地面直井水力压裂与井下气相压裂综合消突技术研究与应用

徐慧刚

（山西新元煤炭有限责任公司，山西 晋中 030600）

0 引 言

我国是世界上煤与瓦斯突出最严重的国家，而阳泉矿区的煤与瓦斯突出问题尤为严重[1]。自两个“四位一体”综合防突措施实施以来，开采过程中大量煤层不具备开采保护层的条件，因此，预抽煤层瓦斯成为煤与瓦斯突出矿井进行区域防突的主要手段。但遇到煤层煤体松软、透气性差、瓦斯含量大等问题时又会造成预抽煤层瓦斯的工程量大[2-3]、瓦斯治理周期长等问题，严重制约了煤矿的生产效率。随着对区域防突措施的深入研究，水力割缝、深孔爆破、水力压裂等[4-6]增透措施应用到瓦斯治理上来，提高了瓦斯抽采效率，从而实现高效开采。

阳泉矿区开采深度逐步增加，瓦斯治理难度也不断增大[7]。为实现本质安全，解决单产单进水平低、抽掘采衔接紧张、生产成本高等问题，近年来，阳煤集团在以往瓦斯治理技术的基础上，开展了大量的创新性研究。例如，新元矿率先将地面直井大液量水砂压裂增透和气相压裂增透技术应用到现场，治理过程中以地面直井大液量水砂压裂增透技术为主，结合井下气相压裂增透技术，由此形成突出煤层井上、下立体防突技术体系，消除了煤层的突出危险性，实现快速安全掘进。

1 压裂消突技术方案分析

气相压裂属于非炸药致裂型技术，本质上属于安全型技术[8-9]，具有安全可靠、工艺简单、操作方便等特点，具有造缝、卸压双重作用，在治理防治煤与瓦斯突出问题上能够得到有效的应用。新元矿3 号煤层具有瓦斯含量高、压力大、透气性低等问题，抽采困难，井下气相压裂技术消突与生产掘进交叉作业的方式影响单掘效率。

地面井水力压裂的方式可以通过高压注水改变井眼周围的压力，煤储层受到的压力达到极限时便会发生形变，产生新的裂缝或扩展原生裂缝，从而形成相互贯通的裂缝网，提高煤层渗流能力[10]。在巷道掘进前地面施工直井水力压裂消突，不干扰井下正常生产，在时间与空间上降低了瓦斯治理的难度，从而保证矿井生产衔接。

由于地面井水力压裂过程中抽采规模较大，因此，压裂煤层形成的裂缝延展方向不易掌握，对目标区域难以精确控制[11]。基于水力压裂的特点，在掘进工作面时辅以气相压裂技术，弥补了其不能精确控制至目标区域的问题。将这2 种压裂技术方式有效结合起来，从而达到消除掘进工作突出危险性的目的。

2 地面井井身结构设计

2.1 井位选择

新元矿现开采的3 号煤层为突出煤层，经鉴定瓦斯含量达14.89 m3/t，甚至局部区域瓦斯含量高达18 m3/t，透气性系数为0.017 mD，瓦斯压力为2.44 MPa，硬度f 小于0.4。

在矿井十采区的31002 进风巷和31004 进风巷，2 条巷道相距33 m，因此为了消除31002 进风巷和31004 进风巷2 条巷道的煤与瓦斯突出危险性，选择在正中间部署10 口地面压裂井（XY-1井至XY-10 井），基本全面覆盖这2 条巷道的掘进区域，并根据3 号煤层构造特点、地面井压裂半径以及地形特点，最终确定了地面井布置位置，如图1 所示。

图1 钻井井位布置示意Fig.1 The layout of drilling wells

2.2 钻井施工设计与完工

钻井施工采用二开的结构方式，一开钻头直径311.1 mm，穿过黄土层、风化层到达稳定地层以下5 m，随后下直径244.5 mm 的表层套管，最后利用固井水泥返至地面。

二开利用直径215.9 mm 的钻头钻至目的煤层底板以下30 m 处，通过下直径139.7 mm 生产套管将固井水泥返至3 号煤层顶板以上300 m 处。

钻井结构示意如图2 所示，实际施工井身结构数据见表1。

图2 钻井结构示意Fig.2 Drilling structure

表1 完工井身结构数据Table 1 Completion wellbore structure data

续表

2.3 压裂参数设计

结合新元矿压裂地点实际情况，压裂液前置液采用清水，采用20~40 目石英砂作为支撑剂，约10 m3；2%~3%KCl 加清水作为携砂液，支撑剂为12~20 目石英砂，约20 m3；加砂总体规模为30~40 m3；顶替液采用清水加浓度2%~3%KCl。3 号煤层单个钻井采用总液量约为2 000 m3，排量8~10 m3/min。平均砂比不高于2.5%；射孔型号127弹，102 枪，24 孔/m，90°相位角，螺旋布孔，射孔密度16 孔/m。

2.4 压裂施工

3 号煤顶底板以泥岩、砂质泥岩为主，在煤层段射孔2.5 m，同时在顶板和底板泥岩段各射孔1 m，总计连续射孔段为4.5 m，射孔设计示意如图3所示。

图3 射孔设计示意Fig.3 Design of perforation

压裂采用隔孔压裂的顺序，先压裂1、3、5、7、9 号井，后压裂2、4、6、8 号井。压裂第二序列时，第一序列钻孔内注入砂子，防止压裂液沟通第一序列钻孔，使第一序列钻孔套管受到挤压变形，压裂作业完成后进行冲砂作业。

首先准备30 m3清水循环洗井，直至进出口液体的相对密度接近一致。其次利用清水进行30 min试压，压力达20 MPa，当压降小于0.5 MPa 时方可进行下一步操作。用清水洗井后进行射孔，发射率不得低于90%，若未达到90%需要进行补射。最后进行压裂施工，单井压水量约为2 000 m3、砂量40 m3，煤层破裂压力17 ～36 MPa。

2.5 地面抽采

压裂结束后，进行通井、洗井、试压。然后对这十口地面井进行了为期约450 d 的排采期，共计排水约49 000 m3，抽采瓦斯约为400 万m3，日均抽采瓦斯量约8 900 m3，最高日瓦斯抽采量1.8 万m3。地面压裂井在排水降液初期，抽采瓦斯量相对较少，待液面降至3 号层底板位置时，各井的瓦斯抽采量陆续上升并稳定，表明压裂井一定范围内形成高渗区，高渗区内裂隙发育、煤层透气性增加，抽采效果得到大幅度提升。

3 气相压裂技术

3.1 气相压裂原理

物质气态、液态、固态之间的转变是一个物理过程，主要受温度和压力的影响。CO2的临界点温度为31.06 ℃，压力为7.39 MPa，CO2以气、液两相共存。气相压裂技术就是将CO2充装在压裂管内运至煤层钻孔内，引爆管内液态CO2后，将在20~40 ms 内由液态转化为气体状态，导致气体体积发生剧增，煤体受到巨大压力后从而产生新的裂隙。

3.2 气相压裂技术参数

采用双孔15/20~25 根的C-74L 型压裂器进行操作，直径为68 mm，长度为1 800 mm，单根杆内液态CO2重2.0 kg，采用剪切片的压力为120 MPa。压裂孔深度为60 m 或80 m，范围变化60 m：23~48 m；80 m：23~62 m。

3.3 气相压裂工艺流程

根据新元矿气相压裂方案试验对比，新元矿适合采用双孔压裂方案：即“2+9”方案，2 个压裂钻孔+9 个抽采钻孔。

根据煤层倾角、软硬煤层部分情况，确定钻孔定位在硬煤层中，为防止钻孔在施工过程中发生塌孔，钻孔与顶板之间的距离不得小于1 m；随后，在2 号、4 号孔的位置进行开孔作为压裂钻孔。1、3、5 号钻孔施工结束后及时封孔、抽采，并观测抽采流量；最后依次施工6~11 号钻孔，完成后及时封孔，过程和1、3、5 号钻孔一样。双孔气相压裂工艺如图4 所示。

图4 双孔气相压裂工艺Fig.4 Double-hole gas phase fracturing technology

4 压裂后效果分析

在矿井十采区的31002 进风巷和31004 进风巷，2 条巷道正中间部署的10 口地面压裂井钻井平均深度652 m，进行了为期450 d 的排采期后，实测这2 条巷道掘进工作面平均残存瓦斯含量为6.92 m3/t，小于《防治煤与瓦斯突出细则》规定的8 m3/t，但31004 进风巷存在一个测定的残存瓦斯含量为8.82 m3/t，大于8 m3/t 的情况，辅以气相压力增透抽采后，经区域验证为无突出危险后，正常掘进，在这2 条巷道区域验证期间，突出预测指标均未超标，实现瓦斯零超限，而且使月单进由原先的80 m 提高到了220 m，有效掘进时间达到90%以上。其中形成的31004 工作面顺槽长度3 220 m，是阳煤集团目前最长工作面，储量306 万t，有效缓解了新元矿衔接紧张局面。

根据实测数据分析，地面井水力压裂技术进行预抽结合井下气相水力压裂技术预抽煤层瓦斯技术，形成了井上、下立体防突技术体系，有效的消除了煤与瓦斯突出危险性，达到了预期目的。

5 结 论

（1） 新元矿十采区的31002 进风巷和31004进风巷，采用地面井水力压裂技术对煤层瓦斯进行预抽，作为区域防突措施，实践证明技术方案可行，基本能够达到消除突出危险性的目的。

（2） 井下采用气相压裂增透技术，作为补充预抽煤层瓦斯区域防突措施，实践证明能够达到消除突出危险性的目的。

（3） 采用地面井水力压裂技术，安全风险小，不影响井下正常生产，在局部辅以气相压裂增透技术，形成了井上、下立体防突技术体系，在时间与空间上，为解决煤与瓦斯突出矿井的巷道快速安全掘进问题提供了新的途径。

（4） 采用地面井水力压裂预抽煤层瓦斯作为区域防突措施，还需进一步验证。