低透气性煤层水力压裂增透数值模拟研究

何福胜 毕建乙 王海东

(1.山西西山晋兴能源有限责任公司斜沟煤矿，山西省吕梁市，033602；2.华北科技学院安全工程学院，河北省三河市，065201)

随着煤矿开采进入深部区域，煤层的地应力、瓦斯压力也在不断升高，渗透率却在下降，导致瓦斯抽采率低下、钻孔施工周期长，严重影响矿井的正常生产和接替，因此高瓦斯低透气性工作面的瓦斯高效抽采利用已成为关键性的技术难题，而卸压增透是解决此问题的最佳途径。

目前常用的卸压增透技术有液态CO2预裂爆破、炸药深孔控制预裂爆破增透、开采保护层及水力压裂。液态CO2预裂爆破操作工序复杂、有效增透半径小；炸药深孔控制预裂爆破后存在残爆现象，还易引发煤与瓦斯突出；开采保护层技术对煤层群具有良好的卸压效果，但是对单一低透气煤层却无能为力；水力压裂技术最开始应用在开发石油中，在20世纪60年代，前苏联开始在煤矿应用该技术进行卸压增透试验研究，取得了良好效果。我国科研工作者也开展了大量的现场试验：康红普等采用理论分析和真三轴水力压裂试验系统研究水力裂缝扩展规律，将水力压裂技术应用于神东补连塔煤矿和布尔台煤矿、晋城王台铺煤矿、潞安余吾煤业公司坚硬顶板弱化和高应力巷道围岩卸压，取得了良好的压裂效果；吴拥政等以余吾煤业公司S1206煤柱留巷瓦排巷为例，采用定向水力压裂留巷卸压技术来消除或减弱坚硬顶板形成的悬顶效应，实现坚硬厚顶板煤柱留巷目的；梁文勖等在潘北煤矿开展本煤层点式水力压裂试验，取得较好的增透效果，显著增加瓦斯的抽采量，有效增大了的煤层透气性系数；翟成等研究分析脉动水作用下煤体的疲劳损伤破坏规律及高压脉动水楔致裂机理，并在铁煤集团大兴矿Sv719工作面开展脉动水力压裂卸压增透技术，发现脉动水力压裂比普通压裂卸压增透效果更好，钻孔能保持高浓度、高流量抽采；孙炳兴等通过李子亚楠二井开展压裂试验，结果表明，当注水压力为18 MPa时，钻孔瓦斯自然流量增加127.6倍以上，在煤层走向方向上的影响半径可达50 m以上。

以上科研工作者在压裂机具设备与工艺、压裂效果检验方法与仪器等方面取得了一定研究成果，但在煤岩体钻孔压裂时裂隙裂纹的演化规律上所做试验研究不够深入具体，使得现场施工时易发生压裂参数设置不合适的现象，不能及时采取补救措施，导致钻孔压裂效果不理想。针对此情况，本文利用理论分析与RFPA2D-Flow数值模拟方法，揭示低透气煤层水力压裂时裂隙裂纹发育扩展和应力的变化规律，根据现场试验情况分析压裂效果，为低透气性煤层卸压增透、强化瓦斯抽采奠定基础。

1 水力压裂增透技术机理

水力压裂增透机理是借助水压破坏煤体，裂隙以及各级弱面的边缘部分由于受到水压作用对各级弱面壁进行支撑，进而使煤体膨胀、裂隙张开，随着水压注入，裂隙不断地发生扩展和延伸，微观上对煤体内部形成分割，这种分割过程不仅使空间体积增大，而且裂隙间的相互连通促使了裂隙与裂隙之间形成一个复杂的网络，造成煤层的压裂分解，大大提高煤层的透气性。裂隙扩展情况如图1所示。

图1 裂隙扩展次序

2 建立水力压裂数值模型

RFPA可对一个非均质岩体的流—固—破坏耦合物理场模型进行模拟，在岩石受外界载荷逐渐递增的条件下，可以对岩石的应力状态和裂隙的产生、扩展和延伸演化规律以及包括对渗透率的影响进行真实模拟，渗流过程水压对岩石的破坏演化以及孔隙水压在岩石中的分布规律进行模拟，同时在模拟过程中，分析应力-应变全过程和岩石其他物理特性。

2.1 本构关系

RFPA模拟时，先对模型分成多个小单元，其次运用恰当的破坏准则来破坏单元，当单元应力达到破坏强度时，一般破坏形式分为压缩破坏和拉伸破坏两种。

损伤单元弹性模量如下：

E=(1-D)E0

(1)

式中：E——损伤单元的弹性模量，GPa；

D——损伤变量；

E0——无损单元的弹性模量，GPa。

单元的破坏准则采用Mohr-Coulomb准则：

(2)

式中：F——剪应力，MPa；

σ1——最大主应力，MPa；

σ3——最小主应力，MPa；

φ——内摩擦角，(°)；

fc——单轴抗压强度，MPa；

c——压缩。

煤岩体细观单元的透气性系数-损伤耦合方程服从如下规律：

(1)给煤岩体单元施加压应力，当其达到损伤阈值时，损伤变量D计算如下：

(3)

式中：fcr——抗压残余强度，MPa；

εc0——最大压应变；

εr——残余应变。

对应单元的透气性系数：

(4)

式中：λ0——初始透气性系数，m2/(MPa2·d)；

σc——压应力，MPa；

p——瓦斯压力，MPa；

α——瓦斯压力系数；

β——应力影响(耦合)系数；

ξ——单元损伤时透气性系数的增大系数。

(2)给煤岩体单元施加拉伸应力，当其达到抗拉强度ft损伤阈值时，拉应力计算如下：

σt≤-ft

(5)

式中：σt——拉伸应用，MPa；

ft——抗拉强度，MPa。

损伤变量D按下式表示：

(6)

式中：ftr——抗拉残余强度，MPa；

εt0——弹性极限拉伸应变；

εtu——极限拉伸应变。

对应单元透气性系数：

(7)

式中：ξ′——单元破坏时透气性系数的增大系数。

2.2 建立模型

根据山西西山晋兴能源有限责任公司斜沟煤矿的基础参数建立15 m×5 m的实际模型，对模型的结构网格划分采用300×100的结构单元，并用实体材料对其填充。在所选模型的中心位置绘制半径r=0.0565 m的圆形，并对其进行空洞填充，将其作为钻孔，设置围压施加10 MPa的初始应力，在垂直方向施加19.5 MPa的初始应力。模拟中注水的初始压力设置为8 MPa，之后每一步增加0.15 MPa，从第一步算起共运算50步，模型参数：在实验室测得包括均质度2 m、弹性模量均值E0为8 GPa、抗压强度均值σc为12 MPa；计算获得包括泊松比μ为0.25和压拉比C为10 T；查询资料获得包括摩擦角φ为37°，内聚力为0.22 MPa，残余强度系数ξ为0.1，渗透系数k为8.64×10-4m·d-1；现场测定获得瓦斯压力为0.2 MPa。

3 模拟结果分析

3.1 裂隙裂纹发育情况

孔内水压力场可以反映出高压水对煤体的破坏强度，如图2所示，从注水初始到注水截止。由图2可以发现，钻孔边缘的水压一直处在最高位置，在钻孔边缘位置处形成一个环形的水压力增高带，并且随着水压的增大，压力逐渐向远处分布，裂隙不断生成和扩展，使得水压也在持续向外运移，当水压升高到15.5 MPa时，压裂钻孔周围出现局部破碎现象，由于煤体的非线性作用，钻孔周围的煤体内部弱面产生失稳现象，裂隙向距离钻孔远处方向扩展，此时的压力值即为由稳定破坏到失稳破坏的临界值，不需要再增加压力，高压水产生的裂纹仍继续向远处运移，产生了一系列的新弱面，给后续水压破裂煤体产生的裂隙裂纹运移提供新的弱面，最后产生良好的相互交织贯通的多裂隙裂纹网络，为瓦斯运移奠定基础，如图2(d)所示。

3.2 最大剪应力变化情况

起始注水压力为8 MPa时最大剪应力如图3(a)所示，当钻孔内集满高压水时，随着压力的增加，钻孔周围应力会重新分布，之后开始每一步计算增加0.15 MPa，随着水压的逐渐升高，当注水压力升高到11 MPa时，最大剪应力如图3(b)所示，从图3(b)发现，距离钻孔周围较远处的剪应力不断增大，并且越靠近钻孔处的剪应力越大，钻孔周围开始出现微裂隙，钻孔附近的煤体达到塑性状态；当注水压力提升到14 MPa时，最大剪应力如图3(c)所示，从图3(c)发现最大剪应力继续升高，裂隙裂纹不断增加，注水压力超过煤体的抗压强度与粘结力二者之和，因此导致煤体发生破裂，裂缝不断向远处扩展；当压力提升到15.5 MPa时，模拟运算停止，最大剪应力如图3(d)所示，此时煤体出现大面积裂隙，钻孔周围出现局部破碎，裂隙增多，并且向深度扩展的裂隙明显增加，煤体破裂范围比较大，实现了增透的作用。

图2 水压分布

图3 最大剪应力变化

3.3 声发射图分析

声发射是靠岩石自身发射的弹性波来研究岩石内部状态以及物理特性的一种试验方法，当岩石受到外力载荷发生变形时，在岩体内原先存在或新产生的微裂纹发生破裂，破裂产生的弹性波向周围发射，如图4所示。在注水起始阶段，钻孔周围就开始发射弹性波，而且在钻孔周围均匀分布，表面钻孔周围的微裂隙处于压实阶段，由图4(b)～图4(d)发现注水压力升高到11 MPa时，钻孔附近的弹性波逐渐向远处扩展，此时呈现分散状，并且在钻孔边缘出现密集，此时钻孔周围煤体为塑性变形；由图4(e)～图4(f)发现注水压力达到最大水压15.5 MPa时，钻孔附近弹性波密集区域持续增大，而且继续向远处发生弹性波，因为微裂隙在迁移过程中往往伴有集结的趋势，根据裂隙微破裂成核理论，现场目击到在钻孔边缘处有微小煤块掉落，这与最大剪应力图模拟出现的破裂范围大、裂隙不断向距离钻孔远处方向扩展的现象相吻合。

图4 声发射图

图5 注水压力与有效影响半径的关系

通过模拟结果绘制出注水压力与影响半径的曲线，如图5所示。由图5可以发现，当注水压力比较小时，影响半径增加的程度比较小。这是因为，在注水初期，高压水主要影响原生裂隙，原生裂隙受高压水作用，裂隙发生闭合，随着高压水的不断注入，裂隙水进入弱面空间，而且随着水压的传递，裂隙水在弱面空间的压力不断增大，同时受煤体内部封堵的影响，导致裂隙裂纹发育、扩展延伸缓慢。当封堵作用消失后，裂隙的扩展主要是由于高压水的作用，裂隙的扩展速度加快，影响范围急剧增大。当水压继续增大，孔隙水不断向里渗透，进入楔形弱面裂隙空间内，由于连结力与地应力的作用，使得水压的继续渗流受阻，渗流速度减慢，虽然影响范围还在继续扩大，但扩展的速度比较慢。水力压裂有效影响半径最终稳定在7 m。

4 现场试验

4.1 现场施工及钻孔布置

将水力压裂技术应用在山西西山晋兴能源有限责任公司斜沟煤矿18205材料巷580 m处，其钻孔布置如图6所示，检验孔和压裂孔长度为40 m，检验孔封孔8 m，压裂孔封孔20 m。为了保证封孔的质量与施工安全，将最高注水压力设置为16 MPa。压裂效果考察标准就是水能够从控制孔中流出以及流出的多少。水力压裂系统如图7所示。

1-CH4传感器；2-孔板流量计；3-阀门

1-混液箱；2-井下供水管；3-添加剂；4-卸载阀；5-压力表；6-变速箱；7-电机；8-压裂泵；9-流量计；10-连接件；11-橡胶注水封孔器；12-紫铜管；13-无缝钢管；14-注浆管

4.2 试验效果分析

4.2.1 注水压力变化

首先对4#压裂孔进行水力压裂，设置注水初始压力为2 MPa，试验发现当水压升高到12 MPa时，3#检验孔发生渗水现象且不断增多，钻孔附近产生大裂纹及碎小煤块逐渐掉落，钻孔局部煤岩发生失稳破裂现象，这与模拟所得结果相吻合。现场共计注水时间14 min，水压稳定在16 MPa，注水量累计达4.2 m3。4#压裂孔水压变化如图8(a)所示。

图8 4#压裂孔和2#压裂孔注水压力变化

之后对2#压裂孔开展相同操作，发现当压力升高至13 MPa时，压力表指针稳定不变，但此时1#和3#检验孔没有水流出，2#压裂孔水压变化如图8(b)所示。表明18205材料巷压裂试验的有效影响半径大于7 m。

4.2.2 瓦斯抽采效果分析

瓦斯抽采浓度对比如图9所示。由图9可知，由于瓦斯自然衰减的原因，非压裂区域的瓦斯抽采浓度呈现从高到低的变化规律，瓦斯浓度变化范围是2.1%～10.7%，平均浓度为5.26%。在水力压裂区域，通过28 d的联网抽采，瓦斯抽采浓度为12.8%～34.7%，平均浓度为23.28%，呈现高-低-高的变化规律，原因是抽采初期煤层内瓦斯在水压的作用下将煤层瓦斯聚集到检验孔附近，形成高浓度瓦斯，随后由于高压水的不断排出，连通了瓦斯运移通道，大量的游离瓦斯在负压影响下运移到钻孔内产生高浓度瓦斯，导致抽采期间再次出现峰值，第4～8天抽采浓度是31.08%。

图9 瓦斯抽采浓度对比

瓦斯抽采纯量对比如图10所示。由图10可知，实施水力压裂后瓦斯抽采纯量是0.0129～0.0879 m3/min，平均为0.0443 m3/min；而未实施水力压裂钻孔内瓦斯抽采纯量是0.00134～0.0122 m3/min，平均为0.00459 m3/min。通过压裂前后浓度与纯量的对比发现：水力压裂影响范围内瓦斯抽采浓度提高了4.43倍，抽采纯量提升了9.62倍。

4.2.3 透气性系数变化

压裂完毕借助径向流量法以测定18205工作面水力压裂影响处的透气性系数，发现实施水力压裂后透气性系数由0.082 m2/(MPa2·d)升高到1.18 m2/(MPa2·d)，提高了14倍，透气性显著增大，保障了瓦斯抽采效果。

图10 瓦斯抽采纯量对比

5 结论

(1)数值模拟结果直观地观察到裂隙裂纹的起裂位置及扩展过程、高压水压力的分布情况以及对煤体的破坏强度，并且随着水压的增大，压力逐渐向远处分布，裂隙不断生成和扩展，从而导致水压不断向外扩展，当高压水压力达到15.5 MPa时，受煤体的非线性影响，煤体内的弱面开始发生失稳破坏。

(2)煤体在高压水的作用下，新生裂隙会分成裂隙压缩、裂隙稳定延伸以及裂隙不稳定扩展3个过程，持续发育的裂隙释放了煤体内积聚的能量，进而提升煤层的透气性。

(3)通过在斜沟煤矿18205材料巷实施水力压裂现场试验，分析对比压裂区和非压裂区抽采瓦斯效果发现：水力压裂影响范围内煤层的透气性系数提升14倍，瓦斯抽采浓度提高了4.43倍，抽采纯量提升了9.62倍，抽采效果显著提高。