王惠風(fēng),陳殿賦
(中國神華神東煤炭集團 保德煤礦,山西 保德 036600)
近年來隨著開采深度的逐步增加,我國現(xiàn)有的礦井多數(shù)進入了深部開采階段,煤層埋深的增加使礦井的地應(yīng)力增大、煤層的透氣性系數(shù)變差、瓦斯含量增大[1]。我國95%以上的高瓦斯和突出礦井所開采的煤層具有低壓、低滲、低飽和度等特征,透氣性系數(shù)只有10-3~10-4mD,瓦斯抽采難度極大,想要達到理想的瓦斯抽采效果可以對煤層采取造穴增透、聯(lián)管抽放,實施水力壓裂、新型封孔技術(shù)和抽采方式等聯(lián)合布置是易行高效的方法之一[2-13]。
神東保德煤礦屬高瓦斯礦井,隨著開采強度和開采深度的增加,瓦斯超限問題日益突出。8號煤層屬于高瓦斯低透氣性煤層,瓦斯抽采困難,瓦斯的治理工作為亟待解決的難題。根據(jù)81504綜放面煤層特征,結(jié)合地質(zhì)結(jié)構(gòu)參數(shù),設(shè)計了水力壓裂增透試驗方案、“兩堵一注”新型帶壓封孔技術(shù)及聯(lián)管抽放工藝,并進行了現(xiàn)場工業(yè)試驗,對試驗效果進行了考察研究及分析。目前,煤礦井下水力壓裂技術(shù)日趨成熟,實踐證明多個高突礦井或高瓦斯礦井都已實施過此技術(shù),達到了高突區(qū)域消突或高瓦斯面向低瓦斯面轉(zhuǎn)變的目的。同時,應(yīng)用水力壓裂技術(shù)具有增加煤儲層透氣性系數(shù)、平衡應(yīng)力場及壓力場、抑制瓦斯涌出、降低鉆孔衰減系數(shù)和降塵降溫等作用。
保德煤礦礦井絕對瓦斯涌出量為95.25m3/min,相對瓦斯涌出量為10.19m3/t。目前開采的8號煤屬于II類自燃煤層,自然發(fā)火期為4~6個月,火焰長度300mm;煤塵具有爆炸危險,爆炸指數(shù)為35.33%。81504工作面位于礦井五盤區(qū),北為實煤體,南鄰五盤區(qū)集中輔運大巷,以東為81503采空區(qū),以西為81505備用工作面。工作面長240m,推進長度2391m,煤層厚度6.6~8.2m,平均厚度7.4m,煤層結(jié)構(gòu)較為復(fù)雜,含夾矸4~5層,煤層傾角3°~9°,平均4°左右,煤層走向近南北?;卷敒橹写至I皫r,平均厚度27.9m;直接頂為泥巖,平均厚度8.46m;直接底為砂質(zhì)泥巖,平均厚度3.5m。煤質(zhì)為中-富灰、特低硫、低-中磷高灰熔點的氣煤,煤的堅固性系數(shù)f=0.72,瓦斯含量3.92~4.83m3/t,平均4.38m3/t,瓦斯放散初速度為14.1;工作面沿煤層傾斜布置走向推進,采用走向長壁后退式綜合機械化放頂煤采煤方法,全部垮落法管理頂板,通風(fēng)方式采用三進二回的“U”型通風(fēng),設(shè)計風(fēng)量為2500m3/min。
水力壓裂選點在81504一號回風(fēng)巷10聯(lián)巷、15聯(lián)巷及20聯(lián)巷,依次布置3個壓裂孔,編號分別為1號、2號、3號孔,間距分別為285m,290m。每個壓裂孔周圍布置3個檢驗孔,編號分別為1號-1,1號-2,1號-3,2號-1,2號-2,2號-3,3號-1,3號-2,3號-3。本文選擇1號壓裂孔進行分析研究,鉆孔間布置示意如圖1所示。
圖1 鉆孔間布置示意
水力壓裂試驗施工壓裂注水孔和檢驗孔選用ZDY-4000S的液壓鉆機,該鉆機是一種低轉(zhuǎn)速、大扭矩的深孔鉆機,具有靈活擺布、搬遷及運輸方便、快捷等優(yōu)點。鉆桿直徑為73mm,鉆頭直徑選用94mm復(fù)合片鉆頭。鉆機的主要技術(shù)性能參數(shù)見表1。依據(jù)81504工作面的地質(zhì)構(gòu)造,結(jié)合煤層厚度、傾角等情況,水力壓裂技術(shù)參數(shù)記錄見表2。
表1 鉆機的主要技術(shù)性能參數(shù)
表2 81504工作面水力壓裂技術(shù)參數(shù)
注:壓裂孔一般設(shè)計為仰角孔,壓裂后水易返排,有利于瓦斯逸散。
在總結(jié)多次水力壓裂封孔長度及深度的基礎(chǔ)上,結(jié)合煤層裂隙發(fā)育程度、地應(yīng)力方向、鉆孔方位等,1號壓裂孔封孔深度為20m,封孔材料為膨脹水泥。采用“兩堵一注”封孔工藝,即囊袋式封孔裝置采用囊袋封堵鉆孔,2個囊袋間有1個出漿嘴,利用注漿管向位于4m和19m位置的囊袋注漿,囊袋膨脹后,囊袋與鉆孔壁緊密接觸,當(dāng)注漿壓力超過注漿嘴的開啟壓力時,注漿嘴向2個囊袋之間的空隙注漿,漿液進入囊袋與鉆孔壁的縫隙以及鉆孔周邊一定深度的煤體裂隙,從而實現(xiàn)抽采鉆孔的封孔?!皟啥乱蛔ⅰ狈饪资疽馊鐖D2所示。
圖2 “兩堵一注”封孔示意
水泥漿液在一定的注漿壓力作用下,能夠充填、膠結(jié)和封閉破碎煤體之間的裂隙,使鉆孔封孔密實,能有效提高抽采濃度,延長鉆孔有效抽采時間,提高瓦斯抽采效率。實踐表明此方法封孔抽采瓦斯?jié)舛染?5%左右,封孔效果非常好。檢驗孔采用礦常規(guī)抽采孔封孔方法,即封孔深度7.5m左右,采用散裝瑪麗散、膨脹水泥封孔。
水力壓裂過程可以分為應(yīng)力積累、裂縫穩(wěn)定擴展和裂縫失穩(wěn)擴展3個階段。由各個條件下的壓裂過程還可以看出,煤體起裂時并沒有立即導(dǎo)致煤層發(fā)生失穩(wěn)破壞,而是必須繼續(xù)注入高壓水才能使裂紋擴展、延伸及形成相互交錯的裂隙網(wǎng)。
水力壓裂試驗采用BZW-200/56型乳化液作為注水泵使用,其額定壓力為56MPa,額定流量為0.2m3/min,與乳化液泵相連的是容量為1m3的RX1000型乳化液箱,試運行正常之后打開水路閥門,泵壓力調(diào)試為2MPa,開始進行洗孔作業(yè)。2min后開始對壓裂孔進行高壓注水作業(yè),持續(xù)注水約1min后,壓力急劇升高,表明此時高壓水已經(jīng)充滿鉆孔空間和高壓管匯,開始進入煤層,準備進入較大裂隙空間;約5min后,出現(xiàn)一個短暫的憋壓狀態(tài),壓力由15.3MPa迅速上升至19.2MPa;約15min后,壓力突然從19.2MPa降至10.9MPa,表明此時煤層中部分裂隙已經(jīng)被壓開,煤層起裂壓力為19.2MPa;約16~20min之間,壓力有個瞬間升高又跌落的過程,推斷多次小范圍壓開后,裂紋逐漸擴展的過程。在20~90min之間,壓力比較平穩(wěn),推斷煤層中的裂隙被進一步擴展并延伸、連通,形成相互交錯的裂隙網(wǎng),到100min停泵,期間沒有出現(xiàn)大的壓力波動,這段時間為裂隙網(wǎng)的形成過程,最終耗水量為20m3,耗時100min,水力壓裂曲線如圖3所示。停泵卸壓后,打開壓裂孔,有大量水外排,持續(xù)幾個小時,水中夾雜著碎煤塊流出,表明煤層部分被破壞及壓裂孔周圍煤體形成了彈性或塑形狀態(tài),本次壓裂結(jié)束。
圖3 水力壓裂施工曲線
采用100%光學(xué)瓦檢儀和流量表分別進行瓦斯?jié)舛群屯咚沽髁康臏y試,本次測試20d,并對壓裂前、壓裂后匯總進行對比分析,發(fā)現(xiàn)壓裂前、后瓦斯?jié)舛炔顒e不大,平均為85%左右;但壓裂后瓦斯流量明顯增大,壓前瓦斯流量平均為0.0341m3/min,壓后瓦斯流量平均為0.182m3/min;壓裂前后自然瓦斯參數(shù)對比如圖4所示。
圖4 壓裂前后自然瓦斯參數(shù)對比
依據(jù)瓦斯流量的測定,結(jié)合保德煤礦81504工作面其他瓦斯參數(shù),通過井下現(xiàn)場測試數(shù)據(jù)并計算得出壓裂前、后鉆孔流量衰減系數(shù)和煤層滲透性系數(shù)。壓裂孔壓裂前后鉆孔流量衰減系數(shù)分別為0.0427 d-1和0.0255 d-1,煤層滲透性系數(shù)分別為0.0625m2/(MPa2·d)和0.8396m2/(MPa2·d),實現(xiàn)了由較難抽放向可以抽放的轉(zhuǎn)化。
管路中瓦斯?jié)舛鹊痛蠖嗍怯捎诠苈愤B接處漏氣造成的,為了提高瓦斯抽放效果及抽放參數(shù)檢測,聯(lián)管時將10個鉆孔聯(lián)為1組,每組留設(shè)流量過橋計1個,孔與孔之間采用φ100mm支管進行連接,然后經(jīng)φ200mm抽放聯(lián)管通過三通與φ820mm瓦斯抽放主管路相連。實施鉆孔分組抽放及管理,既有利于檢測管路中瓦斯流量、濃度等參數(shù),又增加了每組數(shù)據(jù)的對比性,能及時辨識出各組支管的質(zhì)量狀況。瓦斯主管路的吊掛應(yīng)靠幫、靠頂,高冒處的吊掛適度調(diào)整,保持管路平直;瓦斯直管及流量計過橋的吊掛高度應(yīng)高于膠帶架,便于人員檢查管路內(nèi)的抽放參數(shù)為宜;抽放負壓控制在30kPa左右,當(dāng)采面推進距鉆孔50m位置時及時對鉆孔進行拆除,每次拆除1組抽放支管,然后通過瓦斯抽放孔對工作面進行注水工作。瓦斯抽放聯(lián)管系統(tǒng)如圖5所示。
圖5 瓦斯抽放聯(lián)管系統(tǒng)示意
在1號壓裂孔向1號-1檢驗孔方向布置φ42mm的考察鉆孔,每隔1m施工1個鉆孔。鉆孔參數(shù)為:垂直煤壁,角度為2°,深度為70m,方向與1號壓裂孔平行,采用馬麗散、膨脹水泥進行封孔,封孔深度7.5m,共施工15個鉆孔。每個考察鉆孔取前20d的瓦斯抽放濃度進行對比分析,其結(jié)果如圖6所示。由圖6觀測數(shù)據(jù)可知,水力壓裂前后考察鉆孔瓦斯抽放濃度發(fā)生了顯著的變化,壓裂后瓦斯?jié)舛扔辛嗣黠@增加。10m考察鉆孔瓦斯抽放濃度與壓裂前比較平均提高了約16.75%;12m,15m考察鉆孔瓦斯抽放濃度與壓裂前的變化不大,可以近似得出本次水力壓裂的有效影響范圍為11~12m。
圖6 水力壓裂后考察鉆孔瓦斯?jié)舛茸兓?/p>
通過20d的時間對壓裂孔及壓后檢驗孔抽采流量及濃度跟蹤測試,其均值如圖7所示。
圖7 瓦斯抽采效果對比
壓裂孔瓦斯?jié)舛绕骄鶠?5.6%,瓦斯抽采流量平均為0.238m3/min;1號檢驗孔瓦斯?jié)舛绕骄鶠?4.9%,瓦斯抽采流量平均為0.180m3/min;2號檢驗孔瓦斯?jié)舛绕骄鶠?3.3%,瓦斯抽采流量平均為0.183m3/min;3號檢驗孔瓦斯?jié)舛绕骄鶠?6.8%,瓦斯抽采流量平均為0.179m3/min;原鉆孔瓦斯?jié)舛绕骄鶠?0.7%,瓦斯抽采流量平均為0.108m3/min。由測試數(shù)據(jù)可知,壓裂后壓裂孔的瓦斯抽采流量約為壓裂前的2.2倍,濃度提高了約1.6倍;檢驗孔的抽采流量增大了約1.7倍,濃度提高了約1.1倍,有效提高了抽采效果,縮減了抽采時間。壓裂孔的瓦斯流量和濃度都是最大的,檢驗孔瓦斯抽采流量呈現(xiàn)遠離壓裂孔逐漸減少的趨勢;檢驗孔瓦斯?jié)舛染∮趬毫芽淄咚節(jié)舛?,表明采用“兩堵一注”帶壓封孔效果更好。?jīng)過11個月的聯(lián)管抽采后,81504工作面高瓦斯區(qū)域含量由之前的4.83m3/t降為現(xiàn)在的2.35m3/t,實現(xiàn)了向低瓦斯工作面的轉(zhuǎn)變。
壓裂結(jié)束后對壓裂孔放水72 h,之后施工3個檢驗孔,測定煤層含水量。煤層原始含水率為3.40%,1號孔壓裂后含水率為9.24%,是原始含水率的2.72倍;1號-1,1號-2及1號-3檢驗孔壓裂后含水率為5.61%~7.53%,平均為6.41%,是原始含水率的1.89倍。各觀測孔的煤樣含水率對比見表3。
表3 壓裂后各觀測孔含水率變化
由表3可知,水力壓裂后各觀測孔的含水率均呈現(xiàn)不等程度的增加,說明水力壓裂后已形成相互交錯的裂隙網(wǎng),有效地增加了孔隙中的水分,進而增加煤體的含水量;隨著與壓裂孔距離增大,煤層含水率增加幅度逐漸減少,說明水力壓裂增透影響半徑是有限的。煤體含水量的增加可以更高效、更全面地潤濕煤體,進而降低了浮塵的產(chǎn)塵量,改變了煤體的物理力學(xué)性質(zhì),軟化了煤體,減少了煤體的脆性破裂,增加了塑性變形,最終降低了煤塵的產(chǎn)塵量,極大地削弱了粉塵爆炸的危險性。從現(xiàn)場的測塵數(shù)據(jù)對比分析,煤層注水大大降低了工作面割煤、移動支架及煤炭運輸過程中的產(chǎn)塵量,為員工作業(yè)提供了更好的工作環(huán)境,為創(chuàng)建安全高效礦井提供了良好的生產(chǎn)條件。
(1)通過鉆孔參數(shù)的優(yōu)化、“兩堵一注”式帶壓封孔方法的應(yīng)用、水力壓裂的實施和聯(lián)管強化抽采布置等技術(shù)的應(yīng)用,大大提高了鉆孔瓦斯的涌出量及濃度,提高了瓦斯抽采效率,減少了抽放時間,同時提高了掘進工作面消突效果,縮減了“抽掘采”接續(xù)時間。
(2)水力壓裂的實施,使煤儲層原有的小裂隙得到充分的擴張、延伸和連通并伴隨次生裂隙的產(chǎn)生,在19.2MPa的水壓下,單孔壓裂有效影響范圍為11~12m;煤層透氣性系數(shù)增大了13.43倍,鉆孔流量衰減系數(shù)減小了約2倍,約11個月的抽采,煤層瓦斯含量由4.83m3/t降為2.35m3/t,極大地釋放了煤層中的瓦斯;同時增加了煤層的含水量,軟化了煤體,大幅度降低了產(chǎn)塵量,削弱了煤塵爆炸的危險性。
(3)應(yīng)用水力壓裂措施后,單孔抽放平均濃度增加了40%,瓦斯流量上升了123%,最終實現(xiàn)了81504工作面由高瓦斯面向低瓦斯面的轉(zhuǎn)變,為以后工作面的安全高效開采,提供了有力的保障。