气相压裂低渗难抽煤层瓦斯增透效果检验

李昊龙，李　佳

(河南理工大学 安全科学与工程学院，河南　焦作　454000)



·试验研究·

气相压裂低渗难抽煤层瓦斯增透效果检验

李昊龙，李佳

(河南理工大学 安全科学与工程学院，河南焦作454000)

摘要介绍了针对低渗难抽采煤层的增透强抽新型二氧化碳气相压裂技术，并通过现场试验测试了原始煤层与实施气相压裂后煤层透气性系数与钻孔瓦斯衰减系数的变化。通过数据分析表明，气相压裂技术能显著增加钻孔周围煤层有效裂隙数量，提高煤层透气性，降低钻孔瓦斯衰减程度，提高低渗透难抽采煤层瓦斯抽采效率。

关键词低渗难抽采煤层；气相压裂；透气性系数；衰减系数

预抽煤层瓦斯和开采保护层是《防治煤与瓦斯突出规定》中规定的两类主要防突措施[1]. 但是随着我国矿井开采深度的增加，许多矿井保护层开采条件难度增大或转变为不具有保护层开采条件，因此，预抽煤层瓦斯成为大多数矿井防治煤与瓦斯突出与治理矿井瓦斯的主要措施。虽然我国矿井瓦斯的抽采量和利用率不断提高，但是瓦斯抽采率仍然偏低[2]，我国95%以上的高瓦斯和突出矿井所开采的煤层属于低渗透率煤层，渗透率只有10-7～10-6μm2[3]. 大量的现场实践表明，对于低透气性难抽采煤层只采用常规的钻孔抽采方式预抽煤层瓦斯难以达到较好的抽采效果，因此，必须采用一定的技术手段对煤层进行改造，以增加煤层有效裂隙数量与质量，增加煤层的透气性才能高效地抽出瓦斯。

针对低渗难抽煤层相关研究单位相继试验研究出多种增加煤层透气性强化瓦斯抽采的技术措施，如：深孔预裂爆破、水力压裂、水力割缝、高压磨料射流割缝、复合射孔技术等[4]，这些煤层增透技术由于受地质条件限制或使用过程中引发问题使推广受到限制。

1气相压裂技术简介

二氧化碳气相压裂技术是一项新的煤层增透强抽技术，该技术利用液态二氧化碳在31 ℃、7.2 MPa时能瞬间转化为气态，体积急速膨胀对外做功的特点，通过二氧化碳物理爆破时产生的应力波、爆生气体共同作用于煤体，使煤体内原生裂隙扩展发育、沟通，并在煤体内产生新的裂隙，增加煤体内瓦斯运移通道，降低瓦斯运移的阻力，进而增加煤层透气性、降低钻孔瓦斯衰减程度。

二氧化碳气相压裂过程为物理变化过程，不产生火花，不会造成煤矿井下安全隐患。气体膨胀过程对外做功吸收热量，能降低气相压裂位置附近处温度；压裂能量与影响范围可通过选取不同的压裂杆数量与充装二氧化碳重量控制，便于根据具体目的改变压裂方案。此项技术安全性高、故障率低、操作方便、压裂器材可重复使用、具有很高经济效益。压裂杆是气相压裂技术的核心，主要由充气阀、加热管、压裂管、剪切片和喷气阀构成，本次测试选择压裂杆参数见表1.

表1　压裂杆参数表

气相压裂装置在煤层中施工布置见图1，压裂杆为2 m/根，施工时压裂杆在钻孔中逐根连接并通过导线前后沟通，孔口为专用橡胶封孔器封孔15 m，孔外利用顶杆将其牢固定于巷帮或钻机上，确保安全。

图1　气相压裂装置施工布置图

气相压裂施工工艺：

1) 施工前检查并确保每根压裂杆能正常使用，在孔口连接压裂杆并依次推入钻孔。推进时要逐根检查连接电路电阻情况，确保每根压裂杆都正常连接方可将压裂杆推进钻孔，推进时严禁旋转压裂杆。

2) 推进钻孔的压裂杆达到设计要求时连接推杆与封孔器，通过推杆将压裂杆送入设计的煤层压裂位置。

3) 将孔外推杆固定在钻机上，再次确认孔内压裂杆连接可靠，检测压裂杆间电路连接正常。

4) 利用高压手压泵对钻孔内封孔器进行注水封孔，当手压泵压力表达到7 MPa时关闭截止阀。

5) 压裂现场300 m布置警戒线，所有人员撤离至警戒线以外，并将引发线路牵引至警戒线外的新鲜风流中，测量巷道内CH4、CO2浓度达到要求后，方可启动引发器。

6) 压裂30 min后检测巷道内CH4、CO2浓度达到要求后进入压裂现场，确认安全后卸压封孔器并逐根退出压裂杆。

2增透效果检验方案

2.1测试原理与方法

国家安全生产行业标准《煤矿瓦斯抽放规范》(AQ 1027-2006)[5]以钻孔瓦斯流量衰减系数(d-1)与煤层透气性系数m2/(MPa2·d)为指标将未卸压煤层的瓦斯抽放难易程度划分为3类：容易抽放、可以抽放、较难抽放。针对不同抽放难易程度的煤层采取不同的抽采措施，利于煤矿高效合理的管理与利用煤层瓦斯。本文通过现场施工钻孔测试同一试验区域原始煤层与气相压裂后煤层透气性系数与钻孔瓦斯衰减系数的变化来研究气相压裂技术对低渗难抽煤层增加煤层透气性强化瓦斯抽采的效果。

煤层透气性系数物理意义是指在1 m长煤体上，当压力平方差为1 MPa2时，每日流过1 m2煤层断面的瓦斯量(m3).其测定有几种不同方法，如克氏压力法、马可尼压力法、克里切夫斯流量法、径向流量法等，由于径向流量法不受煤层条件限制而且测定结果更稳定，因此，国内煤层透气性系数的测定广泛采用周世宁院士提出的径向流量法。径向流量法是以瓦斯在煤层中径向不稳定渗流理论为基础，依据达西定律和质量守恒定律，通过对煤层瓦斯径向不稳定流微分方程的拉氏变换，并应用相似理论结合现场试验数据计算出结果。现场测定时在巷道内向煤层打钻孔，密封钻孔测定煤层原始瓦斯压力，排放钻孔瓦斯并测量不同排放时间时钻孔瓦斯流量，依据径向流动理论计算试验区块的煤层透气性系数[6].

钻孔瓦斯流量衰减系数是表示钻孔内瓦斯流量随排放时间的延长呈衰减变化的系数，其测定方法是在未受采动影响的煤层中打一定深度钻孔后密封，并测量不同排放时间时钻孔自然瓦斯流量数据，根据记录的不同排放时间下钻孔瓦斯流量数组(q；t)，用下式计算钻孔初始瓦斯涌出量q0和瓦斯流量衰减系数a，计算公式如下：

式中：

qt—排放时间为t时的钻孔自然瓦斯流量，L/min；

q0—排放时间t=0时钻孔自然瓦斯流量，L/min；

a—钻孔自然瓦斯流量衰减系数，d-1；

t—钻孔自然排放瓦斯时间，d.

准确测量煤层内钻孔不同排放时间的钻孔瓦斯流量值是计算煤层透气性系数与瓦斯流量衰减系数的关键。煤层瓦斯流量测定钻孔应布置在原始未卸压煤层，并且确保测量的瓦斯流量煤层不受采动影响，根据此流量数据才能准确计算得到煤层透气性系数、钻孔瓦斯流量衰减系数。本次钻孔瓦斯流量测定采用的是ZLD-2型钻孔多级流量计。该流量计采用喷咀节流原理设计，流量计设计5个不同孔径的喷咀，通过更换不同孔径的喷咀可获得不同的流量测定范围。流量计测定范围为0.1～100 L/min，仪器分辨率为1 mm，水柱计压差读数为0～160 mm.

2.2实验地点概况

地质构造与裂隙带影响煤层瓦斯流动状态并且对原始煤层瓦斯压力与钻孔瓦斯流量的准确测定影响较大，因此，测定地点应选择在煤层赋存稳定，周围没有较大褶曲、断层、裂隙带等构造，顶底板岩性致密并且试验期间不受采动影响的区域。

现场试验地点选择在李村煤矿1303进风巷，测点附近无断层、褶曲、裂隙带等构造，试验前该段煤层未实施过预抽工作。煤层顶板为深灰色泥岩、砂质泥岩、粉砂岩，底板为黑色泥岩、砂质泥岩，深灰色粉砂岩，煤层平均厚4.76 m. 试验区域煤层赋存稳定，煤层呈一单斜构造，倾角一般3°～8°，为近水平煤层，实测的煤层瓦斯含量值为10.96 m3/t，此区域试验期间内不受采动影响，适合煤层瓦斯压力与钻孔瓦斯流量的测量。

2.3钻孔施工与数据测量

共设计施工4个试验钻孔，其中Y1、Y2钻孔用于测定煤层原始透气性系数与钻孔瓦斯衰减系数，Y3、Y4钻孔用于测定气相压裂后煤层透气性系数与钻孔瓦斯衰减系数，通过对比煤层原始与气相压裂后煤层透气性系数与钻孔瓦斯衰减系数的变化研究气相压裂技术对煤层增加透气性强化抽采的效果。测试钻孔的施工参数见表2.

表2　测试钻孔施工参数表

1) 按照施工参数依次施工测定钻孔，保证各个钻孔平直、孔形完整、钻孔深度达到要求。

2) Y1、Y2钻孔施工完毕后立即封孔测压，本次封孔采用膨胀水泥与聚氨酯综合封孔工艺，封孔深度30 m，在管路开口处连接球形截止阀与测嘴方便与多级流量计连接，用于测量钻孔瓦斯流量，封孔24 h后安装量程为1.0 MPa抗震压力表。

3) Y3、Y4钻孔施工完毕后进行二氧化碳气相压裂，本次测试选择15根压裂杆，气相压裂施工后立即封孔测压，其余施工步骤同Y1、Y2钻孔。

4) 每天观测4个测试钻孔压力表读数并记录，并将每个压力表读数稳定时压力值作为其钻孔的原始瓦斯压力值，压力值稳定一般需要15～20天。

5) 压力表读数均稳定后即可卸下压力表排放钻孔瓦斯，为防止巷道内瓦斯浓度超限，可将钻孔前端测嘴连入抽采管路一段时间，直至压力表读数为零即可，然后保证钻孔瓦斯呈自然排放状态。每天用ZLD-2型多级流量计测量各个钻孔瓦斯流量数据并准确记录，尽量在每天同一时间测量钻孔瓦斯流量。

3数据处理与结果分析

由于煤层透气性系数与钻孔瓦斯衰减系数的测定方法均假设煤层为均值，现场测定在煤层中打钻孔时使钻孔周围煤体应力状态重新分布，在钻孔周围形成一破碎圈，在破碎圈影响范围内煤体孔隙、裂隙增加，钻孔瓦斯流量增大，透气性系数增大。随着时间的延长瓦斯径向流动场将不断扩大，钻孔扰动的影响范围将逐渐减小，因此钻孔瓦斯流量的测定时间应足够长，使瓦斯流动场范围足够大，减小钻孔扰动对测量的影响。本次测量时间设计为16天，根据每天测量的自然状态下钻孔瓦斯流量数据计算出每个钻孔的百米钻孔瓦斯流量，测量流量数据见表3.

表3　4个钻孔百米瓦斯流量数据表

3.1煤层透气性系数测定结果与分析

根据煤层瓦斯径向不稳定流动理论并结合现场测定的煤层原始瓦斯压力、煤层瓦斯含量、钻孔半径、钻孔长度等参数计算煤层原始与气相压裂后透气性系数，通过计算数据研究气相压裂技术对低透气性煤层的增透效果。计算结果见表4.

表4　煤层透气性系数测定结果表

由表4的数据可知，煤层原始煤层透气性系数为0.007 9～0.056 7 m2/(MPa2·d)，《煤矿瓦斯抽放规范》中规定未卸压煤层透气性系数<0.1即为难抽采煤层，可知原始煤层为难抽采煤层，气相压裂后煤层透气性系数为0.624 4～0.732 0 m2/(MPa2·d)，由计算结果知气相压裂后煤层透气性系数增加了13～91倍。对煤层实施气相压裂后改变了压裂影响范围内煤层的原始裂隙情况，使煤层原生裂隙得以扩展，并产生了新裂隙，增加瓦斯运移通道，煤层透气性系数显著增加，试验区域内煤层瓦斯抽采难易程度由难抽采煤层改造为可以抽采煤层，提高了低透气性难抽采煤层瓦斯抽采效率。

3.2钻孔瓦斯流量衰减系数测定结果与分析

根据每天测量的钻孔瓦斯流量数据绘制各个瓦斯流量变化曲线图，并对各个测试钻孔每天百米钻孔瓦斯流量数据进行回归分析，可计算出各个钻孔瓦斯流量衰减系数。回归分析结果见图2，图3.

图2　Y1、Y2钻孔瓦斯流量衰减规律图

图3　Y3、Y4钻孔瓦斯流量衰减规律图

由每个百米钻孔瓦斯流量数据回归分析曲线图可知：

1) 原始煤层测试Y1钻孔瓦斯衰减规律qt=0.029 3e-0.128t，钻孔瓦斯流量衰减系数为0.128 d-1，百米钻孔瓦斯自然涌出极限为329.6 m3；Y2钻孔瓦斯衰减规律qt=0.044 4e-0.212t，钻孔瓦斯流量衰减系数为0.212 d-1，百米钻孔瓦斯自然涌出极限为301.6 m3.

2) 气相压裂测试钻孔Y3钻孔瓦斯衰减规律qt=0.039 7e-0.040t，钻孔瓦斯流量衰减系数为0.040 d-1，百米钻孔瓦斯自然涌出极限为1 429.2 m3；Y4钻孔瓦斯衰减规律qt=0.036e-0.046t，钻孔瓦斯流量衰减系数为0.046 d-1，百米钻孔瓦斯自然涌出极限为1 126.9 m3.

3) 由计算结果可知，试验区域内煤层原始钻孔瓦斯流量衰减系数为0.128～0.212 d-1，气相压裂后煤层钻孔瓦斯流量衰减系数为0.040～0.046 d-1，气相压裂后钻孔瓦斯衰减强度减小81%，二氧化碳气相压裂后煤层由难抽采煤层改造为可以抽采煤层，气相压裂前后百米钻孔瓦斯涌出极限量由301.6 m3增加到1 429.2 m3，增加3.7倍，气相压裂技术能较好地增加瓦斯抽采量并且抽采钻孔瓦斯流量具有较高的稳定性。

4结语

1) 低透气性难抽采煤层瓦斯抽采量低、有效抽采时间短，实践表明，低透难抽采煤层很难通过改变抽采钻孔的参数提高瓦斯抽采率。因此，需要采取一定的煤层增透措施增加煤层内有效裂隙，降低钻孔瓦斯衰减系数，增加煤层透气性，提高瓦斯抽采率。

2) 二氧化碳气相压裂装置使用方便，利于井下施工；压裂装置可重复利用，降低了煤层增透开采成本，经济效益高；气相压裂技术比常规炸药爆破、水力冲孔等增透措施安全系数高，不会引起喷孔现象，利于煤矿安全生产，是一项具有广泛推广价值的技术。

3) 现场试验研究表明，在低透气性煤层内实施气相压裂技术后钻孔周围煤体裂隙发育程度增强，煤层透气性系数增加13～91倍；钻孔瓦斯衰减强度减小81%，增加了抽采钻孔有效抽采时间；百米钻孔瓦斯涌出极限量增加3.7倍，将低透难抽采煤层改造为可以抽采煤层，增加抽采钻孔抽采量，降低了煤层瓦斯压力与瓦斯含量，利于煤矿更加高效合理地管理利用矿井瓦斯。

参考文献

[1]国家安全生产监督管理总局.防治煤与瓦斯突出规定[S/OL].(2009-07-24)：13-16[2011-11-18].http://wenku.baidu.com/view/9afbca0e79563c1ec5da7141.html.

[2]谢雄刚,李希建,余照阳.顺层钻孔预抽突出煤层瓦斯技术研究[J].煤炭科术,2013,41(1):78-81.

[3]王兆丰.我国煤矿瓦斯抽放存在的问题及对策探讨[J].焦作工学院报,2003,22(4):242-246.

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[5]国家安全生产监督管理总局.煤矿瓦斯抽放规范AQ1027-2006[S].北京：煤炭工业出版社，2006.

[6]龙威成.浅析钻孔瓦斯流量衰减系数测定方法[J].陕西煤炭,2012(5):20-21.

Gas Antireflection Effect Test of Low Permeability and Hard Extractive Coal Seam by Gaseous Phase Fracturing Technology

LI Haolong, LI Jia

AbstractIntroduces a new type of technology increase seam permeability by gas fracturing, tests coal seam permeability coefficient and drilling gas attenuation coefficient in the original coal seam and the coal seam after gas fracturing by field test. Through analysis the data can learn that gas fracturing technology can increase the effective fracture quantity of drill hole around coal seam, enhance the gas permeability, reduce gas attenuation coefficient, improves the efficiency of gas drainage in low permeability coal seam.

Key wordsLow permeability and hard extractive coal seam; Gaseous phase fracturing; Permeability coefficient; Attenuation coefficient

中图分类号：TD712

文献标识码：A

文章编号：1672-0652(2016)02-0038-05

作者简介：李昊龙(1988—)，男，河南永城人，2014年河南理工大学在读硕士研究生，主要从事瓦斯地质理论和应用的研究(E-mail)hpulhl@163.com

收稿日期：2016-01-07