论计算值10倍左右。

(3)针对3#煤层分叉厚度变薄特点,通过优化射孔方式、施工参数和注入方式,选用分层压裂工艺,实现对煤层有效改造,现场成功实施活性水低排量压裂施工4口,平均单井产气量达1 000 m3/d以上。

(4)建议开展垂直/斜管流携砂室内实验,并结合现场压裂施工参数进行验证,确保大斜度井压裂施工安全。应用阵列声波或井温测试裂缝监测技术,进一步验证活性水低排量压裂缝高控制的效果。

[1]蒋廷学,丁云宏,李治平,等. 活性水携砂指进压裂的优化设计方法[J].石油钻探技术,2010,38(3):87-91.

[2]侯景龙,刘志东, 刘建中. 煤层气开发压裂技术在沁水煤田的实践与应用[J].中国工程科学,2011,13(1):89-91.

[3]吴宁,张琪,曲占庆. 固体颗粒在液体中沉降速度的计算方法评述[J]. 石油钻采工艺,2000,22(4):51-53.

[4]李明忠,王卫阳,何岩峰. 垂直井筒携砂规律研究[J].石油大学学报:自然科学版,2000,24(2):33-35.

[5]刘爱萍,邓金根. 垂直井筒低黏度液流最小携砂速度研究[J].石油钻采工艺,2007,29(1):31-33.

[6]王治中,邓金根,孙福街,等.井筒砂粒运移规律室内模拟试验研究[J].石油学报,2006,27(4):130-132.

[7]单高军,杜志敏,惠丽丽,等. 全井筒泡沫油流临界携砂流速计算模型[J].大庆石油学院学报,2008,32(4):49-52.

(修改稿收到日期 2013-03-15)

Fracturing process optimization and application of thin coal seam in Slope Anze Block Qinnan

AN Fengjun1,2, ZHANG Dengwen3, XIU Shuzhi3, CHE Hang3, LI Jianzhao3, LIU Guohua3

(1. China University of Geosciences,Beijing100083,China; 2. Yanbian University,Yanji133002,China;3. Production Technology Research Institute,Huabei Oilf i eld Company,Renqiu062550,China)

The 3#coal seam in Slope Anze has poor physical properties with average porosity of 1.70%~4.30% and 6.44~20.50 m3/t gas content every tons of coal. Squeezing and splitting coal seams are encountered now and then. In view of the existing situation,fracturing operation with large capacity activated water easily lead to fracture height out of control, proppant invalid support and poor fracturing effect. The critical sand-carrying capacity under different thickness of coal steam and different injection mode of fracturing were determined by analyzing the critical velocity of active water sand-carrying, and the proppant grain size and composition were selected and perforation mode also was optimized. The research results were applied in 4 wells of the fi eld, and got better effect, among which the gas production of Well Qin17-6 was more than 1 000 m3/d, and the stable output was maintained.

thin splitting coal seam; critical fl ow velocity; capacity optimization; injection mode

安丰军,张登文,修书志,等.沁南区块安泽斜坡带薄煤层压裂工艺优化与应用 [J]. 石油钻采工艺,2013,35(3):73-77.

TE357.2

A

1000 – 7393( 2013 ) 03 – 0073 – 05

安丰军,1973年生。延边大学副教授,电话:13843339775。E-mail:dqsky2008@163.com。通信作者:张登文,电话:0317-2723707。E-mail:cyy_zdw@petrochina.com.cn。

〔编辑

付丽霞〕

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