空气潜孔锤钻探施工工艺研究与应用

张　涛

（甘肃煤田地质局133队，甘肃白银730913）

空气潜孔锤钻探施工工艺研究与应用

张涛

（甘肃煤田地质局133队，甘肃白银730913）

我队在魏家地煤矿进行瓦斯抽放孔的施工，初期采用常规钻进技术，出现的主要问题是钻遇采空区、裂隙带，钻井液的泄露问题。严重时，钻井液有进无出，造成孔壁坍塌，粘、附、卡钻等井内事故，甚至导致钻孔报废而延误工期，造成巨大经济损失。再加上钻孔多布置在山坡、丘陵上，山路陡峻曲折，钻孔附近没有钻探需用的水源，供水条件极为困难。为了解决瓦斯抽放孔深孔钻进，供水条件差、钻井效率低，孔内事故多，施工期长，施工成本高等问题，本次施工的魏家地煤矿1501号瓦斯抽放孔采用空气潜孔锤钻探施工技术。针对施工地区地层特点，采用下套管护孔换径，确保钻孔顺利施工及测井口径，有效封隔漏失和不稳定地层。并针对钻进过程中出现的不同问题，调整钻进方法和技术参数，解决了长期以来困扰该地区复杂地层的钻探难题，取得了良好的经济效益和社会效益。

采空区；裂隙带；潜孔锤钻进；魏家地矿

0　概况

魏家地矿于20世纪80年代末期建成投产，年生产能力100万t。矿井位于大宝魏煤田向斜东南部，井田走向8.5 km，倾斜宽2.5 km，面积21.04 km2，煤炭地质储量2.76亿t，可采储量1.91亿t，瓦斯储量28.58亿m3，是靖远煤业集团特级高产高效矿井。

魏家地矿井地质构造复杂，煤层自然发火期短，且煤与瓦斯突出，是全国煤炭系统35座安全重点监控矿井之一，安全管理难度较大。1989年中国统配煤矿总公司根据煤炭科学研究院重庆分院的鉴定结论，将魏家地煤矿的1层、3层煤定为煤与瓦斯突出煤层，绝对瓦斯涌出量46.91 m3/min，相对瓦斯涌出量15.59 m3/t。

随着国民经济的高速发展，市场对煤炭的需求量增大，煤炭的开采量也随之加大，魏家地煤矿的开采已逐步向深部迈进；随着开采深度的增加，绝对瓦斯涌出量由2003年的29.6 m3/min上升至2008年的63.8 m3/min，相对瓦斯涌出量由2003年的15.6 m3/t上升至2008年的26.4 m3/t。预计再往深部靠近F3断层和南部F1-2构造影响带，瓦斯涌出量还有增大的可能。为了保障煤矿开采安全，助力老矿挖潜，我队多年来一直为魏家地煤矿进行瓦斯抽放孔的施工。初期采用常规钻进技术，出现的主要问题是钻遇采空区，裂隙带钻井液的泄露问题。严重时，钻井液有进无出，造成孔壁坍塌，粘、附、卡钻等井内事故，甚至导致钻孔报废而延误工期，造成巨大经济损

失。从2012年起开始采用气动潜孔锤钻进工艺进行瓦斯抽放孔的施工。但是，钻遇岩层破碎带的钻孔坍塌、埋钻、卡钻问题，钻遇采空区孔斜超标等问题一直未得到彻底解决。随着瓦斯抽放孔深度的增加，施工难度越来越大。为了解决瓦斯抽放孔深孔钻进难题，2015年我队资源勘探工程公司承担了空气潜孔锤钻探施工工艺研究与应用的队级科研课题，结合在魏家地瓦斯抽放孔项目施工中的实际情况，对设备运行及各种技术参数进行系统研究，从而指导空气潜孔锤钻探施工技术在瓦斯抽放孔的施工，保证项目的顺利实施。

1　施工区地层及钻进难点

本次钻孔施工的目的是通过魏家地煤矿北采区完成地面1501钻孔的钻探，进行抽采瓦斯试验。这样既可以解决工作面瓦斯浓度高，瓦斯爆炸事故的潜在危险，又能充分利用该能源。

1.1地层

魏家地煤矿位于宝积山复试向斜的东部。向斜内部除党家水一带因F1-2断层的推复作用有较多的中侏罗统新河组出露于地表外，其余大部分被第四系所覆盖。中侏罗统窑街组为区内主要含煤地层，上三叠统南营儿群则构成侏罗纪煤系的基底（表1）。

1.2施工难点

施工区内第四系覆盖层下部为砂砾石、碎石与黄土互层，在施工中容易出现钻孔孔壁坍塌、卡钻、埋钻等事故。钻遇中侏罗统新河组下部页岩、粉砂岩、细粒砂岩及泥岩互层的主要问题是钻孔遇弱含水层时的严重坍塌、掉块、缩径问题，极易导致孔内事故。进入中侏罗统窑街组，局部煤层厚度可达7～8 m，结构松散的煤层使钻孔孔壁不易维护，钻孔安全难以保证。

表1　施工区地层岩性Table 1 Site strata lithology

该区地质条件极其复杂，小煤窑分布较多。历年煤层开采过程中，上覆岩层的地应力重新分布达到平衡，地应力的改变导致岩层内裂隙发育扩张，形成瓦斯流动通道，为采空区及工作面涌出瓦斯创造了条件。

2　钻孔设计及质量要求

2.1地质设计

设计井型为垂直井型，四级井身结构，套管完井。根据以往地质资料，设计井深710 m。

（1）一开：Φ355 mm牙轮钻头+Φ108 mm方钻杆；钻进5 m，下5 mΦ340 mm×6 mm表层焊接套管，水泥固井，水泥返至地面，建立井口。

（2）二开：Φ311 mm潜孔锤+Φ115 mm钻铤5根+Φ89 mm钻杆+Φ108 mm方钻杆；钻进至完整基岩后，下Φ273 mm×9.19 mm表层套管，水泥固井。

（3）三开：Φ216 mm潜孔锤+Φ115 mm钻铤5根+ Φ89 mm钻杆+Φ108 mm方钻杆；钻进至1煤顶板；下入Φ177.8 mm×9.19 mm石油套管，水泥固井。

（4）四开：Φ155 mm潜孔锤+Φ115 mm钻铤2根+ Φ89 mm钻杆+Φ108 mm方钻杆钻进；钻至3煤底板1.5 m，下Φ127 mm×6.45 mm筛管及Φ 127×6.00 mm无缝管。

2.2井身质量

（1）井斜：最大井斜角＜3°，每30～50 m测斜一次；

（2）井斜全角变化率：连续3个点不大于1.3°/ 25 m；

（3）井底水平位移：≯20 m；

（4）井径扩大率：一般地层井段20%，煤层井段≤35%。

3　空气潜孔锤钻进技术

3.1施工设备及配置

采用性能好，风量、风压都适宜的空压机是空气潜孔锤钻进成败的关键。我队施工的魏家地矿1501号钻孔初见水位120 m，钻孔深度大，设备库现有的是斗山XHP985CAT型空压机，由于一台空压机满足不了空气潜孔锤钻进的需要，因此配备了两台。

为了满足施工的需要，配备的冲击器及钻头为：牙轮钻头Φ355 mm一只，HN125冲击器及HN125-311钻头1套，HD85冲击器及HD85-216钻头1套，HD65冲击器及HD65-155钻头1套。

3.2施工过程

首次施工于2015年4月1日开始。在用空气潜孔锤工艺二开Φ216 mm至166.61 m时，钻具发生埋钻事故，主要原因是钻孔接近采空区裂隙引起的漏风，导致岩屑不能及时排上来，加之表层套管未下到位，地表水没有封住形成倒灌，遇到岩屑形成“泥领”（孔内有少量水存在，钻进产生的大量岩粉、岩屑与水在一定的位置混合后，形成粘稠的混凝状物为“泥领”）而导致粘卡钻、埋钻。此次事故发生后，采用套、反等多种方法，用时25 d最终把钻具全部打捞上来。由于长时间处理事故时反复冲刷钻孔孔壁，造成孔壁坍塌。事故处理完毕，继续用空气潜孔锤工艺进行施工，但在孔深50 m处遇阻无法透到孔底，之后改用水源钻机施工，情况仍然没有改善，经研究后放弃继续施工，决定挪孔重新施工。

新孔位定下来后，2015年5月8日重新开始施工魏家地煤矿1501号瓦斯抽放孔。一开采用Φ355 mm牙轮钻头钻进，钻进5 m结束一开的施工。之后下入5 mΦ340 mm×6 mm表层套管。

二开换用Φ311 mm空气潜孔锤钻进，钻压选用由低压→高压（650～3250 kg），慢转速（钻机一档22 r/min），低风压（12 Bar），大风量（46 m3/min）。施工至30 m时，第四系底部含水层有少量的水流出，岩屑排出受阻；此时，每钻进9 m，从井口灌水0.5 m3冲孔10 min左右，岩屑通过水的携带作用才能正常排出。施工至45 m时，由于泥岩段缩径，导致上钻加尺困难，通过反复活动钻具后，孔内才得以正常。继续钻进至50.8 m后，下Φ273 mm×9.19 mm套管50.8 m。

三开换用Φ216 mm空气潜孔锤钻进，钻压选用高压（约2000 kg），慢转速（钻机一档22 r/min），风压随着孔深的增加由低压→高压而增加（12 Bar→21 Bar），风量由小→大（20 m3/min→46 m3/min）。刚开始钻进时岩屑以颗粒状和粉末状从井口排上来，排岩屑效果很好，进尺也较快，曾达到9 m/15min，钻进至92 m时见一薄煤层。随着孔深增加，孔内出水量越来越大，最大达到10 m3/h；经分析认为，水量变大应属于老窑积水通过断层带导水通道流入孔内，随着施工的进行，老窑积水流完后水量会逐渐趋于正常。但随着水量从大变小，又影响到孔内排渣，并在孔内逐渐形成“泥领”，聚集在钻具周围和上方的孔壁上，使排粉通道越来越小，导致钻具回转和提动都很困难，空压机风压也急剧升高。针对这种情况，及时采用泡沫泵将水泡沫混合液注入孔内，并反复活动钻具，稀释冲开“泥领”，逐渐将孔内岩屑排出，施工才得以正常进行。当钻进至200 m时，一台空压机风量明显不够，孔内岩屑排不出孔口；此时将两台空压机并联工作，风量明显变大，孔内岩屑顺利排出。继续钻进至350 m时，空压机风压明显变大，当达到21 Bar时，空压机开始怠速工作，排渣量明显减少，经现场分析并请教业内专家认为：钻孔环空间隙过大，空气上返流速不足以将岩屑携带上来，可用空气泡沫潜孔锤施工。

换用空气泡沫潜孔锤施工后，在钻压、风量和转速基本保持不变的情况下，风压降到18 Bar左右，伴着气流，岩屑和泡沫一起排出了井口。继续用空气泡沫潜孔锤施工至496 m时，风压骤降，通过研判认为可能遇到了采空区空巷，技术人员现场指导司钻人员采用低压慢钻，通过采空区进入基岩层，孔深501.30 m停钻测斜，孔斜符合设计要求。下入Φ 177.8 mm×9.19 mm套管501.5 m（套管高出地面0.20 m），并进行固井工作。

四开换用Φ155 mm空气潜孔锤钻进，钻压选用中压（1 500 kg）、慢转速（钻机一档22 r/min）、中高风压（18 Bar）、中速风量（13 m3/min）。5月17日四开钻进4 m后连续2 d不能进尺，孔内出现“拔车”形象，无法继续钻进。起先分析认为可能是孔内掉入铁块等异物引起的，但经过多次磁力打捞器和岩心管打捞，也未打捞上来异物。又下入Φ146 mm岩心管取心钻进，采取完整的岩心并未见有异物。此种情况排除后，在检查钻头时，发现此种钻头由于钢材材质较软，导致钻头磨损严重，使钻头几乎与冲击器同径，造成孔内上升的环状间隙狭小，岩屑堆积在冲击器和钻头之间而发生“拔车”现象，严重影响到钻机的正常施工。为避免此类事故的发生，从武汉新进一套韩国产的Φ155 mm钻头，经过3 d顺利施工，穿过煤层并进入底板1.5 m后终孔，成孔深度664.37 m，随后进行了测斜。在下入套管时用正反丝扣将Φ127 mm套管送入孔底（Φ127 mm×6.45 mm筛管101.76 m，Φ 127 mm×6.00 mm无缝管165.87 m），之后倒回钻具该孔顺利结束。钻孔结构见图1。

图1　1501钻孔结构图Figure1　Configuration of borehole No.1501

4　钻进效率分析及质量评述

4.1钻进效率分析

1501号孔采用空气潜孔锤钻进，用时19 d，钻进664.37 m，顺利通过采空区空巷和漏失层。钻进用时大约8 d，其他用时11 d，钻进用时占总用时的42%，最低实际钻进效率达到6.75 m/h（Φ155 mm），最高实际钻进效率达到13.5 m/h（Φ216 mm）；纯钻月效率为2491 m（下套管、固井、修设备及等料时间不包括在内），实际钻月效率为1 049 m。若用清水钻进，只有用汽车在魏家地煤矿生活基地拉水；每车水以3 500 L计算，每班只能拉3趟，水泵送入孔内的水量按水泵最大排水量的50%，则三车水只能送105 min；单位小时进尺即使按空气钻进的效率计算，每班也只能工作105 min钻进6.06 m，3班不间断送水，每天进尺为18.18 m，钻进664.37 m需用37 d，纯钻月效率只有564 m。以上数据充分显示出空气潜孔锤效率高的特点，比常规钻进时效提高了4～5倍，是一种高效率、低成本的钻进方法，是在干旱缺水、遇水坍塌掉块、采空区多的地区进行钻探的一种行之有效的方法。

4.2钻孔质量评述

该孔施工完成及时进行测井，数据如下：

（1）井斜：最大井斜角＜2.5°；

（2）井斜全角变化率：连续3个点不大于0.9°/ 25 m；

（3）井底最大位移：4.7 m；

（4）井径扩大率：一般地层井段≤7%，煤层井段≤10%。

孔斜完全达到设计要求，确定为甲级孔。充分显示出空气潜孔锤施工钻孔垂直度高，孔斜稳定的特点。

5　钻探试验总结

运用空气潜孔锤钻进魏家地煤矿1501钻孔的钻探试验研究表明，空气潜孔锤钻进具有钻进速度快、施工费用低、成孔质量好、垂直度高、孔壁光滑，套管一次性即可下入孔底的特点，是一种先进、高效的钻井方法。

5.1施工注意事项

（1）加尺后钻具下至离孔底300～500 mm时送风，风返回孔口吹5 min左右后，待岩屑不再返上来方可开钻慢慢扫至孔底；切忌不可急于进尺、上下窜动和开车回转，这样很容易造成卡钻、埋钻事故。

（2）钻深百米以上后，每钻进9 m清渣一次，实时观察孔口岩屑数量，直至送风将岩粉彻底返出再继续钻进，以免孔壁储存大量岩屑造成卡钻、埋钻事故。

（3）有时风压变低，这可能是由于钻杆折断、密封装置有毛病、遇到大裂隙和漏失层地表管路冻结堵死等情况造成的，发现后必须及时查明原因并加以处理。

（4）若空气潜孔锤正循环施工困难时，应尽早改为空气泡沫潜孔锤施工；空气泡沫潜孔锤携屑上返流速只要求在0.5～1 m/s，远远小于空气潜孔锤钻进的15 m/s的要求，并可减少对孔壁的冲刷作用。常用的泡沫剂有：ADF-1、DFI-1、GDT-813、KZF123、十二烷基苯磺酸钠（ABS）等。泡沫剂加入的浓度，一般为溶液体积的0.3%～0.5%。

5.2改进意见

⑴钻具的选择：对于孔径Φ180 mm以上的钻孔进行施工时，钻铤应为Φ159 mm及以上，钻杆为Φ 114 mm，这样才能保证空压机在较低风压中工作，环空风速得以提高，孔内岩屑才能彻底清理干净。⑵钻机选型：本次所用的红星—600型水文水井钻机，在空气潜孔锤钻进施工中，辅助时间太长，

在上钻过程中若受阻，不能回转及送气解卡，容易发生事故；功能较少，不能准确控制钻进参数；工作可靠性差；劳动强度大。因此，今后应该配置全液压动力头钻机才能更好的解决该钻机出现的各类问题，

进一步提高钻进效率，减少孔内事故的发生。

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Research and Application of Air DTH Hammer Drilling Technology

Zhang Tao
（No.133 Exploration Team，Gansu Bureau of Coal Geological Exploration，Baiyin，Gansu 730913）

For the drilling of gas drainage borehole in the Weijiadi coalmine，we have used conventional technology at the beginning；main problems arisen have drilling fluid losses during gob area，fissure zone intersections.In severe cases，drilling fluid without returns thus caused accidents of wall collapse，drill rod sticking，jamming or burying，even result in discard as useless and caused delaying and huge economic loss.Also because of most boreholes were layout on slope，hills，the steep mountain road twists and turns，nearby with⁃out source of water.To solve problems of gas drainage borehole deep borehole drilling，poor water supply condition，low drilling efficien⁃cy，abundant borehole accidents，long drilling period and high drilling cost；the No.1501 gas drainage borehole in Weijiadi coalmine has selected air DTH hammer drilling technology.In allusion to site strata features，borehole diameter changing protection casing lower⁃ing has been used，thus ensured smooth drilling and well logging needed diameter；effectively sealed drilling fluid loss and unstable strata.With regard to different problems，in due course adjusts drilling method and technical parameters.Thus the long time beset no⁃dus of complex strata drilling in the area has been solved，and gained good economic and social effects.

gob area；fissure zone；DTN hammer drilling；Weijiadi coalmine

P634.5

A

10.3969/j.issn.1674-1803.2016.10.13

1674-1803（2016）10-0058-05

张涛（1964—），男，河南荥阳人，钻探高级工程师，从事煤田钻探技术管理工作。

2016-04-25

责任编辑：樊小舟