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★ 煤矿安全 ★

煤层高压气水混压技术及其有效影响半径测试研究

赵鹏远1 朱传杰1 伍厚荣2 成艳英2 李连云1 刘 谦3

(1. 中国矿业大学安全工程学院,江苏省徐州市,221116;2.四川省煤炭产业集团有限责任公司技术中心瓦斯与防灭火研究所,四川省成都市, 610091;3.龙岩学院资源工程学院,福建省龙岩市,364012)

摘 要 针对现在煤层纳米级孔隙内瓦斯抽采率低的难题,研发了煤层高压气水混压技术,给出了其高压气水混压的技术原理,即依靠高吸附能力的水分置换出甲烷,再注入高压空气驱替孔裂隙中的水分解除“水锁”效应。在川煤绿水洞煤矿开展了初步现场试验,施工3组气水混注考察钻孔,取样分析了采取技术措施后的残余瓦斯含量在1.76~6.75 m3/t之间(除去一个异常点的含量为10.51 m3/t),通过与原始瓦斯含量(9.02 m3/t)对比,最终确定其气水混注有效影响半径最大可以达到48 m。

关键词 瓦斯抽采 高压气水混压技术 有效影响半径 瓦斯含量

煤层瓦斯是一种高效的清洁能源,通常利用地面井或井下钻孔进行抽采,将瓦斯进行抽采不仅可以降低瓦斯灾害事故的发生概率,还可以减少温室气体排放(甲烷的温室效应是CO2的28~34倍)[1]。但是煤层透气性低是影响煤层瓦斯抽采率提高的世界性难题。

为了改善煤层的透气性,提高瓦斯抽采率,国内外采取了各种煤层瓦斯强化抽采技术(Ehancement of coalbed methane recovery, ECBM)[2-3]。例如,我国普遍采用水力割缝技术(或超高压水力割缝技术)、水力冲孔技术、水力压裂(注水驱替)技术以及深孔爆破(炸药或CO2相变致裂)技术等。其中,水力割缝和冲孔技术应用最为广泛。水力割缝技术(割缝压力通常在20 MPa以内)主要应用于煤层硬度稍大的高瓦斯(突出)煤层中,即通过在煤体中“割出”一系列缝槽,使煤层内局部应力卸压,提高煤体的透气性(应力与透气性呈反比,降低应力可以提高透气性),从而促进瓦斯的解吸和运移,提高瓦斯抽采率[4-6]。水力冲孔技术与水力割缝技术原理相同,目前采用的技术装备也基本相同,只不过适用于煤体硬度更低的粉煤煤层中[7-10]。对于煤体硬度较大的无烟煤或其他煤种,则适用于超高压水力割缝技术[6, 11-14]。另外,部分矿井还试验将各种不同技术组合来进一步提高瓦斯抽采率,但是技术工艺复杂、成本高[4, 15-17]

无论是水力割缝技术(或超高压割缝),还是水力冲孔技术,基本原理都是通过降低煤层应力来提高透气性(主要影响瓦斯渗流能力)。但是煤体中的孔隙直径大部分在100 nm以内(50 nm以内又占相当大的比例)[18],瓦斯大部分吸附在这些孔隙中,单纯提高煤层透气性,难以促进孔隙内瓦斯的解吸运移,效果非常有限。注水驱替技术(国外称之为coal flooding或者methane Sequestration)是置换孔隙内瓦斯的有效措施,原理是利用水的吸附性高于瓦斯(CH4)的特点,来置换驱替煤层中的瓦斯[19-20]。水力压裂方法的缺点也非常明显,即压入煤层的水很难排出,会造成“水锁”效应,反而阻碍了瓦斯的解吸运移。因此,国外提倡采用无水压裂或驱替技术(water-free fracturing or Sequestration),主要是CO2驱替为主,以美国最为成功,取得了很好的效果,还可以同时实现CO2储存 [21-22]。但该技术主要应用于开采价值较低的低阶煤,鉴于煤炭在我国能源消费中占很大比重,煤层中注入CO2一方面会加剧突出危险,另一方面还会造成后期巷道掘进或回采时CO2超限;另外,国内缺乏完备的CO2市场交易机制,因此,从技术和经济层面在我国都很难推广。

以上技术可以提高煤层瓦斯的抽采率(抽出的瓦斯与煤层中原始瓦斯含量的比值),但即使在透气性极好的煤层,通过地面井预抽的煤层瓦斯抽采率也不会超过50%[23]。我国大部分煤层的透气性非常低,为此,中国矿业大学和四川省煤炭产业集团有限责任公司(以下简称“川煤”)技术中心合作提出了煤层高压气水混压技术,并在现场进行了初步试验,笔者主要介绍该技术的基本情况及现场压裂有效影响半径的测试情况,以期为煤层瓦斯的高效抽采提供一种新的技术措施。

1 煤层气水混压增透技术原理及考察方案设计

1.1 高压气水混压驱替瓦斯的基本原理

煤是一种亲水性较好的岩石材料,向煤层中注入高压水,可以使得水分在煤体中迅速扩散运移。同时,煤体对水的吸附性要优于瓦斯气体;因此,煤体吸水后,可以置换出煤体孔隙中的瓦斯,即促进瓦斯的快速解吸,注入水的压力越高,水分在煤-CH4-水耦合体系中的分压越高,置换的瓦斯气体会越多。

瓦斯被置换出来之后,由于水分在促进瓦斯解吸的同时,填满了煤体的孔隙和裂隙空间。由于水分在煤体表面的润湿性要高于甲烷,甲烷分子很难“推开”水分在孔隙和裂隙内运移,即注入的水分同时虽然可以通过竞争吸附将甲烷从煤体孔隙中置换出来,但同时也阻碍了甲烷在裂隙中的运移。此时,注入高压空气,可以将裂隙中的瓦斯驱替出煤层,从而接触“水锁”效应。此外,高压水和气的扩散运移范围较大,其潜在的有效影响半径也会较大。

从以上原理可以看出,高压气水混压驱替瓦斯技术具有以下明显优势。

(1)高压驱替的有效影响半径大,与常规瓦斯抽采钻孔以及水力割缝或冲孔技术相比,可以大大减少瓦斯治理工程量,提高瓦斯治理的经济效益。

(2)通过向煤层中注入水分,可以置换出纳米级煤体孔隙中的瓦斯,而以往技术很难对纳米级孔隙中的瓦斯起作用,导致效果不佳。

(3)在煤层注水并置换瓦斯后,向煤层内注气,可以解除煤层的“水锁”效应,同时,也可以驱替煤体孔隙和裂隙中的杂质,从而优化了瓦斯运移通道,提高抽采效率。

(4)先注水后注气,与单一的注气相比,可以在高压空气和高浓度瓦斯之间形成高压水阻隔,避免了空气稀释瓦斯,后期难以利用。

(5)与美国等国家采用的CO2置换相比,避免带来突出隐患或巷道瓦斯超限问题,成本更低(不需要额外购置或制备CO2),安全性也更高。

1.2 高压气水混压设备组成及工艺

1.2.1 设备组成

本次水力压裂选择使用额定压力30 MPa,额定流量315 L/min,压力可在0~30 MPa间任意调节的乳化泵。空气压裂选择螺杆无油活塞增压压缩机,气量2.0 m3/min,压力可在0~42 MPa间任意调节,功率55 kW。除乳化泵、增压机外,本次气水混压系统还需由压力表、卸压阀、单向阀、高压胶管及相关装置连接接头等组成。

1.2.2 施工工艺

工艺流程:压裂准备→施工压裂钻孔→测定煤层原始瓦斯含量→压裂钻孔封孔→压裂钻孔试压和主动测压→压裂设备安装调试→气、水混压→压裂参数收集→封孔接抽并做好记录。

(1)高压水力压裂。施工压裂钻孔并进行封孔,封孔完成并凝固24 h后,即对该压裂钻孔进行高压水力压裂。压裂时,首先将乳化泵压力静压调至2 MPa,然后开始实施压裂。逐步将压力调至设计注水压力。压裂过程中,安排专人对乳化泵的压力变化情况、注入水量情况进行统计,当达到设计注水压力并稳定0.5 h后,或乳化泵水箱内水位不再下降时,方可暂停压裂,并记录压裂水量。高压水力压裂管路连接关系如图1所示。

图1 高压水力压裂管路连接示意图

(2)高压空气压裂。高压水力压裂暂停后进行卸压排水,关闭排水阀,注入高压空气,先将压力静压调至2 MPa,然后逐步将压力调至额定注气压力。若压裂过程中压力不能升到设计值,则暂停压裂,检查是否有泄露,若出现孔内泄露无法达到设计压力值,则停止压裂,换为高压水继续试验。此外,压裂前要严格检查所有管路连接处是否拧紧,高压注气压裂管路连接关系如图2所示。

图2 高压注气压裂管路连接示意图

1.3 气水混压试验钻孔设计

1.3.1 高压气水混压半径考察区域地质概况

本次试验选取在绿水洞煤矿312采区,该采区位于该矿龙王洞背斜东翼,311采区以南,+350 m水平以上,南至井田边界线石3号勘探线,北至2号勘探线,上限标高+530 m,下限标高+350 m,对应地面标高+845~+1060 m,相对高差495~530 m,走向长3636 m左右,倾斜长247~334 m。

312北瓦斯抽放巷布置于茅口灰岩上部,灰岩呈浅灰色,质硬性脆,岩石硬度系数8~10,节理发育,方解石充填较多,富含腕足类和蜓科类化石。

本采区煤层以K1煤层为主,部分段煤层分岔为K1、K2,煤厚1.30~2.79 m,一般厚2.52 m左右,属中厚煤层。采区构造为一单斜构造,煤层倾角比较稳定,变化不大,走向34°~44°,+350~+530 m倾角为44°~46°,总体为南较北陡,下较上陡,属典型的急倾斜开采煤层。

本次气、水混压影响半径的考察区域选在该矿的3121北机巷掘进预抽煤层条带,巷道走向长度1700 m。

1.3.2 气水混压钻孔设计

施工16组共计32个(每组2个)高压注水、注气钻孔,气、水混压影响半径和压裂钻孔间距分别按照50 m和100 m设计,钻孔在312底抽巷施工各压裂孔和检验孔。压裂钻孔布置示意图见图3。

图3 压裂钻孔布置示意图

2017年8月全部施工完毕16组气水混压钻孔。但在测试有效影响半径时,仅选取了3组进行测试,即第8号和9号组之间、12号和13号组之间以及13号和14号组之间各施工一组检验钻孔。高压注水、注气钻孔的竣工参数及注水、注气参数详见表1。

1 各钻孔压裂实测参数表

压裂孔号施工倾角/(°)施工方位角/(°)见煤点斜长/m注水压力/MPa注水量/m3注气压力/MPa注气量/m314-21512831.5//836013-22212831.723~261108.5~13150012-22212532.819~22543~816209-225.512838.022~2474.11021008-225.512835.422~2476.26~13.22130

2 气水混压有效半径考察

本次考察的基本原理是:煤层在进行高压气水混压后,煤层瓦斯含量会在高压水的竞争吸附和高压空气的驱替推动下降低,因此,在试验区域取样测试煤层的残余瓦斯含量。如果其瓦斯含量出现变化(靠近注入钻孔位置的含量会降低,远离注入钻孔位置可能会在高压水和气的推动作用下升高),则证明取样点在高压气水混压的影响范围内。

本次试验煤层瓦斯含量的具体测试流程依照《煤层瓦斯含量井下直接测定方法(GB/T23250-2009)》进行,在此不再详述其具体的测试流程。试验区域提前测定得知其煤层原始瓦斯含量为9.03 m3/t。高压气水混压检验孔(简称“压检孔”)的取样位置及具体测试结果如下所述。

(1)气水混压实施后,分别在8号和9号压裂孔之间施工了6个检验孔测定其煤层瓦斯含量,即压检9-1、压检9-2、压检9-3、压检9-4、压检9-5和压检9-6,其中压检9-2取样失败,检验钻孔布置如图4所示,各压检钻孔所测定的瓦斯含量见表2。

图4 压检9-1~9-6号钻孔布置

2 煤层瓦斯含量检测表

孔号与8号压裂钻孔距离/m气水混压后瓦斯含量/(m3·t-1)降低幅度(与原始瓦斯含量对比)/%压检9-613.96.7625.14压检9-527.92.6270.99压检9-441.76.0732.78压检9-355.55.5538.54压检9-270.0取样失败—压检9-181.93.9756.04

(2)在12号和13号压裂孔之间施工了3个检验孔,即压检1号孔、压检2号孔、压检3号孔,检验钻孔布置如图5所示,各压检钻孔所测定的瓦斯含量见表3。

图5 压检1~3号钻孔布置

3 煤层瓦斯含量检测表

孔号与12号压裂钻孔距离/m气水混压后瓦斯含量/(m3·t-1)降低幅度(与原始瓦斯含量对比)/%压检126.83.7558.47压检241.810.51-压检355.53.6859.25压检478.5取样失败-

(3)在13号压裂孔和14号压裂孔之间施工了3个检验孔进行瓦斯含量测定,即压检6号孔、压检7号孔、压检8号孔,检验钻孔布置如图6所示,各压检钻孔所测定的瓦斯含量见表4。

图6 压检6~8号钻孔布置

4 煤层瓦斯含量检测表

孔号与13号压裂钻孔距离/m气水混压后瓦斯含量/(m3·t-1)降低幅度(与原始瓦斯含量对比)/%压检6164.3951.38压检7273.7558.47压检8461.7580.62

通过以上的气水混压检测钻孔,测定3121机巷条带煤煤层瓦斯含量后分析得出以下结论。

一是各钻孔瓦斯含量均有明显降低趋势,只有压检2号钻孔瓦斯含量升高,这是由于压检2号钻孔位于12号压裂孔和13号压裂孔中间,压裂过程中使瓦斯运移压检2钻孔附近,压检2号钻孔与12号压裂孔之间距离为41.8 m,与13号压裂孔距离为36.7 m,因此,从压检2钻孔瓦斯含量情况可得出气水压裂半径为41.8 m。

二是压检钻孔瓦斯含量低于6 m3/t的检验钻孔有压检9-1、压检9-3、压检9-5、压检1、压检3、压检6、压检7以及压检8,这些钻孔与压裂钻孔最小距离为16 m,最大距离为48 m。因此从这些检验钻孔可得出气水压裂半径为48 m。

三是从现场气水混压有关情况分析,气水混压增透的均匀性好,在很短的时间内使煤层瓦斯含量大幅降低,降低幅度在25.14%~80.62%(未考察压检2号钻孔),平均为53.17%,明显优于以往的技术。

3 结论

笔者针对我国煤层透气性低的问题,提出了高压气水混压新技术,分析给出了其高压气水混压的技术原理,即依靠高吸附能力的水分置换出甲烷,然后再注入高压空气驱替孔裂隙中的水分解除“水锁”效应。同时,为初步测定分析高压气水混压的有效半径,在川煤绿水洞煤矿312北瓦斯抽放巷施工穿层钻孔,测试了3121北机巷条带抽放的高压气水混压影响半径。

现场实际施工了3组有效影响半径考察钻孔,取样分析了采取技术措施后的残余瓦斯含量在1.76~6.75 m3/t之间(除去一个异常点的含量为10.51 m3/t),通过与原始瓦斯含量(9.02 m3/t)对比,最终确定其有效影响半径可以达到48 m,随着时间的延长该半径还会继续增大。研究结果为高压气水混压技术的进一步推广完善提供了借鉴,今后还将进一步跟踪测试瓦斯抽采影响半径及其效果,并进一步完善施工工艺及装备。

参考文献:

[1] Coal Mine Methane Country Profiles (Fourth Edition)[M]. United States: U.S. Environmental Protection Agency, 2015.

[2] 李波,张城玮.煤层瓦斯强化抽采水力增透技术综述[J].煤矿现代化, 2018 (1): 143-145.

[3] 唐建平,胡良平.煤矿井下低透气性煤层增透技术研究现状与发展趋势[J]. 中国煤炭, 2018, 44 (3): 122-126.

[4] 杜杰.底抽巷穿层钻孔水力割缝压裂增透煤层技术研究[J]. 煤矿机械, 2017, 38 (8): 42-43.

[5] 叶川,史红邈, 朱传杰,等.高瓦斯厚煤层底抽巷水力割缝有效影响半径测试研究[J]. 煤炭科技, 2019, 40 (1): 14-17.

[6] 刘志伟, 赵金明, 张仰强, 等. 绿塘煤矿超高压水力割缝卸压增透效果考察及应用[J]. 矿业安全与环保, 2019, 46 (1): 43-46.

[7] 崔海洋, 伍清. 低透气性煤层水力冲孔数值模拟与应用[J]. 煤炭技术, 2016, 35 (11): 183-185.

[8] 李付安. 高压水力冲孔造穴增透抽采技术的应用研究[J]. 河南科技, 2018 (7): 79-80.

[9] 房新亮, 彭富伟, 魏垂胜, 等. 基于水力冲孔的回采工作面快速卸压消突技术研究[J]. 能源与环保, 2018, 40 (5): 50-54,63.

[10] 曹佐勇. 近距离煤层水力冲孔多场耦合效应及卸压瓦斯抽采效果评价研究[D]. 徐州:中国矿业大学, 2018.

[11] 宋显锋. 超高压水力割缝技术在N1103胶带顺槽中的应用[J]. 现代矿业, 2018, 34 (10): 214-216.

[12] 张占国, 张锋. 超高压水力割缝技术在低渗透特厚煤层中的应用[J]. 能源与环保, 2018, 40 (11): 90-93.

[13] 邝四华, 蒋志刚. 超高压水力割缝技术在瓦斯抽采中的应用[J]. 陕西煤炭, 2017, 36 (4): 76-79,93.

[14] 刘红星, 孙占海, 汤孟庆. 超高压水力割缝强化抽采瓦斯技术研究[J]. 安徽建筑大学学报, 2017, 25 (6): 41-44.

[15] 秦江涛, 陈玉涛, 黄文祥. 高压水力压裂和二氧化碳相变致裂联合增透技术[J]. 煤炭科学技术, 2017, 45 (7): 80-84.

[16] 闫发志, 朱传杰, 郭畅,等. 割缝与压裂协同增透技术参数数值模拟与试验[J]. 煤炭学报, 2015, 40 (4): 823-829.

[17] 陈玉涛, 秦江涛, 谢文波. 水力压裂和深孔预裂爆破联合增透技术的应用研究[J]. 煤矿安全, 2018, 49 (8): 141-144,148.

[18] Li Y, Zhang C, Tang D,et al. Coal pore size distributions controlled by the coalification process: An experimental study of coals from the Junggar, Ordos and Qinshui basins in China[J]. Fuel, 2017, 206: 352-363.

[19] 梁志剑, 叶静然. 水力压裂裂缝效果影响因素研究[J]. 煤炭技术, 2019, 38 (1): 83-85.

[20] 章冰悬. 水力压裂增透范围及其在瓦斯抽采中的应用[J]. 能源与环保, 2018, 40 (12): 35-37.

[21] Puri R, Yee D. Enhanced coalbed methane recovery[C]. Proc 65th Annual Technical Conference and Exhibition of the SPE. New Orleans, LA, 1990.

[22] Puri R, Yee D, Buxton TS, Majahan O. Method of increasing the permeability of a coal seam[R]. US: BP Corporation North America Inc., 1991.

[23] Sloss LL. Potential for enhanced coalbed methane recovery[R]. United Kingdom: IEA Clean Coal Centre, 2015.

Research on high pressure gas-water mixed pressure technology in coal seam and its effective influence radius test

Zhao Pengyuan1, Zhu Chuanjie 1, Wu Hourong2, Cheng Yanying2, Li Lianyun1, Liu Qian3

(1. School of Safety Engineering, China University of Mining and Technology, Xuzhou, Jiangsu 221116, China;2. Research Institute of Gas and Fire Preventing and Extinguishing, Technology Center of Sichuan Coal Industry Group Co., Ltd., Chengdu, Sichuan 610091, China;3. School of Resource Engineering, Longyan University, Longyan, Fujian 364012, China)

Abstract Aiming at the problem of low gas drainage rate in nanopores of coal seam, the high pressure gas-water mixed pressure technology in coal seam was developed, and the technical principle was given, that was, methane was replaced by water with high adsorption capacity, and then the water lock effect was relieved by injecting high-pressure air to displace water in pores and fissures. The preliminary field test was carried out in Lvshuidong Coal Mine of Sichuan Coal Industry Group. Three groups of gas-water mixed injection inspection boreholes were constructed, and after adopting the technology, the measured residual gas content was between 1.75 and 6.75 m3/t expect an unnormal value of 10.51m3/t. Compared with the original gas content (9.02 m3/t), the maximum effective influence radius of gas-water mixed injection could reach 48 m.

Key words gas drainage, high pressure gas-water mixed pressure technology, effective influence radius, gas content

中图分类号 TD712

文献标识码 A

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引用格式:赵鹏远, 朱传杰, 伍厚荣,等. 煤层高压气水混压技术及其有效影响半径测试研究[J].中国煤炭,2020,46(10)∶60-66. doi:10.19880/j.cnki.ccm.2020.10. 010

Zhao Pengyuan , Zhu Chuanjie , Wu Hourong ,et al. Research on high pressure gas-water mixed pressure technology in coal seam and its effective influence radius test [J].China Coal, 2020,46(10)∶60-66. doi:10.19880/j.cnki.ccm.2020.10. 010

作者简介:赵鹏远(1993-),男,汉族,甘肃庄浪人,硕士研究生,主要从事煤层瓦斯的高效抽采与利用方面的科研工作。E-mail:2533961640@qq.com。

(责任编辑 张艳华)