煤层瓦斯,也称煤层气,是一种清洁、方便、高效的能源。大力开发抽采煤层气,既可以充分利用地下资源,又可以改善矿井安全条件和提高经济效益,并有利于改善地方环境质量和全球大气环境。目前世界上对煤层气资源开发利用的主要方法之一是采用地面钻井抽采技术。美国自20世纪70年代初首先采用地面钻井开采煤层气资源获得成功,澳大利亚、德国也先后采用地面钻孔抽采技术开采煤层气。我国近年来在山西晋城、阳泉等矿区的煤层裂隙发育、渗透性好、可抽采性好的地区通过地面钻井抽采地下煤层气,已形成规模,但在其他煤层渗透率低的矿区,地面钻井抽采原始状态下的煤层气抽采效果差,抽采成本高,规模化进行煤层气开采尚处于试验研究阶段。
淮南矿区煤及煤层气资源丰富,区内煤炭储量500亿t,煤层气资源量5 928亿m3,是华东地区重要的能源基地,也是我国高瓦斯含量、低煤层渗透性、煤层群等开采条件最复杂的矿区之一[1-4]。国内多名学者从煤层气流动特征[5]、采动区地面井变形规律[6-8]、煤层气抽采效果[9] 等进行了大量研究,为地面钻井抽采瓦斯提供了理论基础。近年来随着矿区开采规模不断扩大,瓦斯治理工程与生产接替的矛盾越来越突出,淮南矿业集团试验把井下瓦斯抽采工程转移到地面,试验地面钻井替代井下高(底)抽巷抽采被保护层采动区卸压瓦斯技术[10],不仅实现了被保护层煤层瓦斯(煤层气)区域性开采的目标,也解决了井下瓦斯治理岩巷工程滞后影响生产接替的局面。但在地面钻井抽采期间,受采动影响,经常出现钻井破断或堵塞现象,造成瓦斯抽采量降低甚至功能失效,不能保持连续稳定抽采。
笔者通过钻井结构和平面位置进行针对性设计,提高钻井的可靠性和抽采最大化,并通过工程实例,验证了该项技术的可靠性,为地面钻井高效稳定抽采被保护层卸压瓦斯提供了技术支撑。
胡千庭等[11]界定了开采煤层周边全范围的煤矿采动区范围,本文中下保护层开采对应的采动区是指下保护层工作面回采时对上覆煤岩产生采动影响范围区域,如图1所示,上覆采动区对应形成3个明显的应力分区,分别为卸压充分解吸区、部分解吸区、压缩变形区。故抽采被保护层卸压瓦斯的采动区范围正是针对图1的卸压充分解吸区、部分解吸区范围,使部分解吸区通过强化抽采也达到充分卸压的目标,实现保护层和被保护层一一对应开采。
由图1结合关键层理论,位于开采层(保护层工作面)上方的采动区在工作面回采后整体上呈现基本顶及上覆关键岩层的“O-X”破断,当关键层破断时,导致全部或相当部分的上覆岩层产生整体运动,形成竖向穿层裂隙和沿层离层裂隙,处于被保护煤层上方的采动区范围关键层下离层裂隙最发育。随着采煤工作面的推进,覆岩离层裂隙的分布呈现两阶段规律,第1阶段自开切眼开始,随着工作面推进,离层裂隙不断增大,在采空区中部离层裂隙最发育,其最大离层率为第2阶段的数倍;第2阶段从采空区中部离层裂隙下降开始,至裂隙趋于压实,而采空区四周存在一个离层裂隙发育的“O”形圈[12] ,或被称为采动裂隙区面椭抛带[13] ,如图2所示。
1—压缩变形区;2—部分解吸区;3—卸压充分解吸区
图1 保护层上覆采动区范围
Fig.1 Range of mining area overlying protective layer
x—回采工作面走向;y—回采工作面倾向;z—回采工作面顶板上覆方向;h1—裂缝带最大高度;h2—压实带最大高度; A1—初次来压步距;A2—2倍周期来压步距; B1—进风巷椭抛带宽度;B2—回风巷椭抛带宽度
图2 采动裂隙发育椭抛带三维分布
Fig.2 Three-dimensional schematic diagram of mining fractured elliptical projectile
研究表明,煤层上覆岩层在采动影响下会先后经历变形、离层弯曲、断裂、垮落4 个运动阶段,自下而上形成了冒落带、裂缝带,并由此产生了一系列复杂的错动、变形[14-15]。地面钻井抽采采动区卸压瓦斯正是使地面钻井位于上述采动后发育的离层裂隙范围内,保证卸压解吸瓦斯最大限度流入钻井内被负压抽出。而关键层移动与破断形成离层裂隙的同时也产生 “反弹”与“压缩”的扰动,对地面钻井形成剪切破坏[16],导致工作面采至或采过地面钻井后钻井在被保护的13-1煤上覆、下伏的坚硬岩层处形成剪切破坏发生错断,不能有效发挥地面钻井的抽采作用,因此防止关键层破断对地面钻井形成剪切破坏、堵实钻井是地面钻井抽采技术实施成功首先要解决的关键技术[17-18]。安徽理工大学以淮南矿区顾桥矿11煤保护层开采为原型,采用相似材料模拟分析11煤开采采场上覆岩层移动破坏规律发现:采高2 m、平均采速2 m/d的条件下,在距开采层11煤采空区顶板垂距高度20、40、60、80 m处水平位移分别为225、156、56、20 mm[19],笔者以朱集东矿1242(1)保护层工作面为例研究分析了地面钻井抽采采动区卸压瓦斯防剪切破断施工工艺改进和地面钻井设计布置。
1242(1)保护层工作面走向长1 200 m,倾斜长220 m,煤层倾向116°~156°,倾角平均3°,煤厚平均1.4 m,直接顶为平均12 m厚的致密、块状泥岩或细砂岩薄层,再向上为6 m层状细砂岩基本顶;采动区被保护层13-1煤层实测最大瓦斯含量9.02 m3/t,实测最大瓦斯压力3.8 MPa,上方10~12 m为直接顶、发育1~2层不稳定煤线,向上为单层6.3 m厚的基本顶关键层(平均抗压强度为140 MPa,岩石普氏系数13.7)。工作面瓦斯治理措施没计采用7口地面钻井抽采采动区被保护层卸压瓦斯。
由于回采工作面采空区中部对应上覆采动区的关键层下方离层裂隙最发育,淮南矿区开采层上覆层间距80 m处关键层正好位于13-1煤层被保护卸压层上方10~12 m处,是13-1煤采动后卸压解吸瓦斯富积处,故地面钻井工作管布置到此处。而采动区造斜或采用分支钻孔均易受采动影响而损坏,故淮南矿区地面钻井均采用立井,一般设计布置在沿倾斜工作面中部,而1242(1)工作面由于上阶段11-2煤和13-1煤均采毕,为避免钻井受上阶段已采区采动影响,地面钻井布置沿倾斜向工作面中部下移约20 m;沿走向靠近开切眼和终采线的钻孔位置设计,按采动裂隙椭抛带宽度开切眼处为基本顶初次来压步距、回采线附近为2个周期来压步距宽度设计(图2),或按“O”形圈要求按工作面见方即面宽的1/3设计布置,落点位置在13-1煤上方10 m处。根据朱集东矿11煤矿压观测数据,11煤回采基本顶的初次来压步距一般38 m,周期来压步距一般17 m,故1242(1)工作面第1口井距开切眼走向位置基准点以13-1煤被保护层上覆的关键层位置为设计钻孔地面对应位置,计算得第1口地面钻井距开切眼的走向距离最大为68 m,最后1口井距终采线的走向距离为64 m,按工作面见方的1/3计算为73 m。实际最后确定工作面布置7口地面钻井,均布置在沿工作面倾向中部偏向下;沿走向间距180~220 m,第1口地面钻井距开切眼60 m,最后1口地面钻井距终采线75 m。
根据关键层理论,在采场上覆岩层中存在多层坚硬岩层时,下伏关键硬岩破断其上覆全部岩层或局部岩层的下沉变形是协调同步的[20],也就是说,下伏主关键层的断裂步距一般不大于上覆亚关键层的断裂步距,所以距开采层层间距越远的关键硬岩,其破坏程度越小。该矿统计资料表明:钻井破坏一般发生在开采工作面揭露钻井后150 m范围内50 m的倍数处;通过地面钻井抽采情况也能发现,工作面采过地面钻井50 m时(即3个周期来压步距),其瓦斯抽采纯量会有下降波动,后重新恢复或保持下降水平一段时间,分析认为距开采80 m以远的13-1煤层上方的关键硬岩破断步距大约为开采层3个周期来压步距,即50 m。因此地面钻井布置间距一般考虑避开此断裂步距倍数,故该1242(3)工作面钻井间距设计为180~190 m(也小于实际考察的有效抽采半径300 m)。另外在开采层工作面回采时,要求技术部门加强工作面周期来压观测,结合13-1煤上方的关键硬岩断裂步距分析,在开采层11-2煤周期来压时,预计对应13-1煤上方的关键硬岩即将破断前,降低开采速度,减少周期来压的强度以实现减小对地面钻井结构的破坏。
淮南矿区基岩面以上均为埋深300~400 m的松软深厚表土层,其中存在多层含水流砂层,地面钻井过此区段必须采取加固处理措施;可见距开采层间距在80 m以外的覆岩位移大幅减少,破断对地面钻井的剪切破坏相应减小,通过计算分析采取强抗固井措施可以满足覆岩剪切破断的要求,因此在此区段采取了整体强抗固井措施,另外由于13-1煤层上10~12 m软弱直接顶上方为厚硬关键层,保护层工作面回采后此关键层下方离层裂隙最发育,被保护层13-1卸压瓦斯会大量上浮富积在此,是抽采钻孔最佳抽采段。所以地面钻井布置从地表开孔孔径350 mm一开直接延伸到开采层上方80 m被保护的13-1煤层顶板上方10 m处的关键层位置(再向下布置钻井工作管),对应下ø273 mm×10.16 mm和ø177.8 mm× 9.19 mm双层石油套管,钻井二路套管外环间隙均采用石油固井技术注入石油G级水泥全封闭固井,即进行“软岩-强抗” 、“远岩-强抗”固井措施。地面钻井布孔结构如图3所示,地面钻井套管参数见表1。
图3 地面钻井结构
Fig.3 Ground drilling structure diagram
表1 地面钻井套管参数
Table 1 Surface drilling casing parameters
位置套管直径/mm套管壁厚/mm钢级备注13-1煤顶板上方10m273.010.16N80实管(外层)13-1煤顶板上方10m177.89.19N80实管(里层)13-1煤顶板以上10m向下至11-2煤顶板以上7m177.813.72N80花管
13-1煤顶板以上10 m向下至11-2煤顶板以上7 m 的钻井段是抽采被保护煤层卸压瓦斯和11-2煤采空区瓦斯的通道,必须保证该区域煤、岩裂隙与钻井保持畅通,不能采取封堵固井措施;另外,开采层11-2煤上方基本顶及关键岩层的“O-X”破断由于靠近开采层,受采动扰动的剪切破断应力超过原岩应力达4~8倍以上,产生的“反弹”与“压缩”值也是最大的,也不宜采用强抗措施。为此地面钻井向下延伸自13-1煤顶板开始采用ø245 mm孔径钻探,然后“掏穴”扩孔至ø420 mm,再下入ø177.8 mm×13.72 mm单层石油花管(图3),花管上口连接7.5 m的ø177.8 mm×13.72 mm石油套管,与ø273 mm×10.16 mm套管重叠,花管下口下至11-2煤顶板以上7 m,不固井,既避让采动应力挤压堵塞眼孔和硬岩断裂错断管路,煤、岩裂隙卸压瓦斯又通过花管与钻井连通,煤层段掏穴也增大了卸压煤体自由面。即采用“近岩、硬岩-掏穴扩大钻孔孔径避让”覆岩破断。
另外选择其中一口钻井试验实施Ⅳ型大直径钻孔,护孔、固孔工艺同上,但一开钻孔孔径、双层套管孔径分别为ø445 mm、ø339.7 mm×10.92 mm、ø244.5 mm×13.84 mm,二开钻孔孔径、工作管花管孔径采用ø311 mm、ø244.5 mm×13.84 mm,既防剪切破断,又增加抽采效果。
从瓦斯抽采纯量变化图(图4)可见:1242(1)采煤工作面2013年8月底开始回采,9月初采过1号地面钻井15 m开始,抽采纯量很快上升到6 m3/min,采过钻井35 m后抽采纯量达20 m3/min,一直维持一个半月,最大28 m3/min,直到工作面采过3号地面钻井,仍维持10 m3/min的抽采纯量,然后降到4~5 m3/min,并一直维持不变至停抽,其他钻井在工作面采过15 m后,开始抽采纯量也在10~20 m3/min,但在采过其对应后续钻井且后续钻井发挥作用后,抽采纯量大幅下降至1~2 m3/min甚至衰竭,钻井之间存在抽采相互影响,而大直径的5号地面钻井在进入抽采发挥作用后抽采效果最好,抽采纯量一个月内均维持在20 m3/min以上,最大超过30 m3/min,1—7号地面钻井累计抽采纯量分别为4.280 5、1.748 5、1.928 2、2.136 8、4.607 5、2.084 6、2.302 9 Mm3。
图4 1242(1)地面钻井瓦斯抽采纯量变化
Fig.4 Change diagram of pure quantity of gas drainage in 1242(1) ground drilling
综合分析可见,单井平均抽采瓦斯量272万 m3,设计的直径244.5 mm工作管,相比直径177.8 mm工作管的钻井,瓦斯抽采量提高69%,抽采效果最好。布置在工作面中部的钻井抽采纯量相对均衡,被保护层卸压瓦斯在一定时间内也被有效抽出,满足被保护层有效消突卸压的目标;布置在采动裂隙连通的“O”形圈(椭抛带)内的第1口井和第7口井均能保持长时间高效抽采模式,总抽采量相对较高,按抽采率计算和通过后期掘进验证,都证明布置在 “O”形圈(椭抛带)内的2口钻井通过强化抽采,对应被保护的13-1煤实现了垂直保护。整体垂直保护范围的13-1煤经采动卸压抽采,从强突出煤层变性为低瓦斯煤层,实测1242(3)被保护层有效保护区域内残余瓦斯压力0.2 MPa,残余瓦斯含量3.61 m3/t。被保护层工作面设计运输巷按垂直保护布置,煤巷掘进过程验证均不超标,巷道月最大单进达288.5 m,平均月单进均达到200 m以上。
1)地面钻井平面布置,靠近开切眼的第1口钻井和终采位置的最后一口井,布置在采动裂隙发育的“O”形圈或椭抛带内,其他钻井布置在沿倾斜工作面中部的离层裂隙发育区,是提高抽采效果的主要方法之一,既实现最大幅度抽采卸压瓦斯,又避免抽采钻井之间相互影响,同时实现了对被保护层垂直保护范围内有效消突的目标。
2)地面钻井沿走向的布置间距,应考虑避开保护层工作面回采周期来压,在上覆岩层断裂时对地面钻井造成结构破坏。
3)地面钻井结构设计为开采层上方软岩层、远岩层采用强抗固井,开采层附近岩层、硬岩层扩孔避让护井,是实现防剪切破断,保证钻井持续稳定抽采的关键技术。
4)在施工工艺满足现场条件的前提下,可适当扩大地面钻井直径和工作管直径,从而提高单井瓦斯抽采量。
5)从考察效果和实际回采验证,在淮南矿区开采下伏保护层,利用地面钻井代替井下高(底)抽巷打钻对上覆的被保护层进行卸压抽采,消除了高瓦斯强突出煤层突出危险性,减少井下岩巷工程量,有利于采掘和瓦斯治理协调推进。
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