注气过程中煤层裂纹扩展速度研究

陈德飞　康毅力　孟祥娟

（1.中国石油塔里木油田分公司油气工程研究院，新疆库尔勒　841000；2.西南石油大学油气藏地质及开发工程国家重点实验室，四川成都　610500）

注气过程中煤层裂纹扩展速度研究

陈德飞1，2康毅力2孟祥娟1

（1.中国石油塔里木油田分公司油气工程研究院，新疆库尔勒841000；2.西南石油大学油气藏地质及开发工程国家重点实验室，四川成都610500）

煤层中通常会通过注N2、CO2提高煤层气采收率或实现CO2埋存，注入的气体将使煤层中裂纹发生扩展，诱发煤层失稳。以宁武盆地9号煤层为研究对象，开展等温吸附实验定量研究了煤岩对N2、CO2的吸附量，并开展三轴压缩力学实验定量研究了N2、CO2吸附对煤岩力学强度的影响；分析了煤岩中裂纹扩展机理，根据断裂力学理论推导出含气煤岩中的裂纹扩展速度方程，并根据方程计算出注不同气体时煤岩中的裂纹扩展速度。研究表明，在相同平衡压力下，煤岩对CO2的吸附量是CH4的6倍；煤岩饱和CO2后的力学强度明显低于饱和N2的力学强度；煤层注CO2比注N2引起的裂纹扩展速度更大，并且注气压力越高扩展速度越大。该理论成果能够为优化注气的比例及注气压力提供理论指导，并且对防止煤层失稳，保障顺利注气具有重要意义。

煤岩；气体吸附；岩石力学；裂纹扩展；稳定性

煤层中发育有大量裂纹，均质镜质体与细胞残留孔隙的结构镜质体所构成的条带是裂纹产出的主要位置，裂纹长短并不一致，这些裂纹主要分布在面割理与端割理之间［1-3］。煤层注气过程中，随气体不断注入，煤层中孔隙压力升高，导致煤岩发生拉剪破坏，引起裂纹发生扩展。随裂纹的持续扩展，煤岩中割理沟通并形成更大的裂纹，导致煤岩发生破坏，引起煤层失稳［4-5］。煤岩发生破坏后将产生大量煤粉，随着气体的注入，煤粉向煤层深处运移，堵塞流动通道，导致渗透率降低，影响注气效率。以往学者基于断裂力学理论分析了煤层气作用下裂纹扩展机理，认为当孔隙压力达到一定数值时，煤层中的裂纹将发生扩展，并且裂纹的产生及扩展是煤层孔隙压力与原有裂纹作用的结果［6-8］。而注入煤层的气体主要以吸附态存在，严重影响煤岩力学强度以及煤层中裂纹扩展速度。因此，笔者针对现阶段煤层中主要是通过注N2、CO2提高煤层气采收率或CO2埋存的现状，研究了两种气体吸附对煤岩力学强度的影响，并分析了含吸附气煤岩裂纹扩展机理并完善煤层裂纹扩展速度方程。该研究对防止煤层失稳，保障顺利注气具有重要意义。

1　实验研究

1.1实验煤样

研究所用煤样均取自山西省宁武盆地石炭系太原组下部的9号煤层。该煤层主要发育中煤阶煤，煤岩特征总体以半暗-半亮型为主。显微组分中镜质组反射率在0.92%~1.16%，镜质组一般高于60%，惰质组通常在40%左右，主要为中低灰分煤。煤岩中发育有长短差异的裂纹（图1），这些裂纹主要分布在面割理和端割理之间。

图1　氩离子抛光煤样FESEM图像

煤岩样品的实验室制备较困难，对于三轴压缩实验的煤样采用“水泥浇筑固定法”制取［9］，钻取前将现场取回的煤岩用塑料保鲜膜进行密封，然后将煤块放入大小适中的木箱内，放置煤块时必须保证煤块层理面与取心钻头轴线相平行，保证所取煤样是平行层理面。煤块四周用水泥砂浆进行浇筑，裸露上表面，以便取心。取心后将端面磨平并按照钻取顺序进行编号，在真空干燥箱中抽真空干燥处理48 h。为防止实验过程中气体溢出，实验前将煤样的环向均匀地涂抹一层厚度约为1 mm的硅胶保护层。用于三轴压缩实验的煤样均取自同一块煤岩，保证了煤样的可对比性。

将开展煤岩力学实验煤样进行切割后的端面碎样搜集用于开展等温吸附试验，按照GB/T 19560—2008《煤的高压等温吸附试验方法》将煤样进行粉碎后，筛选出粒径在0.25~0.18 mm（60/80目）的煤样待用［10］。

1.2实验方法

1.2.1等温吸附实验称取100 g处理好的煤样并对其进行抽真空干燥24 h，随后利用HKY-Ⅱ型全自动吸附气含量测试系统测量该煤样在不同压力条件下对N2、CO2气体的吸附量。整个实验过程中测试系统的温度保持恒定为38 ℃，并且在变换测试气体时需对煤样抽真空处理1 h。

1.2.2煤岩三轴力学实验三轴压缩状态下煤岩力学实验运用RTR-1000静（动）态三轴岩石力学测试系统开展。实验前将包裹好的煤样置入气体饱和装置并对装置进行密封，随后抽真空处理2 h，向容器内部充入实验气体并实时监测压力，在设定的压力5 MPa下饱和72 h。将饱和好煤样迅速取出装入实验系统，设定系统温度及围压，采用0.2 mm/min的位移速度进行加载控制，直至煤样发生完全破坏。

2　实验结果分析

2.1等温吸附实验

根据吸附气含量测试系统能够测量出不同压力下系统体积的变化。将得到的实验数据利用系统自带数据处理软件可得到同一煤样针对不同气体的等温吸附曲线（图2）；将等温吸附实验所获得的数据利用仪器自带软件运用Langmuir方程进行拟合分析计算可获得煤样对N2、CO2的Langmuir吸附常数VL和Langmuir压力常数pL，VL反映了煤样对实验气体的吸附能力，拟合结果见表1。

图2　煤样对不同气体的等温吸附实验结果

表1　不同气体等温吸附实验结果

从图2可看出对于相同煤样，实验过程中随着平衡压力的增加，煤样对N2、CO2的吸附量均呈现出非线性增加；在相同实验室条件下，煤样对CO2的吸附量明显大于对N2的吸附量。据表1可看出在饱和吸附状态下煤样对CO2的吸附量也是明显大于对N2的吸附量；在吸附平衡时，CO2的吸附量是CH4的6倍。

2.2三轴抗压实验

根据实验测试结果，得到煤样饱和N2和CO2后，在围压分别为15 MPa和10 MPa的情况下，煤岩三轴压缩应力-应变曲线如图3所示， 其中煤样号NW-1、NW-2、NW-3和NW-4的含义见表2。

图3　煤样三轴抗压实验应力-应变曲线

三轴压缩实验过程中，煤样的载荷随轴向应变基本是呈线性变化。与饱和N2煤样相比，CO2饱和后煤样抗压曲线的弹性阶段持续时间有所增长，主要是由于压缩过程为煤样内部的细小颗粒发生局部膨胀以及变形，吸附性气体的存在将增强颗粒的变形，增强了煤岩的塑性。

表2　煤样三轴抗压实验结果

煤岩三轴力学参数测试结果见表2，在相同实验条件下与饱和N2煤样相比，煤样饱和CO2后的弹性模量与抗压强度均降低，泊松比增加；围压为15 MPa时，与饱和N2煤样抗压强度相比，饱和CO2后降低了13.80%；围压为10 MPa时，与饱和N2煤样抗压强度相比，饱和CO2后降低了15.14%；根据Mohr-Coulomb准则拟合煤样力学强度数据得到的内聚力与内摩擦角可看出，与饱和N2煤样内聚力相比，饱和CO2后降低了20.03%，内摩擦角的降低值不明显。上述现象说明，注气过程中注入的气体类型不同，煤层的稳定性也具有差异，注CO2比注N2更容易导致煤层失稳，影响注气效果。

3　煤层裂纹扩展分析

3.1裂纹扩展机理

煤层注气过程中随着注气压力的增加，煤岩中的裂纹将发生扩展。因此，在注气过程中，煤岩中裂纹扩展问题属于Ⅰ-Ⅱ型复合问题［11-13］。基于断裂力学理论可得到裂纹发生扩展的临界压力为

式中，pc为裂纹扩展临界压力，MPa；σ1为最大水平主应力，MPa；σ3为最小水平主应力，MPa；α为裂纹倾角，°；KIC为Ⅰ型断裂韧度，MPa·m0.5；c为裂纹扩展后长度的一半，mm。

根据式（1）可看出煤层中裂纹扩展临界压力受Ⅰ型断裂韧度KIC大小影响，煤岩中吸附性气体将弱化煤岩力学强度，使得Ⅰ型断裂韧度数值降低，气体吸附性越强，数值降低越大，这将导致煤岩裂纹发生扩展的临界压力值降低，煤层更易失稳。

3.2裂纹扩展速度

煤层注气过程中，随着气体的不断注入，当达到一定压力值后，将诱发煤层中的裂纹失稳并发生扩展。通常情况下注气过程主要包括注N2、CO2提高煤层气采收率及实现CO2埋存，根据前文研究结果得出煤岩对CO2的吸附性明显强于N2，并且在相同条件下煤岩吸附CO2时的力学强度明显低于吸附N2。结合裂纹扩展速度方程可看出煤岩中裂纹失稳时的扩展速度受力学强度等因素的综合影响，而煤岩的力学强度受吸附气体类型的影响。因此，注气压力相等，注入气体类型不同，裂纹扩展速度也不一致，该部分结合煤岩孔隙结构参数、等温吸附拟合参数、力学强度参数等，定量研究煤层注气过程中裂纹扩展速度，对研究注气过程中煤层稳定性具有重要的意义。

笔者在前人研究的基础上考虑气体吸附对煤岩表面能的影响以及气体吸附对煤岩力学强度的影响，分析气体吸附前后煤岩中裂纹系统的表面能的变化，以及在恒定地应力条件下裂纹发生扩展的临界应力。煤层在注气过程中，在地应力恒定情况下，当气体压力由初始的p0变化到p，裂纹长度由初始的2c0变化到2c时，结合Mott理论［8］可得到优化后的煤岩中裂纹扩展速度方程

式中，Vc为裂纹扩展速度，m/s；σL为垂直于裂纹表面的张力，MPa；E为弹性模量，MPa；c为裂纹扩展后长度的一半，mm；c0为初始裂纹长度的一半，mm；γ0为煤岩表面自由能（不含吸附气），J/mol；k为数值常数，取16.535；ρ为煤岩密度，t/m3；VL为吸附常数，cm3/g；R为气体常数，J/（mol·K）；T为绝对温度，K；V0为标准状态下的气体摩尔体积，cm3/mol；S为煤岩比表面积，m2/g；p0为初始压力，MPa；p为注气平衡压力，MPa。

根据式（2）能够计算出含吸附气煤岩在恒定应力条件下裂纹扩展速度，据方程可看出，气体压力越高，裂纹扩展速度越快。

根据液氮吸附实验得到煤岩孔隙比表面积S为1.085 7×106m2/t，密度ρ为1.33 t/m3，煤岩表面能γ0为10 N/m，绝对温度T为311 K，气体常数R为8.314 J/（mol·K），等温吸附拟合参数及力学参数见表3。

表3　裂纹扩展速度计算参数

煤层注气过程中若注气压力由6 MPa增至6.5 MPa，结合已知参数将裂纹扩展速度计算方程运用Matlab进行编程求解，得出注N2、CO2时，长度为2 mm的裂纹延伸2 μm过程中扩展速度分别为69.98 m/s、71.56 m/s，表明在相同注气压力情况下，注CO2时煤层中的裂纹扩展速度更快；若注气压力由6 MPa增至7 MPa，根据Matlab计算获得注N2、CO2时，长度为2 mm的裂纹延伸2 μm过程中扩展速度分别为78.20 m/s、88.10 m/s，表明随着注气压力的升高，将加快煤层中裂纹的扩展速度，煤层更易失稳，影响注气效率。

煤层注气提高采收率过程中，若注气压力较低将导致注气困难，而随着注气压力的升高，将加快煤层中裂纹的扩展速度，导致煤岩发生破坏，引起煤层失稳，影响注气效率，因此该研究成果能够为优化注气压力提供理论指导。

4　结论

（1）相同煤岩对CO2的吸附量明显大于对N2的吸附量，宁武盆地9号煤岩对CO2的吸附量为35.70 cm3/g，N2为6.31 cm3/g。

（2）与饱和N2相比，煤岩饱和CO2后塑性软化特性增强，强度降低，内聚力降低，但内摩擦角的降低不明显。

（3）基于对裂纹扩展机理的研究，优化了裂纹扩展速度方程；相同注气压力时，注CO2比注N2引起的扩展速度更大，对同种气体，注气压力越高扩展速度越大。该理论成果能够为优化注气的比例及注气压力提供理论指导。

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（修改稿收到日期2015-04-19）

〔编辑朱伟〕

Research on crack propagation speed in coal seam in the process of gas injection

CHEN Defei1,2, KANG Yili2, MENG Xiangjuan1
（1. Research Institute of Oil and Gas Engineering, Tarim Oilfield Company, CNPC, Korla 841000, China;
2.State Key Laboratory of Oil & Gas Reservoir Geology and Exploitation, Southwest Petroleum University, Chengdu 610500, China）

N2or CO2is commonly injected into coal seam to enhance CBM recovery or realize CO2storage. The injected gas will make crack growth occur in coal seam, which can induce instability. Taking the No. 9 coal seam in Ningwu basin as the research object, firstly, the isothermal adsorption experiment was carried out to study the adsorption capacity of coal rock for N2and CO2quantitatively and tri-axial compression mechanics experiment was carried out to study the influence of N2and CO2adsorption on the mechanical strength of coal rock. The mechanism of crack propagation was analyzed and the crack propagation speed equation of coal seam containing gas was deduced according to the theory of fracture mechanics and, according to the equation, the crack propagation speed was calculated when different gases were injected. Studies show that the adsorption of coal rock for CO2is six times larger than CH4under the same equilibrium pressure, the mechanical strength of coal rock saturated by CO2is significantly lower than that of N2, The crack propagation speed of coal with CO2injection is much bigger than that of N2, and the greater the gas injection pressure is, the higher the propagation speed will be. This theoretical result can not only provide a guidance for optimizing the proportion of gas injection and gas injection pressure, but also is of great significance to prevent the instability of coal bed and ensure gas injection smoothly.

coal rock; gas adsorption; rock mechanics; crack propagation; stability

TE37

A

1000 – 7393（ 2015 ） 03 – 0080 – 04

10.13639/j.odpt.2015.03.018

国家科技重大专项子课题“复杂地层漏失诊断及完井方法研究”（编号：2011ZX05005-006-008HZ）。

陈德飞，1988年生。2014年毕业于西南石油大学油气井工程专业，现从事储层保护理论与技术及提高采收率相关研究工作。E-mail：dephey.chen@163.com。

引用格式：陈德飞，康毅力，孟祥娟．注气过程中煤层裂纹扩展速度研究［J］．石油钻采工艺，2015，37（3）：80-83．