周玉军
（河南工业和信息化职业学院资源环境系，河南省焦作市，454000）
摘要 针对车集煤矿煤层透气性较差，采用常规的抽采方法抽采效率低的问题，在2706上巷车场进行了水力压裂卸压增透强化抽采瓦斯现场试验，考察压裂前后瓦斯参数的变化。试验结果表明：压裂前的煤层透气性系数为0.5822m2／(MPa2．d)，压裂后为7. 3030m2／(MPa2．d)，提高了12倍以上，使钻孔瓦斯流量衰减系数大大减小，通过分析对比，水力压裂使车集煤矿由难抽煤层变为可抽煤层，大大减弱及消除了煤与瓦斯的突出危险性。
关键词 瓦斯抽采 水力压裂 压裂机理 卸压增透 效果对比 中图分类号 TD713. 34
目前我国大多数矿井煤层属低渗透性、高吸附性的难以抽采煤层，为安全生产就必须采取有效措施增加煤层透气性，本文采用井下钻孔水力压裂对煤层卸压和增透，降低煤层中的瓦斯含量及瓦斯压力，使煤层的瓦斯潜能得以缓解，煤体塑性增加，提高煤层瓦斯解吸的启动瓦斯压力梯度，瓦斯放散初速度大大降低，消除和减弱煤与瓦斯的突出危险性。
水力压裂强化抽采瓦斯依靠高压水作为介质，注水压力大于煤层破碎压力时将在煤层中形成裂缝，使煤层原有的裂隙与压裂形成的裂隙扩展延伸，形成贯通的裂隙网络，增大煤层透气性。
1 工作面概况
车集煤矿为高瓦斯矿井，局部煤层区域具有突出危险性。27采区二2煤层结构简单，属较稳定煤层，厚度在0. 42～8. 86 m，平均煤厚3.33 m，直接顶为砂质泥岩，平均厚度为0. 93 m，老顶为中粒砂岩，平均厚度为9.15 m，底板为细粒砂岩，平均厚度为8. 49 m。巷道的底板标高- 711.6 m，地面标高+31 m，煤层埋深742.6 m，此处的相对瓦斯涌出量最高达到12. 76m2/t，绝对瓦斯涌出量最高达到4. 31 m3／min。在27采区进行巷道掘进过程中瓦斯经常超限，煤层透气性较差，抽放半径为0. 75m，打钻过程中瓦斯也经常超限，为此采取一种水力化强化增透瓦斯的技术来解决这一问题。
2 水力压裂设计及施工
2.1 压裂设备
水力压裂装备由HTB500型高压注水压裂泵组和QJZ系列矿用隔爆兼本质安全型真空电磁起动器组成。HTB500型高压注水压裂泵组体积相对较小，泵以防爆型电机为泵体提供动力，共计6个档位（空档、1～5档），不同的档位注水压力及排量不同，对不同的煤储层适用性较好，可以满足不同孔隙特性及不同煤岩力学性质的煤岩要求。
2.2钻孔设计
通过井下实地考察并结合参数测试结果及现场施工条件，选定2706上巷作为井下钻孔水力压裂的试验地点。本次压裂共设计3个压裂钻孔。压裂钻孔长度主要影响因素在于钻机的钻进能力和压裂的影响范围，尽可能在压裂后煤层区域不留瓦斯抽放空白带，在条件允许下尽量施工长钻孔，以实现大循环作业和区域消突。压裂钻孔布置如图1所示，压裂钻孔参数情况见表1。
2.3 破裂压力计算
高压水进入煤层后产生的破裂压力Pf由上覆岩层的压力p1、岩石的抗拉强度P2及管道的摩擦阻力p33部分组成。煤层的破碎压力主要取决于煤层孔隙-裂隙的发育程度、埋藏深度及煤体的强度等因素影响，确定破裂压力的计算公式：
1#钻孔由于出现塌孔未进行实时压裂。
2#钻孔在半煤岩中钻进，煤中钻进深度21 m，岩层钻进深度39 m，底板多为砂质泥岩
（抗拉强度3. 77MPa）及细砂岩(抗拉强度8. 80 M Pa)，孔深60 m，封孔135 m，孔内压裂管下至55 m处。经计算2#压裂孔的破裂压力Pf=28. 86 M Pa，考虑到管路弯折损失，预计Pf=30～33 M Pa。
3#钻孔在全煤层中钻进，实际钻孔深为82 m，封孔30 m，孔内压裂管下至60 m。压裂地点的上覆岩石厚度为730 m、比重25 k N/m3，二2煤层的抗拉强度为0. 26 M Pa。经计算3#压裂孔的破裂压力Pf=21. 78 M Pa，考虑到管路弯折损失，预计Pf=22～25 M Pa。
2.4 封孔
压裂钻孔的封孔为本次压裂的关键，封孔的好坏直接决定本次压裂的成功与否，封孔深度过浅导致压裂水从煤层壁面的裂隙漏出及压裂钻孔漏水，封孔深度过深则增加了封孔的难度及费用，还会使封孔段部分煤段得不到卸压。压裂钻孔使用高强度化学材料封孔，保证压裂封孔长度≥30 m，封孔段抗压强度≥35 M Pa。倾斜布袋式带压封孔如图2所示。
此次压裂封孔段长度40 m，孔口与孔底聚氨酯段各2m，中间带压水泥浆段36 m，上向钻孔先注孔口聚氨酯段，再注孔底聚氨酯段，等2 h后聚氨酯凝固，再用泥浆泵向钻孔注水泥浆。通过计算一个钻孔注入水泥约375 kg。
2.5压裂过程
压裂于2012年8月14日12：00开始，整个过程耗时140 min，总注入水量约为58.8m3，水力压裂施工中压力曲线如图3所示。
确认泵运转正常后打开供水阀门，切换至1档位，对压裂孔进行洗孔作业；到49 s时，压力表迅速上升，说明高压水已经充满压裂孔空间和高压软胶管，进行9 min时压力持续平稳增加，此时压裂泵机体出现漏水，严重影响了泵组的压裂能力和压力数据的准确性，之后的压力降低属人为泄压，进行泵组的维修；到50 min切换至2档位，进行大流量高压水注入，90 min出现一个短暂的憋压状态，压力由23.6 M Pa上升至25.8 M Pa，压差为2.2 M Pa;约2 min后压力下降至24.1 M Pa，表明此时煤层中部分裂隙已经被冲开；到94 min切换至1档位，进行低流量高压注水，数据表压力持续维持在27 M Pa左右，机械表压力为32 M Pa左右，到140 min停泵，期间没有出现大的压力波动，这段时间为裂隙的延伸过程；停泵40 min后压裂孔中大量水外排，持续几个小时，水中夹杂着煤块和岩块流出，～表明煤层和岩层部分被压开及压裂孔周围煤岩体形成了弹性或塑形状态。
3水力压裂效果考察
3.1 压裂前后瓦斯流量效果分析
现场实测压裂前后瓦斯自然流量情况，压裂前及压裂后瓦斯自然流量各测16d，2#压裂孔压裂前后自然流量随时间的变化如图4所示。
从图4可以看出，2#孔压裂前的瓦斯自然流量起始为19.16 L／min，最高自然流量达到20. 27L/min，最低流量达到9.08 L/min，平均瓦斯自然流量达到12. 45 L／min;进行水力压裂后，起始瓦斯自然流量为39. 66 L／min，最大瓦斯自然流量达到77. 45 L／min，平均达到了53.10 L/min。压裂后平均瓦斯自然流量提高了4. 27倍。
经测定，3#孔压裂前的瓦斯自然流量为8. 07 L/min，压裂后瓦斯自然流量为28. 84L/
min，瓦斯流量增幅明显。
3.2压裂前后其他瓦斯效果分析
(1)压裂前后瓦斯纯量对比。2#压裂钻孔压裂前瓦斯纯量平均11. 69 L／min，压裂后瓦斯纯量52. 71 L／min，增加4.5倍；3#压裂钻孔压裂前瓦斯纯量平均7. 53 L／min，压裂后瓦斯纯量26.11 L／min，增加3.47倍，瓦斯纯量的提高使煤体中的瓦斯更多被抽采出来。
(2)压裂前后煤层百米钻孔瓦斯流量衰减系数对比。测得压裂前区域煤层的平均瓦斯流量衰减系数0. 0583 d-1，压裂后瓦斯流量衰减系数0.0204d-1，压裂以后钻孔的抽采难易程度发生了很大变化，压裂前抽放类型为难以抽放煤层，采用水力压裂增透措施后抽放类型为可以抽放煤层，钻孔流量衰减系数的减小，可以大大增加钻孔的极限排放瓦斯量，为即将准备的工作面回采降低突出危险性。
(3)压裂前后煤层透气性对比。压裂前的煤层透气性系数为0. 5822m2/(MPa2．d)，压裂后的煤层透气性系数为7. 3030 m2/(MPa2．d)，比压裂前提高了12倍以上，由难以抽放煤层变为可以抽放煤层。
4结论
此次压裂注水压力最高达到35 M Pa，在距2706上巷车场80 m远的2713底抽巷锚索眼漏水，此处的煤壁挂有水珠且润湿，说明此次压裂波及这条巷道，压裂影响范围大，在这个范围内都有大量的裂隙产生，使煤体大范围的卸压。
通过水力压裂产生裂隙将煤层裂隙网络贯通，增加瓦斯流通的通道，煤层透气性大大增加，百米瓦斯流量衰减系数大大降低，使煤层由难抽煤体变为可抽煤体，对压裂段的煤体实施常规瓦斯抽采孔，进一步降低瓦斯压力和含量，平衡了地应力分布，一定程度上消除了突出隐患。
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