陳冬冬

（中煤科工西安研究院（集團）有限公司，陜西 西安 710054）

隨著煤炭工業(yè)的規(guī)?；⒓s化發(fā)展，常規(guī)密集鉆孔的瓦斯預(yù)抽方式面臨鉆孔施工量大、抽采達標周期長等不足，難以實現(xiàn)區(qū)域瓦斯超前治理，制約了該類礦井煤炭產(chǎn)業(yè)的高效發(fā)展[1-2]。對于煤礦井下瓦斯治理而言，要實現(xiàn)超前規(guī)劃并布置瓦斯抽采巷道，進而實施瓦斯預(yù)抽工程，才能逐步扭轉(zhuǎn)瓦斯治理“被動”局面。雙巷掘進作為一種空間超前、利于采掘接替的巷道布置方式[3]，被廣泛應(yīng)用于高瓦斯及煤與瓦斯突出礦井中。該布置方式將雙巷中的外側(cè)巷道作為鄰近工作面的回采巷道，利用外側(cè)巷道向鄰近工作面超前實施瓦斯預(yù)抽鉆孔，可為鄰近工作面的煤層瓦斯治理提供空間和時間保障。同時，瓦斯高效抽采的關(guān)鍵在于有效提升煤層的滲透性，井下定向長鉆孔水力壓裂技術(shù)為煤層區(qū)域增透與瓦斯超前高效抽采提供了技術(shù)支撐[4-7]。

在一側(cè)“雙巷”布置工作面回采過程中，“雙巷”中的外側(cè)巷道作為鄰空巷道[8]，在采動側(cè)向應(yīng)力疊加狀態(tài)下，在該巷道施工順煤層水力壓裂鉆孔，存在鉆孔變形量大甚至塌孔以及無法有效封孔等問題，對于該問題，現(xiàn)有的定向鉆孔水力壓裂工藝無法適應(yīng)，制約鄰近工作面瓦斯高效超前抽采和礦井接續(xù)。因此，探索適合于采動影響下鄰空定向鉆孔水力壓裂瓦斯高效抽采技術(shù)，對于解決瓦斯預(yù)抽和采掘接替的時空矛盾，豐富煤礦井下定向鉆孔水力壓裂技術(shù)體系有著重要的現(xiàn)實意義。為此，以黃陵礦區(qū)某工作面一側(cè)“雙巷”布置為工程背景，針對鄰空定向鉆孔實施水力壓裂所面臨的技術(shù)難題，改進鉆孔布孔方式、水力壓裂工藝和施工參數(shù)，探索出井下定向鉆孔水力壓裂技術(shù)新模式。

1 工程背景

研究區(qū)域位于黃陵二礦2 號煤層北一采區(qū)，該區(qū)域煤層埋深630 m，平均煤厚3.75 m，煤的堅固性系數(shù)f 約為1.16，屬中等硬度煤層，2 號煤層瓦斯含量為2.10～5.97 m3/t。工作面采用走向長壁綜合機械化采煤法，傾向長度300 m?；夭晒ぷ髅嬉粋?cè)巷道采用雙巷布置，即工作面運輸巷和輔運巷，二者間留設(shè)煤柱寬度為35 m。

實施地點位于209 工作面輔運巷，其亦作為211 工作面回風(fēng)巷使用。211 工作面切眼區(qū)域煤層瓦斯含量高且預(yù)抽時間短，故利用209 輔運巷向211工作面切眼及其附近區(qū)域超前實施本煤層瓦斯抽采鉆孔，并采用定向鉆孔水力壓裂增透的方式，加快瓦斯預(yù)抽效率。定向鉆孔實施時，209 輔運巷已進入209 工作面采空區(qū)，實施地點巷道布置、回采進度及預(yù)抽鉆孔設(shè)計。采掘現(xiàn)狀與災(zāi)害治理示意圖如圖1。

圖1 采掘現(xiàn)狀與災(zāi)害治理示意圖Fig.1 Diagram of mining status and hazard control

圖2 “先進頂板后入煤層”鉆孔剖面圖Fig.2 Borehole profile of“entering the roof before entering the coal seam”

設(shè)計水力壓裂鉆孔孔深約250 m，孔徑96 mm，采用定向鉆進工藝沿2 號煤層鉆進?；诠ぷ髅婊夭砂踩紤]和鉆孔深度設(shè)計，采用常規(guī)可回收拖動式封隔器快速封孔方式，封孔深度大于60 m，采取整體水力壓裂工藝[9]。在初期試驗中，研究區(qū)受209工作面回采擾動影響，鉆孔掉渣、塌孔現(xiàn)象頻發(fā)，且造成了孔內(nèi)壓裂工具被埋、封隔器破損等情況，導(dǎo)致水力壓裂無法有效實施。

2 鄰空定向鉆孔布孔思路改進與關(guān)鍵參數(shù)確定

2.1 “先進頂板后入煤層”技術(shù)思路

由于巷道一側(cè)工作面回采形成采空區(qū)，受采動過程中側(cè)壓系數(shù)不斷變化，鄰空巷道及其一定范圍的鄰近工作面處于應(yīng)力集中[10]，導(dǎo)致處于該影響范圍內(nèi)的鉆孔穩(wěn)定性喪失[11]。鉆孔失穩(wěn)的本質(zhì)是煤巖層自身強度無法承受施加的應(yīng)力載荷[12]。試驗區(qū)2號煤層直接頂為細粒砂巖，抗壓強度為33.46 MPa，遠大于2 號煤層抗壓強度9.97 MPa。為此，提出“先進頂板后入煤層”的布孔思路，以解決鄰近采空區(qū)側(cè)向應(yīng)力影響內(nèi)煤層段塌孔及封隔器有效坐封問題?！跋冗M頂板后入煤層”鉆孔剖面圖如圖3，即在鄰空巷道煤層中開孔，隨即進入煤層頂板穩(wěn)定砂巖中鉆進，利用定向鉆進軌跡可調(diào)、可控的優(yōu)勢，在超過影響煤層成孔的側(cè)向應(yīng)力影響范圍L 后進入煤層中，實施順層鉆進直至達到設(shè)計孔深。

圖3 幾何模型Fig.3 Geometric model

2.2 關(guān)鍵參數(shù)確定

見煤點B 與開孔點O 的距離為L，L 值是保障鉆孔有效成孔、水力壓裂成功實施和安全保障的關(guān)鍵參數(shù)。L 值為圖3 中鉆孔長度OAB 段在煤層層面的投影長度，主要受定向鉆桿彎曲強度、壓裂安全距離及采動側(cè)向應(yīng)力集中范圍等3 種因素影響。

2.2.1 考慮鉆桿彎曲強度的L 值（Lz）計算

定向鉆孔軌跡計算方法一般選擇以開孔點為原點，通過下1 個測點的孔深、傾角和方位角等基本要素值計算出坐標增量，依次類推獲得每個測點的相對坐標值，進而計算出不同孔深的鉆孔軌跡數(shù)據(jù)。定向鉆孔的軌跡計算受鉆具彎曲強度限制，常用的定向鉆桿的可彎曲性為每6 m 角度變化幅度為0.75°～1.0°[13]，故LOAB可用下式計算：

式中：LOAB為弧OAB 段長度，m；a 為鉆孔開孔角度，（°）；Lz為考慮鉆桿彎曲強度的LOAB在煤層層面的投影長度，m。

結(jié)合209 輔運巷現(xiàn)場施工條件，設(shè)計開孔角度約為6°，經(jīng)計算，LOAB為72 m，Lz為71.6 m?？梢钥闯觯陂_孔角度較小時，L≈LOAB。

2.2.2 考慮壓裂安全距離的L 值（La）計算

長鉆孔水力壓裂需要在大流量、高壓水動力條件下實施[14]，因此，為保障水力壓裂施工過程的安全，應(yīng)使巷道與鉆孔最近壓裂點保留一定的安全間距。采用順層鉆孔時，安全距離為封孔段長度，采用本文布孔方式時，即為L 值（La）。水力壓裂安全距離參照《煤礦防治水細則》中含水或者導(dǎo)水斷層防隔水煤（巖）柱的留設(shè)經(jīng)驗公式計算：

式中：La為水力壓裂施工安全距離，m；k 為安全系數(shù)，取2～5；m 為煤層厚度或者巷高，m；Rt為煤體抗拉強度，MPa；p 為泵注壓力最大值，取煤層破裂壓力，MPa[15]。

式中：pf為煤層破裂壓力，MPa；θ 為鉆孔沿環(huán)向切應(yīng)力最大方向的起裂角，（°）；σ1為最大主應(yīng)力，MPa；σ3為最小主應(yīng)力，MPa；H 為煤層埋深，m。

結(jié)合研究區(qū)2 號煤層埋深與地應(yīng)力數(shù)據(jù)，計算得出，最大破裂壓力為24.5 MPa，L 值（La）為52 m。

2.2.3 考慮側(cè)向應(yīng)力集中的L 值（Ly）計算

采用數(shù)值模擬方法分析工作面回采過程中對鄰近工作面的側(cè)向應(yīng)力影響。根據(jù)工作面設(shè)計及煤巖層參數(shù)。構(gòu)建756 m×500 m×127 m 的計算模型，煤巖物理力學(xué)參數(shù)見表1，幾何模型如圖3。模型兩側(cè)施加水平方向位移約束，限制其在水平方向的位移，垂直方向不限制，頂部施加13.35 MPa 垂直應(yīng)力，固定底邊邊界；運用FLAC3D空單元模擬對工作面進行開挖[16]，模擬受209 開采影響的211 工作面內(nèi)煤層、頂板側(cè)向垂直應(yīng)力分布及應(yīng)力集中影響范圍。

表1 煤巖物理力學(xué)參數(shù)Table 1 Physical and mechanical parameters of coal and rock

工作面未回采時應(yīng)力分布如圖4，回采過程中平面應(yīng)力分布如圖5，回采過程中傾向應(yīng)力分布如圖6。

圖4 工作面未回采時應(yīng)力分布Fig.4 Stress distribution of working face without mining

圖5 回采過程中平面應(yīng)力分布Fig.5 Plane stress distribution during mining

圖6 回采過程中傾向應(yīng)力分布Fig.6 Inclined stress distribution during mining

從圖4 可以看出：工作面尚未回采時，僅有巷道掘進時引起的應(yīng)力重新分布，工作面內(nèi)部應(yīng)力未有明顯變化，模型僅在巷道及切眼區(qū)域有明顯的應(yīng)力集中現(xiàn)象。

從圖5、圖6 可以看出：隨著工作面的不斷推進，應(yīng)力重新分布范圍形態(tài)沿采空區(qū)環(huán)狀分布，鄰近工作面受到明顯的采動應(yīng)力影響，側(cè)向最大應(yīng)力為22.0 MPa，應(yīng)力集中系數(shù)1.7，應(yīng)力能夠影響到鄰近工作面內(nèi)90 m 范圍。

需要說明的是，模擬得出的90 m 是側(cè)向應(yīng)力值完全恢復(fù)到煤層原始應(yīng)力的范圍，而實際上，煤層自身有一定的強度，能夠承受一定的側(cè)向應(yīng)力，因此，在其范圍內(nèi)，存在一個不影響煤層成孔的應(yīng)力范圍深度，這個深度采用模擬軟件無法準確得出。故在模擬結(jié)果的基礎(chǔ)上，采用鉆探實際探查方法，開展不影響煤層成孔的側(cè)向應(yīng)力影響范圍探查。以鉆孔不出現(xiàn)塌孔、返渣量正常，能順利實施順層鉆進時的鉆孔深度為判識依據(jù)。經(jīng)探查，211 工作面內(nèi)不影響煤層成孔的側(cè)向應(yīng)力影響范圍約為60 m，即考慮側(cè)向應(yīng)力集中范圍的L 值（Ly）取60 m。

2.2.4 L 值綜合確定

綜合以上分析，見煤點B 點與開孔點的距離L應(yīng)滿足處于影響煤層成孔的側(cè)向應(yīng)力影響范圍之外，滿足水力壓裂施工安全距離的要求，且大于穿越巖層段的最小鉆孔長度，故L=max［Lz；La；Ly］，綜合上述各項數(shù)值計算和分析成果，確定L 值應(yīng)不小于71.6 m。

3 鄰空定向鉆孔水力壓裂設(shè)計與施工

3.1 定向長鉆孔施工

在209 工作面已回采完畢區(qū)域，利用209 工作面輔運巷向211 工作面（長度300 m）方向施工完成3 個“先入頂板后進煤層”定向鉆孔，編號分別為1#、2#和3#鉆孔，鉆孔長度240～270 m，其中巖孔段（L值）長度為105～117 m，煤層段長度126～165 m，孔徑96 mm。鄰空定向鉆孔實鉆圖如圖7，鉆孔成孔參數(shù)見表2。

表2 鉆孔成孔參數(shù)Table 2 Borehole-forming parameters

圖7 鄰空定向鉆孔實鉆圖Fig.7 Drill drawing of directional drilling in gob-side

3.2 水力壓裂工藝設(shè)計

采用鉆孔整體壓裂方式，根據(jù)鉆孔軌跡及鉆探施工情況，在頂板砂巖層進行裸眼坐封，分隔器位于穩(wěn)定巖層段，距離煤層大于2 m，且遠離孔口破碎段、距離孔口為60 m（圖7（b））。

考慮水力壓裂過程中由于停電、停水等其他因素導(dǎo)致施工停待時造成管柱卸壓，導(dǎo)致封隔器頻繁解封和重復(fù)坐封等問題，將常規(guī)拖動式封隔器改為逐級解封封隔器，實現(xiàn)一次完成坐封，保障高效的施工效率。選取的水力壓裂孔內(nèi)工具組合為：86 mm引鞋＋86 mm 單流閥＋86 mm 壓差滑套＋86 mm 逐級解封封隔器＋73 mm 高壓油管串?？變?nèi)壓裂工具連接與工藝示意圖如圖8。

圖8 孔內(nèi)壓裂工具連接與工藝示意圖Fig.8 Connection and process diagram of the tool

逐級解封封隔器坐封與解封工藝為：封隔器下到設(shè)計位置后，開啟壓裂泵向油管內(nèi)注水，液體經(jīng)封隔器中心管上的進液孔推開凡爾，液體進入膠筒與中心管環(huán)形腔內(nèi)，使膠筒膨脹。當壓裂管柱內(nèi)壓達到設(shè)計值時，壓差滑套剪釘被剪斷，出水口打開，管柱壓力瞬間釋放，瞬間釋放的管柱壓力使封隔器凡爾恢復(fù)到原來位置，進液通道關(guān)閉，封隔器坐封完成，開始向孔內(nèi)注水進行壓裂作業(yè)。壓裂后，上提一定距離管柱，使封隔器解封剪釘剪斷，排液通道打開，膠筒內(nèi)液體流出，膠筒收縮，待膠筒收縮恢復(fù)后，完成解封，隨后可回撤孔內(nèi)管柱和封隔器。

3.3 水力壓裂實施情況

選取BYW65/400 型煤礦井下、高壓力水力壓裂泵組完成了1#～3#鉆孔的水力壓裂施工，單孔壓裂段長度126～165 m，泵注壓力15.2～19.0 MPa，壓裂液用量248～315 m3，鉆孔水力壓裂施工情況見表3。

表3 鉆孔水力壓裂施工情況Table 3 Construction of hydraulic fracturing in borehole

封隔器坐封壓力曲線如圖9，初期泵注壓力平穩(wěn)上升至1.0 MPa 左右，隨后控制泵注壓力緩慢上升，達到12.39 MPa 時壓力驟降（該壓力即為坐封壓力），壓差滑套打開，完成封隔器坐封，封隔器膨脹用時35 min。在鉆孔水力壓裂過程中孔口無明顯出水現(xiàn)象，進一步證實逐級解封封隔器坐封效果良好。

圖9 封隔器坐封壓力曲線Fig.9 Setting pressure curve of the packer

4 試驗結(jié)果

4.1 水力壓裂施工曲線

一般可根據(jù)壓裂過程中泵注壓力變化規(guī)律對裂縫發(fā)展形態(tài)進行判識。一個裂縫系統(tǒng)向另一個裂縫系統(tǒng)轉(zhuǎn)移的過程即可出現(xiàn)泵注壓力的起伏，多個裂縫系統(tǒng)轉(zhuǎn)化形成后即表征為泵注壓力的波浪形態(tài)（鋸齒狀）。泵注壓力曲線圖如圖10。

圖10 泵注壓力曲線圖Fig.10 Diagram of pumping pressure

從項目施工過程監(jiān)測的泵注壓力來看，鉆孔泵注壓力曲線整體呈鋸齒狀上下波動的過程，代表著煤體內(nèi)的裂隙的不斷發(fā)育、溝通與延展，表明泵注壓力能達到破裂煤層的目的。

4.2 水力壓裂增透范圍

將鄰近鉆孔（壓裂孔或預(yù)抽孔）作為水力壓裂影響范圍檢驗孔進行現(xiàn)場考察，結(jié)合鄰近孔出水情況，綜合得出水力壓裂影響半徑最小為36 m，最大達54 m。水力壓裂影響半徑考察表見表4。

表4 水力壓裂影響半徑考察表Table 4 Influence radius of hydraulic fracturing

4.3 鉆孔瓦斯抽采效果

對1#～3#鉆孔壓裂前、壓裂后的瓦斯抽采數(shù)據(jù)進行了連續(xù)監(jiān)測，壓裂鉆孔瓦斯抽采效果對比見表5。

表5 壓裂鉆孔瓦斯抽采效果對比Table 5 Gas drainage effect of fracturing borehole

由表5 可知：壓裂前，1#～3#鉆孔瓦斯抽采體積分數(shù)平均為3.2%～20%，瓦斯抽采量平均為0.037～0.088 m3/min；壓裂后，鉆孔瓦斯抽采體積分數(shù)與抽采量平均值為51.1%～76.22%和0.212～0.40 m3/min，分別是壓裂前的4～16 倍和3～8 倍。由此可見，水力壓裂對提升煤層瓦斯抽采效率具有顯著作用。

收集了鄰近的209 工作面切眼區(qū)域未采取水力壓裂措施的煤層瓦斯預(yù)抽孔抽采數(shù)據(jù)，并與壓裂區(qū)域的瓦斯抽采效果進行了對比。結(jié)果表明：未壓裂區(qū)域鉆孔瓦斯百米抽采量僅為0.069 m3/min，壓裂區(qū)域內(nèi)預(yù)抽鉆孔百米抽采量達0.118 m3/min，是未壓裂區(qū)域的2 倍；同時，壓裂區(qū)域瓦斯抽采體積分數(shù)大于40%鉆孔數(shù)量是未壓裂區(qū)域的2.2 倍，壓裂區(qū)域瓦斯抽采體積分數(shù)大于60%鉆孔數(shù)量是未壓裂區(qū)域的5.1 倍，壓裂區(qū)域整體瓦斯抽采效果良好，說明水力壓裂對煤層區(qū)域性增透提效有較好功效。

5 結(jié) 語

1）針對回采工作面一側(cè)“雙巷”布置形式采動影響下鄰空定向鉆孔無法實施水力壓裂的難題，提出了“先入頂板后進煤層”布孔方式。該布孔方式的主要關(guān)鍵參數(shù)為開孔點與再次見煤點的距離L 值，其需考慮定向鉆桿彎曲強度、壓裂安全距離及采動側(cè)向應(yīng)力集中范圍等3 個因素影響，并給出了L 值綜合確定方法，以黃陵二號煤礦為例，確定L 值最小為71.6 m。

2）在黃陵二號煤礦209 工作面已回采區(qū)域，利用209 工作面輔運巷向211 工作面施工完成3 個“先入頂板后進煤層”定向鉆孔。鉆孔長度240～270 m，巖孔段（L 值）長度為105～117 m。采用整體壓裂工藝，優(yōu)選采取逐級解封封隔器和配套孔內(nèi)壓裂工具組合，實現(xiàn)單孔壓裂段長度126～165 m，泵注壓力15.2～19.0 MPa，壓裂液用量248～315 m3。封隔效果良好，驗證了布設(shè)方式和壓裂工藝的適用性。

3）實測1#～3#鉆孔水力壓裂影響半徑為36～54 m。壓裂后，鉆孔瓦斯抽采體積分數(shù)與抽采量為51.1%～76.22%和0.212～0.4 m3/min，分別是壓裂前4～16 倍和3～8 倍。同時，統(tǒng)計分析出壓裂區(qū)域內(nèi)預(yù)抽鉆孔百米瓦斯抽采量為0.118 m3/min，是未壓裂區(qū)域的2倍；壓裂區(qū)域鉆孔瓦斯抽采體積分數(shù)也得到大幅提升，抽采體積分數(shù)大于60%鉆孔數(shù)量是未壓裂區(qū)域的5.1 倍。采用“先入頂板后進煤層”的鄰空定向鉆孔水力壓裂方式，既保證了壓裂過程的安全性，又顯著提升了煤層增透效果及瓦斯抽采能力。