井下穿层长钻孔水力压裂强化增透技术

井下穿层长钻孔水力压裂强化增透技术牟全斌【摘要】Inordertoimprovethegasdrainageeffectoftheundergroundcoalseamwithlowpermeability,thestrengthenedpermeabilityenhancementtechnologybythehydraulicfracturingforundergroundlayer-throughlongboreholewasputfor-ward.Accordingtotheconstructionprocessandkeytechnologiesofhydraulicfracturing,theprocessofhydraulicfracturingwasdividedintothepreparationstage,thehighpressurewaterinjectionstageandthepressureholdingstage,andthekeytechnologieswereillustratedwithemphasis,includingholesealing,pressuretest,waterinjectionandfracturing,datamoni-toring,pressureholding,waterdraining,etc.Thepermeabilityenhancementmechanismofhydraulicfracturingforlongbore-holewasanalyzed,andthestrengthenedpermeabilityenhancementexperimentsofhydraulicfracturingwerecarriedout.Theexperimentaleffectwascomprehensivelyinvestigatedfromtheaspectsofcoalreservoirparametersandboreholegasdrainageparametersaccordingtothechangelawsoffracturingparametersinthefracturingprocess.Theresultsshowedthatthepermeabilitycoefficientofcoalseamincreasedby2.67timesafterfracturing,themaximuminfluenceradiusreached58m,thedrainageflowanddrainagevolumefractionwas24.4timesand10.27timesoftheordinaryfracturingboreholerespectively,andthemaximuminfluenceradiusoffracturingincreasedby2.32times.%为了提高井下低透气性煤层瓦斯抽采效果，提出井下穿层长钻孔水力压裂强化增透技术.根据水力压裂施工工艺和关键技术，将水力压裂过程分为准备阶段、高压注水阶段和保压阶段，重点阐述了封孔、试压、注水压裂、数据监测、保压、排水等关键技术.同时分析了长钻孔水力压裂增透机理，并进行了水力压裂强化增透试验.根据压裂过程中压裂参数变化规律从煤储层参数和钻孔瓦斯抽采参数方面综合考察了试验效果.结果表明:压裂后煤层透气性系数提高了2.67倍，最大影响半径达到了58m,抽采流量和抽采体积分数分别是普通压裂钻孔的24.4倍和10.27倍,最大压裂影响半径提高了2.32倍.【期刊名称】《中国安全生产科学技术》【年(卷)，期】2017(013)008【总页数】6页(P164-169)【关键词】低透煤层;穿层长钻孔;水力压裂;增透;抽采效果【作者】牟全斌【作者单位】中煤科工集团西安研究院有限公司,陕西西安710054【正文语种】中文【中图分类】TD7130引言低透气性煤层瓦斯高效抽采一直是瓦斯治理面临的关键性技术难题［1］，煤层增透的目的是使煤体产生尽可能多的裂隙，并实现裂隙的高连通率,是提高煤层瓦斯抽采率的根本途径。采取人工增透手段构建煤层瓦斯导流通道，是解决这一问题的关键。水力压裂技术作为常规低渗油气增产措施，在非常规油气开采、页岩气开发、煤层气开发等领域已得到广泛应用。自20世纪80年代以来，我国开始进行井下小规模水力压裂试验。近年来，随着井下大功率水力压裂设备的研制成功，井下水力压裂研究进入快速发展阶段，林柏泉等［2］研究了含瓦斯煤体水力压裂动态变化特征，建立了煤体埋深、瓦斯压力和水力破裂压力三者耦合模型；黄炳香等［3］进行了真三轴煤岩水力压裂试验并研究了不同应力下裂缝起裂特征；李国旗等［4］研究了煤层水力压裂的合理参数计算方法；苏现波［5］、郭红玉［6］引入地质强度指标(GSI)，建立了不同煤体结构条件下水力压裂参数优化模型；刘世通［7］利用RFPA软件对井下水力压裂卸压增透影响半径进行了模拟；郭启文等［8］研究了将表面活性剂注入前置液进行井下水力压裂增透的技术；贾同千等［9］探索了复杂地质条件低渗煤层〃水力压裂-割缝”综合增透技术；马耕等［10］针对单一厚煤层提出了强化煤层顶板的虚拟储层水力压裂工艺；刘晓［11］研究并试验了长钻孔重复压裂技术;王耀锋等［12］通过实施先割缝后压裂的方法，提出了基于导向槽的定向水力压裂增透技术；翟成等［13］研究并试验了煤层脉动水力压裂卸压增透技术；王魁军等［14］探索了井下多段水力压裂增透技术。总体来看，井下水力压裂技术具有卸压范围广、增透效果明显的优点，是一种适合于低透煤层的层内区域卸压增透技术。但现有技术仍存在以下不足：水力压裂与钻探工程结合不够紧密，钻孔布置多采用普通穿层钻孔方式，钻孔实际压裂有效长度短、压裂影响范围有限；封孔质量差，缺乏有效的专用封孔装置，存在漏水甚至压穿孔口的风险；压裂配套工艺不够完善，特别是在长钻孔整体水力压裂关键技术上还处于薄弱环节。针对上述问题，笔者提出一套井下穿层长钻孔水力压裂强化增透技术，以期为低透气性煤层瓦斯治理工作提供技术借鉴。1井下穿层长钻孔水力压裂强化增透原理井下穿层长钻孔水力压裂是在煤层底板开孔，借助定向钻探工艺沿煤层走向施工数百米长的长钻孔。以高压水为载体，通过钻孔向煤层内压入大量压裂液，当压裂液压入的速率大于煤层滤失的速率时，孔内流体压力逐渐升高，当达到煤体破裂临界压力后煤体发生失稳，在钻孔周围形成一定规模的裂缝并沿煤岩层理和垂直于最小主应力方向延伸。压裂过程中煤层裂缝的扩展演化是递进循环式的，其裂缝〃产生-扩展”过程可分为5个阶段：能量与应力累积阶段、微裂隙萌生阶段、局部损伤破坏阶段、煤体抵抗失效与裂隙迅速扩展阶段、能量再蓄积再扩张循环阶段。煤层裂隙演化过程描述如下[8，15]:高压水流携带粒径不同的煤粒进入煤层一级弱面(张开度较大的层理、构造裂隙)；煤粒在弱面边缘逐渐堆积形成封堵带；弱面内压力不断升高，发生起裂现象；弱面空间高度增加，封堵作用减弱，煤粒再次向四周运移、堆积形成二次封堵；封堵作用不断循环，形成一级弱面的连续扩展延伸。并依此向二级弱面和原生微裂隙推进。每一次封堵均在裂隙弱面内对充水空间壁面产生拉应力作用，当该切向拉应力达到能使与其相连的二级弱面起裂条件时，二级弱面起裂，继续压裂作业从而使内部裂隙弱面发生扩展、延伸、以及相互之间贯通。最终形成以压裂钻孔为中心相互交织的贯通裂隙网络，为煤层瓦斯流动提供通道，实现对煤层强化增透的目的。2试验点地质条件试验点位于新景公司保安区南六底抽巷南段，压裂目标煤层为3号煤，煤层平均厚度2.25m，层理紊乱，裂隙发育程度差。受水平构造应力影响，煤层底部存在厚0.5m的软煤分层。直接顶板以砂质泥岩为主，平均厚度1.11m。基本顶为细粒砂岩，平均厚度6.17m。基本顶上部为灰黑色砂质泥岩，平均厚度1.80m。直接底板为灰黑色砂质泥岩，平均厚度2.48m。基本底为稳定的深灰色细粒砂岩，平均厚度2.40m。现场测定3号煤层瓦斯含量为15.95m3/t，瓦斯压力为2.10MPa，煤层透气性系数为0.00116m2/(MPa2・d),钻孔瓦斯流量衰减系数为0.597(d-1)，煤体坚固性系数f值为0.77，属于典型的低透碎软煤层。普通穿层钻孔瓦斯抽采体积分数仅为0.20%~1.80%，抽采流量为0.003-0.006m3/min,必须借助新的增透技术增大煤层透气性，提高瓦斯抽采效果。3穿层长钻孔布置及施工采用ZDY6000LD(F)型坑道钻机在煤层底板开孔，开孔位置距煤层底板47m，开孔倾角12°,方位角4°,钻孔一开钻进至孔深35m结束，经〃邮8~153-193mm”2次扩孔后下入中146mm钢套管，使用水泥注浆固孔、侯凝。二开定向钻进采用〃邮8mmPDC钻头+中73mm孔底马达+中73mm下无磁钻杆+随钻测量仪器+中73mm上无磁钻杆+^73mm通缆钻杆”的钻具组合方式，钻进至495m处终孔，然后利用中120mm扩孔钻头对全部二开孔段进行扩孔。钻孔施工采用滑动定向钻进技术，通过随钻测量系统中的探管将钻孔参数实时传输到孔口计算机内处理形成实钻轨迹，根据轨迹偏斜情况调整孔底造斜工具面向角，保证钻进过程对钻孔轨迹的精确控制。煤层段钻进利用高粘羧甲基纤维素、钻井液用高粘防塌剂及广谱护壁剂等无固相泥浆材料作为冲洗液，遵循〃低压慢速、边进边退”的原则，合理控制钻压和钻速，充分释放瓦斯，避免了由于钻孔急剧失稳破坏形成的堵孔、埋钻等现象。最终成孔孔径120mm、终孔孔深495m,其中煤层段孔深307m，钻孔轨迹见图1。图1长钻孔轨迹剖面Fig.1Thelongdrilltrajectorychart4水力压裂工艺4.1压裂系统布置选用BYW65/400型井下压裂泵组，额定功率400kW,泵压0~65MPa,排量100~1450L/min。压裂系统由孔内部分和孔外部分组成，孔内部分主要由封孔工具组合、高压油管、封隔器等组成，孔外部分主要由压裂泵组、高压胶管等组成。为了施工安全，在孔口安装由高压阀门、压力表、泄压阀、三通等组成的孔口安全控制装置(图2)。图2孔口安全控制装置实物Fig.2Thephysicalmapofsafetycontroldevice4.2压裂关键技术井下水力压裂作业可划分为准备阶段、高压注水阶段和保压阶段，准备阶段主要包括设备连接、通孔、洗孔、封孔、试压等工序，高压注水阶段包括注水压裂、监测监控工序；保压阶段包括关泵、保压、排水等工序（图3）。压裂完成后将压裂孔作为瓦斯抽采孔，实现一孔多用。图3压裂施工工艺流Fig.3Constructiontechnologyprocesschartoffracturing4.2.1准备阶段1） 通孔、洗孔安装连接好压裂设备后，利用钻机对压裂钻孔进行通孔作业，并用清水反复洗孔，清除孔内沉渣。然后对压裂设备进行试车。2） 快速封孔采取以封隔器原理为基础的快速封孔技术，首先根据钻探过程地层岩性判识，在孔深145-147m的砂质泥岩层段下入由引鞋、单流阀、压差滑套、扩张式封隔器等组成的封孔工具组合（图4）,连接油管，并在孔深25-27m的孔口套管内下入夕卜层封隔器。试验所用封隔器外径100mm，膨胀系数达1.30~1.50，封孔过程主要原理是：从油管内打压，高压水从中心管进入胶筒内囊腔，靠水压迅速撑开和膨胀胶筒，当内外压差达到0.50~0.70MPa时，密封油套环形空间，使得封孔工具组合和套管封隔器迅速坐封。通过向孔内注水打压检测封孔效果，经测试，可在10min内完成钻孔封孔，最大坐封压力70MPa，孔口无渗漏情况，达到了水力压裂施工对封孔质量的要求。压裂结束后，上提油管剪断封隔器销钉即实现解封。图4封孔工具组合实物Fig.4Thephysicalmapofsealingtoolcomposition3） 试压打开孔口安全控制装置高压阀门和三通排水阀门，开启压裂泵，用最低档位注水。慢慢关闭三通排水阀门，再观察高压表压力的变化，当压力达到设计压力时关闭高压阀门进行憋压，停泵20min后压力无下降，试压结束。4.2.2高压注水阶段1） 注水压裂根据钻孔特征及试验点地质条件，采用整体压裂方式，选用清水作为压裂液，避免对煤储层产生污染。开泵后逐渐升高液力变速器档位，提高注水压力和泵注流量。详细记录时间、压力、排量等压裂数据，当注水量达到设计要求时停止压裂作业。注水压裂作业共计进行6d，累计注入水量1510m3，瞬时最大泵注流量在0.66~0.94m3/min之间，最大注水压力在17.17-26.09MPa之间（表1）,压裂过程中巷道瓦斯浓度在0.10%~0.45%之间，作业区巷帮无明显变形及渗水现象。表1水力压裂过程主要参数Table1Themainparametersduringhydraulicfracturingprocess时间当日注水量/m3当日注入时间/min最大注水压力/MPa最大泵注流＞/（m3-min-1）第1d30747824.060.92第2d41844617.170.94第3d28631217.800.66第4d18018626.090.88第5d15031020.680.66第6d16928617.690.892） 数据监测及分析通过对压裂过程中注水压力和泵注流量等数据进行分析（图5）,压裂初期压裂液迅速充满钻孔和周边煤体原始裂隙，注水压力和泵注流量快速上升，当压力增大至24.06MPa时，煤体发生初始破裂，随后压力瞬间降低。随着注入时间的不断延续，注水压力出现〃缓慢上升-快速上升-小幅锯齿状波动”的现象，第470min时，由于供水不足被迫停泵。第2d,压力曲线整体较平稳，波动不大，第440min由于供水量减小而降低档位，后压力明显降低。第3d~5d,当注水压力分别增大至17.80,26.09,20.68MPa时，均发生了明显的煤体破裂现象。在煤层破裂发生后，压力通常出现瞬间最低值，持续注水后又缓慢上升，直至压裂影响范围逐步扩大出现下一次破裂循环为止。第6d,压裂压力曲线总体较为平稳，呈现小幅的〃锯齿状”周期波动现象，无明显破裂现象发生。整个压裂过程共发生4次较为明显的煤体破裂循环现象，注水压力具有一定的周期性变化规律，每一次压力起伏变化都使得钻孔内煤体载荷发生改变，促使以钻孔为中心的周围区域煤体裂隙场发生相应的变化，在一定程度上间接反映了水力压裂作业对煤体结构改造的力学作用特征，说明煤体破裂的发生是一个能量逐渐积聚进而诱发煤体失稳变形的过程。图5水力压裂注水压力变化曲线Fig.5Thechangecurveofinjectionpressureinhydraulicfracturing4.2.3保压阶段压裂作业结束后，直接排水会因孔内压力急剧降低而诱发塌孔现象，影响后期瓦斯抽采效果，同时瓦斯瞬间喷出导致巷道瓦斯超限，因此停泵后迅速关闭阀门，缓慢降低孔内压力。经观测发现孔内压力呈现〃快速下降-缓慢下降-趋于稳定”的变化规律。停泵后因地层滤失，前3d压力迅速从13.5MPa降至3.10MPa，第5d至第10d由于孔内外压力逐渐恢复平衡处于缓慢下降阶段，第11d后压力降低至地层正常流体静压力后出现稳定状态。保压结束后打开阀门排水，累计排水65.80m3。5试验效果分析5.1压裂效果在压裂钻孔周围共设计了12个效果考察钻孔(图6)，其中1#、2#钻孔布置在远离压裂钻孔的区域，且在压裂作业前施工。其余钻孔为压裂后的效果对比孔，通过测试压裂前后煤储层参数，综合分析压裂效果(表2)。表2交攵果考察孔施工参数及测试结果Table2Theconstructionparametersandtestresultofeffectinvestigationholes钻孔编号倾角/(°)方位角/(°)采样点与压裂孔垂足距/m瓦斯含＞/(m3-t-1)煤体全水分/%1#2109515.952.542#2509412.873.103#16270588.533.824#122676510.801.235#15264439.123.746#1427128/3.327#1226717/3.078#11.526521/8.829#1126735/11.9710#1327011/7.4511#12.5269168.405.2712#13.52682911.8213.01煤层透气性系数：1#、5#孔测定的煤层透气性系数为0.0097m2/(MPa2・d)和0.0259m2/(MPa2・d),压裂后煤层透气性系数是压裂前的2.67倍。煤体全水分：压裂前煤体全水分在2.54%~3.10%之间，平均2.82%，受水力压裂影响区域煤体全水分在3.07%~13.01%之间，平均6.72%。煤层瓦斯含量：压裂前煤层瓦斯含量在12.87~15.95m3/t之间，平均14.41m3/t。压裂影响区域内煤层瓦斯含量在8.40~11.82m3/t之间，平均9.47m3/t,压裂后瓦斯含量平均值降低34.28%。整体上水分较高的区域瓦斯含量较小，存在明显的水驱气效应。影响半径：以煤体全水分参数作为考察指标，水力压裂最大影响半径达到58m。图6交攵果考察钻孔布置示意Fig.6Theschematicdiagramofeffectinvestigationholes5.2瓦斯抽采效果采用瓦斯抽采参数传感器对水力压裂钻孔瓦斯抽采情况进行监测，抽采初期瓦斯抽采流量快速升高，后期呈整体缓慢下降趋势(图7)。图7瓦斯抽采流量变化曲线Fig.7Thechangecurveofgasdrainagequantity工况条件下抽采流量在0.46~1.88m3/min之间，平均1.51m3/min，连续抽采235d累计瓦斯抽采量达50.80x104m3,瓦斯体积分数在18.20%~84.63%之间，平均64.30%。临近区域同煤层普通穿层压裂钻孔平均瓦斯抽采流量为0.062m3/min，瓦斯体积分数为2.22%~11.17%，平均6.26%，最大压裂影响半径为25m。与普通穿层压裂钻孔对比，本次长钻孔水力压裂钻孔平均抽采瓦斯体积分数提高了10.27倍，平均瓦斯抽采流量提高了24.40倍，最大压裂影响半径提高了2.32倍。6结论1） 井下穿层长钻孔水力压裂作业过程分为准备阶段、高压注水阶段和保压阶段，包含通孔、洗孔、封孔、试压、注水压裂、数据监测、保压、排水等技术。提出了一套基于井下裸眼封孔工具组合的快速封孔技术，满足了低透煤层穿层长钻孔水力压裂封孔质量要求。2） 试验数据分析表明压裂试验过程中煤层共发生4次破裂循环现象，煤体破裂压力在17.80-26.09MPa之间，注水压力具有一定的周期性变化规律，保压阶段孔内压力具有〃快速下降-缓慢下降-趋于稳定”的特征，压裂过程中存在水驱气效应。压裂后煤层透气性系数是压裂前的2.67倍，最大压裂影响半径58m。与普通穿层压裂钻孔相比，压裂钻孔抽采流量和瓦斯抽采体积分数分别提高了24.40倍和10.27倍，最大影响半径提高了2.32倍。3） 井下穿层长钻孔水力压裂强化增透技术充分融合了定向钻进技术和水力压裂技术的优势，克服了常规井下水力压裂存在的封孔质量差、影响半径小的技术缺陷，达到了煤层区域卸压增透的目的，为低透突出煤层瓦斯治理提供了一条可行的技术途径。4）受现场供水条件限制，井下水力压裂试验未做到全程不间断压裂，对压裂效果产生的影响需进行更深入的研究。参考文献冯增朝.低渗透性煤层瓦斯强化抽采理论与应用[M].北京:科学出版社,2008:8-9林柏泉，孟杰，宁俊，等.含瓦斯煤体水力压裂动态变化特征研究[J].采矿与安全工程学报,2012,29(1):106-110.LINBaiquan,MENGJie,NINGJun,etal.Researchondynamiccharacteristicsofhydraulicfracturingincoalbodycontaininggas[J].JournalofMining&SafetyEngineering,2012,29(1):106-110.黄炳香，邓广哲,刘长友.煤岩体水力致裂弱化技术及其进展[J].中国工程科学,2007,9(4):83-88.HUANGBingxiang,DENGGuangzhe,LIUChangyou.Technologyofcoalrockmasshydraulicweakeninganditsdevelopment[J].Engineeringscience,2007,9(4):83-88.李国旗，叶青，李建新，等.煤层水力压裂合理参数分析与工程实践[J].中国安全科学学报，2010,20(12):73-78.LIGuoqi,YEQing,LIXinjian,etal.Theoreticalanalysisandpracticalstudyonreasonablewaterpressureofhydro-fracturingtechnology[J].ChinaSafetyScienceJournal,2010,20(12):73-78.苏现波，马耕，郭红玉，等.煤矿井下水力强化理论与技术[M].北京:科学出版社,2014:104-118.郭红玉.基于水力压裂的煤矿井下瓦斯抽采理论与技术[D].焦作：河南理工大学,2011.刘世通.辛置煤矿水力压裂卸压增透影响半径数值模拟研究[J].中国安全生产科学技术,2013,9(2):44-48.LIUShitong.NumericalsimulationofpressurereliefandantireflrctionradiusinfluencedbyhydraulicfracturinginXinzhicoalmine[J].JournalofSafetyandTechnology,2013,9(2):44-48.郭启文，韩炜涨文勇，等.煤矿井下水力压裂增透抽采机理及应用研究[J].煤炭科学技术，2011,39(12):60-64.GUOQiwen,HANWei,ZHANGWenyong,etal.Studyonmechanismandapplicationofhydraulicfracturingandpermeabilityimprovementgasdrainageinundergroundmine[J].CoalScienceandTechnology,2011,39(12):60-64.贾同干，饶孜，何庆兵，等.复杂地质低渗煤层水力压裂-割缝综合瓦斯增透技术研究[J].中国安全生产科学技术,2017,13(4):59-64.JIATongqian,RAOZi,HEQingbing,etal.Researchoncomprehensivegaspermeabilityimprovementtechnologybyhydraulicfracturingandslottingincoalseamwithcomplexgeologicalconditionsandlowpermeability[J].JournalofSafetyandTechnology,2017,13(4):59-64.马耕,巩春生.虚拟储层抽采瓦斯技