低渗透煤层水力压裂参数优化研究

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ＨｅｂｅｉＵｎｉｖｅｒｓｉｔｏｆＥｎｉｎｅｅｒｉｎｙｇｇ巧±学位论文－－．ｉ５ｆｃ；：，．拳：＼＊－＇ｉ；：，；．：题目；低渗透煤层水力压裂参数优化研究；，■？．作者姓名：吕华永Ｖ：Ｉ学校导师至莖逗六Ｉ企业导师：刘书梁專‘‘工程领域：矿业工程ｆ所在学院；资源学院Ｃ去．１，？＇？护．’－ｉ麟如印，辜纖撫４’卢Ｊ．．重．．可ｆ齡ｆｅ．４ＨｉｒＴ．．．．ＢｌＢＨｖ２０１５２灌输提交论文日期；年丄月道日 独创性声明：本人郑重声明所呈交的学位论文，是本人在导师的指导下，独立进行研。究工作所取得的成果除文中已经注明引用的内容外，本论文不含任何其他个人或集体已经发表或撰写过的研究成果，也不包含为获得河北工程大学或其他教育机构的学位或证书而使用过的材料。对本文的研究做出重耍贡献的个人和集体，均己在论文中作了明确的说明并表示了谢意。本人完全意识到本声明的法律结果由本人承担。：学位论文作者签名：签字日期年月日学位论文版权使用授权书本学位论文作者完全了解河北工程大学有关保留、使用学位论文的规定。特授权河北工程大学可将学位论文的全部或部分内容编入有关数据、库进行检索，并采用影印缩印或扫描等复制手段保存、汇编供查阅和借阅。同意学校向国家有关部口或机构送交论文的复印件和电子文档。（保密的学位论文在解密后适用本授权说明）学位论文作者签名：＾签字日期：主年／ｃｌ月主ｒ日Ｉ导师签名：签字日期：年月日 分类号：TD713密级：公开UDC：单位代码：10076工程硕士学位论文低渗透煤层水力压裂参数优化研究作者姓名吕华永指导教师李新旺企业导师刘书梁申请学位级别工程硕士专业领域矿业工程所在单位资源学院授予学位单位河北工程大学 ADissertationSubmittedtoHebeiUniversityofEngineeringFortheDegreeofMasterofEngineeringParametersoptimizationofthehydraulicfracturingofLowpermeabilitycoalCandidateLvHuayongSupervisorLiXinwangPluralisticSupervisorLiuShuliangAcademicDegreeAppliedMasterofEngineeringforSpecialtyMiningEngineeringCollege/DepartmentCollegeofResourceHebeiUniversityofEngineeringNovember,2015 摘要摘要低透气性是我国大部分煤层普遍具有的主要特点之一，这使得我国煤层瓦斯抽采效率非常低，并严重制约着煤矿的安全生产。针对陶一矿低渗透性煤层瓦斯抽采的艰难局面，提出了水力压裂瓦斯抽采技术。本文采用了理论分析与数值模拟两种研究方法对水力压裂的起裂压力、裂纹扩展延伸机理及规律进行了系统的研究与分析。基于以上相关研究与分析，结合陶一矿现场工业试验确定了适合陶一矿高瓦斯低渗透性煤层的水力压裂技术参数，为陶一矿煤层瓦斯抽采提供了丰富的理论依据和技术支撑。通过对水力压裂瓦斯抽采技术进行理论研究与分析，阐明了煤层微观孔隙结构、破裂准则、裂缝产生及其展布形态和破煤理论等，揭示了水力压裂瓦斯抽采技术的作用机理。利用RFPA2D-Flow版本数值模拟软件模拟研究了不同侧压系数和不同煤体坚固性系数下水力压裂的起裂压力和裂缝扩展延伸规律，还模拟研究了不同压裂孔间距对煤体裂缝扩展延伸规律的影响。根据陶一矿2#煤地质条件选择现场工业试验地点，提出煤层水力压裂技术方案，根据裂缝起裂理论计算模型和数值模拟结果设计水力压裂注水压力、注水时间、注水流量以及封孔深度等技术参数并进行参数优化。最后通过现场工业试验，验证水力压裂技术方案是否合理，并考察煤层瓦斯抽采效果。现场工业试验结果表明：压裂后煤层瓦斯抽采流量和浓度明显增加，透气性显著提高。最后结合理论分析、数值模拟和现场工业试验的研究与分析结果，得出一套适用于陶一矿水力压裂的主要技术工艺参数。关键词：水力压裂；侧压系数；坚固性系数；孔间距；数值模拟；参数优化I AbstractAbstractLowpermeabilityisoneofthemaincharacteristicsofmostofourcounty’scoalseam,whichmakesourcoalseamgasdrainageefficiencylow,andseverelyrestrictsthesafetyproductionofcoalmine.ForlowpermeabilitycoalseamgasdrainagedifficultsituationoftheTaoYimine,weproposedhydraulicfracturinggasextractiontechnology.Inthispaper,weanalyzedinitiationpressure,crackextensionmechanismandrulesofthehydraulicfracturingwiththehelpoftheoreticalanalysisandnumericalsimulation.Basedontheaboveresearchandanalysis,combinedwithsiteindustrialtestofTaoYiminetodetermineasuitablehydraulicfracturingtechnologyparametersoflowpermeabilitycoal,itprovidedarichtheoreticalbasisandtechnicalsupportforseamgasdrainage.Weresearchedandanalyzedthehydraulicfracturinggasextractiontechniquetoclarifythemicroscopicporestructureofcoalseams,failurecriterion,cracksspreadformandbrokencoaltheoryandtorevealthemechanismofhydraulicfracturinggasextractiontechnology.UsingRFPA2D-Flowversionsimulationsoftwaresimulatedhydraulicfracturinginitiationpressureandcrackextendlawunderdifferentlateralpressurecoefficientsanddifferentfirmnesscoefficients,andalsosimulatedthelawofcrackextendunderdifferentdrillingspacing.Accordingto2#coalminegeologicalconditionsofTaoYiweselectedthesiteofsceneindustrialtest,putforwardedseamhydraulicfracturingtechnologyprogram.Accordingtocrackinitiationtheoreticalmodelsandnumericalsimulations,wedesignedandoptimizedhydraulicfracturinginjectionpressure,injectiontime,injectionflow,sealingdepthandsoon.Finally,throughsceneindustrialtesttotestwhetherhydraulicfracturingprogramreasonable,andexaminedtheeffectofcoalseamgasdrainage.Thesiteindustrytestresultsshowedthat:afterfracturingthecoalseamgasdrainageconcentrationandflowincreasedsignificantly,permeabilityimprovedsignificantly.Finally,combinedthetheoreticalanalysis,numericalsimulation,siteindustrytest,obtainedareasonablehydraulicfracturingparametersfortheTaoYimine.Keywords:hydraulicfracturing;lateralpressurecoefficients;firmnesscoefficients;drillingspacing;numericalsimulation;parameteroptimizationII 目录目录摘要......................................................................................................................1Abstract...............................................................................................................II第1章绪论..........................................................................................................11.1选题背景及研究意义..............................................................................11.2国内外现状及发展趋势..........................................................................21.2.1水力压裂作用机理研究现状.......................................................21.2.2水力压裂数值模拟研究现状.......................................................31.2.3水力压裂参数优化研究现状.......................................................31.3主要研究内容及技术路线......................................................................41.3.1研究内容.......................................................................................41.3.2研究方法.......................................................................................41.3.3技术路线.......................................................................................5第2章低渗透煤层水力压裂增透机理及关键影响参数..................................62.1水力压裂卸压增透理论研究..................................................................62.1.1煤层微观孔裂隙结构...................................................................62.1.2水力压裂的破裂准则...................................................................72.2水力压裂增透理论分析..........................................................................92.2.1水力压裂裂缝产生及其展布形态分析.......................................92.2.2水力压裂破煤理论分析.............................................................102.2.3水力压裂的卸压增透作用.........................................................112.3水力压裂工艺关键参数对压裂效果的影响........................................122.3.1注水压力.....................................................................................122.3.2注水时间.....................................................................................122.3.3注水流量.....................................................................................12第3章低渗透煤层水力压裂数值模拟............................................................143.1RFPA2D-flow软件简介.......................................................................143.1.1软件功能及特点.........................................................................143.1.2软件基本原理及模拟流程图.....................................................143.2数值模拟模型及模拟方案....................................................................15i 目录3.2.1煤体破裂渗流-应力-损伤耦合模型..........................................153.2.2数值模拟模型.............................................................................183.2.3数值模拟方案.............................................................................193.3不同侧压系数对煤层水力压裂的影响................................................213.3.1煤体应力图分析.........................................................................213.3.2渗流孔隙水压力分析.................................................................273.3.3裂隙发育对应的声发射特征.....................................................303.4不同坚固性系数对水力压裂的影响....................................................333.4.1不同坚固性系数对起裂压力的影响.........................................333.4.2不同坚固性系数对裂缝延伸的影响.........................................373.5双孔压裂数值模拟................................................................................393.5.1双孔压裂裂缝扩展规律分析.....................................................393.5.2双孔压裂煤体应力变化分析.....................................................423.5.3双孔压裂孔间距变化的影响.....................................................44第4章水力压裂试验方案及参数优化............................................................484.1试验工作面概况....................................................................................484.2煤层水力压裂方案设计........................................................................494.2.1钻孔施工.....................................................................................494.2.2封孔.............................................................................................514.2.3压裂钻孔注水.............................................................................524.3煤层水力压裂技术参数优化................................................................534.3.1水力压裂参数优化原则.............................................................534.3.2水力压裂关键参数优化.............................................................54第5章水力压裂现场试验................................................................................565.1水力压裂效果考察................................................................................565.1.1压裂前后瓦斯抽采参数变化.....................................................565.1.212706工作面注水总结..............................................................605.2经济效益和社会效益............................................................................63第6章结论及展望............................................................................................65致谢....................................................................................................................67参考文献..............................................................................................................68作者简介..............................................................................................................71ii 第1章绪论第1章绪论1.1选题背景及研究意义由于我国煤矿普遍采用井下开采的方式，井下环境和生产条件非常复杂，因此煤矿安全显得极其重要。我国煤矿都是瓦斯矿井。在国有重点煤矿中，高瓦斯矿井占26.8%左右，煤与瓦斯突出矿井占17.6%左右。另外，在国有地方以及乡镇煤矿中，高瓦斯矿井及煤与瓦斯突出矿井大约占53.6%[1]。其中，在我国煤矿生产中，最为严重的事故之一就是和煤矿安全生产有关的瓦斯事故。峰峰矿区国有重点煤矿中，有大淑村、薛村和羊渠河3个突出矿井，此外还有新三矿、九龙矿、小屯矿、牛儿庄矿4个高瓦斯矿井[2]。从1949年建国以来，特大型事故（一次死亡人数在100人以上的矿井事故）在我国煤矿总共发生了19起，其中18起事故是由瓦斯爆炸或者和瓦斯爆炸密切联系的相关原因引起的。瓦斯涌出量和煤与瓦斯突出危险随着开采深度的增加而不断加大，与此同时，高瓦斯突出矿井的数量也在不断增加。因此，对高瓦斯或者煤与瓦斯突出矿井进行抽采抽放显得尤其重要。目前，区域瓦斯治理措施在我国煤与瓦斯突出矿井得以实行，国家煤矿安全监察局和国家安全生产监督管理总局颁布了新的《防治煤与瓦斯突出规定》，新规定明确提出：凡是煤与瓦斯突出煤层就必须实施区域治理措施，也就是要必须对煤层进行瓦斯抽采。抽采层的煤层透气性的好与坏决定煤层瓦斯抽采的效果，透气性越好，对煤层瓦斯抽采越有利。我国煤层渗透率普遍在（0.001~0.1）×10-3um2[3]左右，均属于低渗透性煤层，瓦斯抽采效果不明显，瓦斯治理比较困难。我国煤储层的渗透率分布比率表见表1-1。因此，研究煤层卸压增透的措施十分必要，根据瓦斯运移规律和卸压增透的相互关系使煤层内高浓度的瓦斯能有效的抽采出来，以防止卸压瓦斯在采掘作业中引起煤与瓦斯突出事故的发生。因此，有必要对突出煤层进行强化增透，降低瓦斯压力，增加裂隙长度和连通性，提高抽采效果[4]。水力压裂卸压增透技术是提高低渗透性煤层瓦斯抽采率的主要方法之一，是保证矿井安全生产、提高巷道掘进速度和实现采掘接替平衡的有效途径，但也是解决煤与瓦斯突出事故的一个重大难题。由于井下煤炭长时期的开采，矿井浅部煤炭及低瓦斯煤炭资源开采殆尽，需要进行深部开采矿井、高瓦斯以及煤与瓦斯1 第1章绪论突出矿井数量不断增加。所以，水力压裂卸压增透技术的适用范围越来越广，适用的矿井数量越来越多，水力压裂问题亟需解决。但是因为目前水力压裂技术在国内实际生产中应用较少，且缺乏系统的理论研究，所以给矿井安全生产带来了很大的危害，同时也浪费了大量的资金和资源，严重影响了煤炭企业的社会经济效益。因此，能否解决好水力压裂问题，是我国众多煤炭企业实现安全高效可持续发展所要面对的关键问题之一。本文通过对陶一矿2#煤层12706工作面水力压裂技术参数优化的研究，为瓦斯抽采钻孔的设计、施工提供科学的理论指导，为高瓦斯低渗透性矿井安全高效生产和瓦斯抽采提供理论支撑与技术保障。通过优化水力压裂技术参数，提高了煤层透气性，降低了煤层瓦斯含量和瓦斯压力，对指导矿井水力压裂瓦斯抽采工作具有重大的现实意义。表1-1我国煤储层的渗透率分布比率Table1-1Theratioofcoalreservoirpermeabilitydistribution渗透率等级划分界限所占比例渗透性描述五级<0.1×10-1534%渗透性极差四级0.1×10-15~0.5×10-1524%渗透性差三级0.5×10-15~1.0×10-1511%渗透性差二级1.0×10-15~5.0×10-1517%渗透性中等一级≥1.0×10-1514%渗透性好或较好1.2国内外现状及发展趋势水力压裂卸压增透技术是提高高瓦斯低透气性煤层瓦斯抽采率的主要措施之一，也是预防与治理煤与瓦斯突出的重要措施之一。水力压裂技术中的水在煤层各种弱面内对弱面两壁面有支撑作用，这种支撑作用致使煤层内各种弱面发生张开扩展和延伸，对煤层进行内部分割，最后形成了一个多裂隙网络，裂隙之间相互交织、相互贯通，从而使煤层的渗透率大大提高[5]。由于水力压裂卸压增透技术能够大大提高矿井内高瓦斯低渗透性煤层的瓦斯抽采率，因此，为了提高瓦斯抽采率，国内外学者及专家们对水力压裂技术措施进行了大量研究。1.2.1水力压裂作用机理研究现状目前，水力压裂作用机理的研究主要有裂缝起裂机理、延伸机理和应力变化等。煤体的水力压裂研究是在N.M.别秋克所提出假说的基础上进行的，他认为煤与瓦斯突出的发生是由残余构造力引起的，而且水力压裂的临界压力应大于岩2 第1章绪论石的静压力[6]。2002年，邓广哲[7]研究了控制水力压裂裂缝扩展行为的因素，在复合应力场的条件下，实验模拟得出煤样渗透性的变化及裂缝扩展规律。2008年，倪小明[8]用更可靠的方法识别裂缝的形态，利用计算出的最大、最小水平应力和垂直应力确定出了不同构造部位处的垂直和水平缝临界深度值。2012年，林柏泉[9]以平煤十二矿的地质条件等为主要依据，建立了相关数学模型，提出了高压脉动水力压裂技术。张英华、倪文、尹根成[10]等研究了水力压裂技术在邯郸地区牛儿庄矿由底板巷道中向2#煤层打穿层钻孔的应用效果，还研究了它的作用机理，观测了压裂前后钻孔瓦斯流量、瓦斯压力的变化规律。1.2.2水力压裂数值模拟研究现状2001年，赵阳升[11]通过水力压裂实验室实验和计算机模拟分析认为：对煤体孔隙、裂隙储层进行水力压裂后，可以得出，压裂效果十分有限。2008年，杜春志[12]分析了裂隙在空间壁面上的扩展力学条件，借助Fluent6.3数值软件模拟了在高压水作用下煤层裂缝的扩展延伸过程。2009年，黄炳香在理论上建立了（煤）岩体水力压裂裂纹断裂扩展以及固液耦合作用的数学模型。应用岩石损伤破裂过程渗流-应力耦合分析系统F-RFPA2D等软件，对水力压裂过程中裂纹的萌生、扩展、渗透率演化规律及渗流-应力耦合机制的模拟分析[13]，对比分析了不同围压、不同均质度等对岩石水压致裂过程的影响作用下，数值模拟结果和实验结果具有较好的一致性。2012年，杨焦生[14]通过制作煤体大试件，利用真三轴水力压裂实验装置模拟得出，压裂裂缝扩展不稳定且形态复杂多变，当水平主应力差较小时，裂缝呈多向发育扩展，当水平应力差越来越大时，裂缝主要沿着垂直于最小水平主应力方向发育扩展，此时裂缝形态比较单一。1.2.3水力压裂参数优化研究现状2010年在李子垭南二井，孙炳兴、王兆丰和伍厚荣[15]等进行了水力压裂试验，试验结果表明：在改变水力压裂技术参数的情况下，煤层透气性可有效增大，进而提高钻孔抽采率。2010年在平顶山矿区，代志旭[16]对该矿区几十个工作面进行了水力压裂试验，并对水力压裂参数进行了优化，优化后瓦斯压力和瓦斯含量明显减小。2010年在鹤壁六矿，张志勇[17]该矿煤巷掘进工作面进行了水力压裂，并对水力压裂参数进行了优化，优化后钻孔瓦斯抽采纯量增大了6.83倍左右，抽采钻孔瓦斯纯量也增大了很多，大概在1.3~4.1倍之间。2011年在中平能化十矿和鹤壁六矿，郭启文，韩炜，张文勇[18]等人进行水力压裂试验结果表明：水力压裂参数得到优化以后，既提高了煤层透气性，又增大了瓦斯抽采率。2012年在焦作矿区，秦长江[19]等人对九里山矿16161运输巷进行了水力压裂试验，试3 第1章绪论验结果表明：参数优化后单孔瓦斯流量是优化前钻孔流量的17倍，在试验区段抽采5个月后，不仅煤层透气性提高了420倍，而且残余瓦斯压力也降到了0.52MPa。1.3主要研究内容及技术路线1.3.1研究内容本文以陶一矿低透气性煤层作为研究对象，以瓦斯抽采效果为主要研究指标，以水力压裂作用机理和注水压裂参数的优化以及它们对煤与瓦斯突出的影响为主要研究内容，以理论分析与计算、数值模拟和现场试验为研究手段，就下列内容进行详细而科学的研究。（1）收集和测定陶一矿实验煤层的地质和瓦斯基础参数对基础参数与相关资料的收集与测定，分析陶一矿2#煤层12706工作面的瓦斯压力、瓦斯含量、透气性等特征；（2）煤层水力压裂技术作用机理研究基于断裂损伤力学、岩体力学理论，通过高压注水研究分析低渗透性煤体内裂隙的产生、发育和终结的作用机理，根据煤的孔隙结构、水力压裂破裂准则，研究分析煤体水力压裂的破裂模式及其卸压增透作用，进而为优化水力压裂参数和提高瓦斯抽采率提供可靠的理论基础。（3）水力压裂关键影响参数数值模拟研究以陶一矿2#煤层12706工作面地质参数为基础，建立高瓦斯低渗透性煤层水力压裂数值模拟模型，采用RFPA2D-Flow版数值模拟软件模拟不同地应力差、不同煤坚固性系数和不同孔间距条件下煤层水力压裂的起裂压力和煤体内裂纹发育、延伸的规律。（4）水力压裂试验方案确定及参数优化研究基于理论分析与计算和数值模拟研究，以陶一矿12706工作面2#煤层物理力学参数为基础，优化水力压裂技术参数（包括注水压力、注水时间、封孔深度等），并设计水力压裂技术方案。（5）工业试验效果分析参考理论计算与数值模拟结果，在陶一矿12706工作面进行现场试验，验证水力压裂效果。1.3.2研究方法（1）理论分析4 第1章绪论通过大量理论计算与分析，对高瓦斯低渗透性煤层水力压裂作用机理、煤体结构破坏力学机制、压裂裂缝的发育、扩展以及延伸规律进行研究。（2）数值模拟基于陶一矿2#煤层12706工作面基础地质参数，运用RFPA2D-Flow版数值模拟分析软件，对不同地应力差、不同坚固性系数和不同孔间距条件下的水力压裂效果进行分析。（3）现场试验研究将理论计算与数值模拟结果应用陶一矿2#煤层12706工作面进行现场试验，通过调整水力压裂技术参数使煤体破裂效果及湿润效果达到最佳，从而提高煤层瓦斯抽采率。1.3.3技术路线基于以上研究内容，绘制出本文研究技术路线图，如图1-1所示。图1-1技术路线图Fig.1-1TechnologyRoadpicture5 第2章低渗透煤层水力压裂增透机理及关键影响参数第2章低渗透煤层水力压裂增透机理及关键影响参数2.1水力压裂卸压增透理论研究随着煤炭开采深度的不断增加，煤层的渗透性也越来越差，造成煤层瓦斯抽采难度不断加大。针对这种情况，对高瓦斯低渗透性煤层可以考虑采取适宜的卸压增透技术措施来提高煤层的渗透性，进而提高煤层瓦斯抽放率[20]。水力压裂技术是一种新型并对煤层有较好卸压增透作用的技术，该技术可以在本煤层打顺层钻孔，也可以在岩巷向煤层打穿层钻孔，而后向顺层钻孔或者穿层钻孔内注入高压水，钻孔内的高压水就可借助高压致使煤体内部结构遭到破坏，进而致使煤体深部原生裂隙得到扩张和煤体孔隙得到增大，最后导致煤体内游离瓦斯不断增多，煤层透气性和煤层瓦斯抽采率大大提高，同时煤层突出危险性大大降低[21]。2.1.1煤层微观孔裂隙结构在煤炭生成以后的地质年代里（以百万年计），由于地壳运动形成了各种地质构造结构，煤层也不例外，在地壳运动期间也发生了各种各样的运动（升降、错位和水平运动等），所以，煤层空间位置和形态也随之发生了很大改变，最终致使煤体发生破坏及变形。因此，在地壳运动和煤体形成过程中，煤体内形成了不计其数的孔隙、裂隙，这些裂隙和空隙使煤体渗透性和煤体瓦斯抽采率大大提高。这些孔隙、裂隙按照成因、存在形式以及分布规律大体可以划分为3大种类：（1）层理地层中煤岩成分的分界面就称为煤层的层理面，它产生在煤的漫长的形成过程之中。通常情况下，煤体并没有直接被层理断裂开来，而是会在煤体沿层理的方向上产生一个弱面。当煤层进行水力压裂时，水易从此弱面挤压通过。因此，当研究与煤层水力压裂有关问题时，把层理归入裂隙一类研究与分析。由于层理形态不一，按照它的形成环境可以划分为三种：水平层理、斜层理和波状层理。按照它的连续性又可以划分为2种：非连续性层理和连续性层理。均匀、致密的块状构造煤体无层理结构或者层理结构不明显。当煤层进行水力压裂时，层理面就可以成为一个通水的连续性通道，从而使煤层水力压裂湿润范围得到有效保证[22]。（2）裂隙煤岩体中无明显位移的裂缝就称为裂隙，根据它不同得形成原因可以划分为6 第2章低渗透煤层水力压裂增透机理及关键影响参数原生裂隙和次生裂隙。而原生裂隙根据它的受力方式又可以划分为内生裂隙和外生裂隙。煤层成煤和变质过程中形成的煤体裂隙称为原生裂隙，它和人为原因无关。人工开采活动造成的煤体裂隙就称为次生裂隙，它是由于人为原因形成的，因此在次生裂隙形成过程中伴生着原生煤尘。由于煤体中含有的凝胶化物质的分子结构，并且在上覆岩层和地热的长期作用下，这些凝胶化物质的分子结构被压实重组，在此期间，其体积收缩产生内张力，内生裂隙在内张力的作用下迅速形成。内生裂隙普遍垂直于层理面，它的发育程度（沿层理方向每5cm长度内裂隙数目）用肉眼可以观察得到[23]。由于煤的变质程度和内生裂隙发育程度密切相关，可将煤的变质程度的判别用于内生裂隙的发育程度。在地质构造运动的剪切力的作用下，由于煤层受力强度大小和受力方向不同，外生裂隙（与层理面斜交）就自然而然的产生了。外生裂隙与层理面斜交角角不同，常见角度为45°。大部分外生裂隙方向普遍与附近的断层方向一致，并且常常有煤粉煤尘类矿物充填其中。原生裂隙（内、外生裂隙）与层理面相互、相互交错，当煤体沿这些裂隙破裂时就能形成形态不一的几何形状，统称为“节理”。节理形状常见有：立方体、平行六面体、板状等。显而易见，节理发育越明显，水力压裂就相对容易。（3）细微孔隙煤在成煤和变质期间，会有水分、瓦斯以及挥发份连续涌出，煤层在这些物质涌出以后就形成了很多细微的孔隙。由于受到涌出物涌出量的限制，煤体内形成了直径大小不一的细微的孔隙，细微孔隙按照孔隙直径的大小可以划分为5类，包括大微孔隙、微孔隙、半微孔隙、中微孔隙及细微孔隙[24]。大微孔隙是煤体中较常见的一种裂隙。煤体中细微孔隙的大部分是完全能够透水的，只有极少一部分细微孔隙不能够透水。按照孔隙在煤体内的透水性可以划分为两种，一种是起通道作用的孔隙；一种是有渠道作用的孔隙。在煤层进行水力压裂时，注入煤体的高压水可以很容易的进入煤体孔隙中，可以湿润大面积煤体，从而减小煤体内瓦斯的释放速度。2.1.2水力压裂的破裂准则（1）拉伸破裂准则拉伸破裂准则[25~26]是最常见的裂缝起裂准则。该准则认为主应力分布状态决定裂缝的起裂角和起裂压力。孔壁破裂前应力分布主要由三部分组成，即原岩地应力场、钻孔集中应力和孔内流体压力[27]。假设煤岩均质、各向同性及无渗透7 第2章低渗透煤层水力压裂增透机理及关键影响参数性，压应力为正的情况下，则孔壁处的切向应力和径向应力可分别表示如下：rp（2-1）()2()cos2pHhHh式中：、——分别为孔壁处的径向应力和切向应力；r、——分别为最大、最小水平地应力；Hhp——为孔内的水压力；——为最大水平地应力方向沿着逆时针方向绕过的角度。当0、的情况下，孔壁处的切向应力取得最小值，此时表达式如下：3p（2-2）Hh当p的越来越大时，将转化为拉应力。由于煤呈弹塑性、抗拉强度相min对较小，因此极易引起拉伸破裂。综上所述，拉伸破裂准则只把切向主应力考虑了进去，在水力压裂现场试验中，只有在多个应力作用下煤层才会发生破裂，由于只有在切向应力占绝对优势的情况下，煤体才可能发生拉伸破裂，因此，拉伸破裂只在煤体局部发生。（2）剪切破裂准则由上述分析可知，拉伸破裂准则没考虑径向主应力和垂直主应力的作rv用。实际上，孔壁煤岩体的剪切破坏极易发生在3个主应力均为压缩状态的情况下，此时的破裂准则为Mohr-Coulomb强度准则[28]，即剪切破裂准则[29~31]。该准则的表达式如下所示：Ctan（2-3）n13sin2（2-4）21313cos2（2-5）n2245（2-6）2式中：和——分别为剪切破坏面上的剪应力和法向应力；n——剪切破坏面上的法向应力方向与最大主应力方向的夹角；1、C——分别为煤岩体的内摩擦角和粘聚力。在水力压裂过程中，煤体发生拉伸破裂或者剪切破裂是由原始地应力和煤的特性所决定的。假设煤体在理想条件下均质且各向同性，则由3个主应力的方位及大小决定着裂纹扩展方位。在高压水涌入裂纹前，剪切破裂可能导致孔壁产生裂纹，当高压水涌入剪切破裂面时，剪切破坏可能转变成拉伸破坏，所以，根据能量最低原理可知，无论剪切破裂面为何种形式，在它扩展过程中裂纹方向都垂直于最小主应力方向。因此，如果剪切破裂面上的法向应力等于零，裂缝就转8 第2章低渗透煤层水力压裂增透机理及关键影响参数变为张性扩展[32]。综上所述，在煤层中水力压裂时，煤体破裂模式主要有3种：剪切破裂模式、拉伸破裂模式和先剪切后拉伸破裂模式。一般情况下，在水力压裂过程中，煤层埋藏深度和地应力大小决定破裂模式。剪切破裂发生的可能性随压裂深度的不断增大而越来越大[33]，但也有可能会在孔壁发生剪切破裂之后，接着在孔壁裂缝中发生张性扩展。由于对煤层水力压裂要达到的理想结果是提高煤层透气性和瓦斯抽采率，所以，如果在现场工业试验时产生剪切破裂，应适当提高泵注压力使剪切破裂模式转化为拉伸破裂模式，进而增大裂缝的延伸空间。陶一矿2#煤层12706工作面埋深在411.4~431.7m之间，由以上分析可知，拉伸破裂准则没考虑径向主应力和垂直主应力的作用，在水力压裂现场试rv验中，只有在多个应力作用下煤层才会发生破裂，由于只有在切向应力占绝对优势的情况下，煤体才可能发生拉伸破裂，因此，拉伸破裂只在煤体局部发生。因此，发生第三种破裂模式的可能性最高。2.2水力压裂增透理论分析通常情况下，煤层的组成成分为煤分层，且有一些强度较薄弱的分层夹杂于这些煤分层中间，同时煤分层又是双重介质（裂隙和孔隙同时存在）。这种双重特性使得煤体非常不均匀。由于煤体的均匀性很差，当在煤层进行水力压裂时，煤体中的高压水先从薄弱分层突破，再依靠孔隙水压力的推动，向煤分层深部继续扩展，孔隙裂隙逐步扩大，形成裂隙网络。2.2.1水力压裂裂缝产生及其展布形态分析假如煤的单元体均质且各向同性，已知煤层中各向应力的大小，就可确定煤层裂缝形态，且裂缝扩展方向总是垂直于最小主应力轴的方向。煤层进行水力压裂后，垂直主应力与水平主应力的大小决定被压裂煤层产生垂直裂缝还是水平裂缝[34]。当垂直主应力大于水平主应力时，即时，煤层产生垂直裂缝。最zh大、最小水平主应力、的值又决定着垂直裂缝的方位，当时，煤层xyyx裂缝则垂直于最小水平主应力x平行于最大水平主应力y。否则煤层裂缝垂直于最小水平主应力y平行于最大水平主应力x。由力学观点出发可知，煤岩体裂缝都是在强度最弱、抗力最小的地方产生的，裂缝面方向图见图2-1。9 第2章低渗透煤层水力压裂增透机理及关键影响参数图2-1裂缝面方向图Fig.2-1Fracturesurfacepattern煤层裂缝的形态是由地层条件和煤岩性质所决定，包括煤体抗拉、抗压强度、地应力、煤体渗透性质、煤体变形性质等等。水力压裂技术参数有注水时间、注水流量、注入速率等等，这些参数对裂缝形态有一定程度的影响。煤层的破裂强度和顶底板的破裂强度相差较大、两者交界处连续性好又无明显水平分层界面时，裂缝只能在煤层中扩展，且分层界面处不能相对滑移，此时，煤层的高度就是裂缝的高度。2.2.2水力压裂破煤理论分析钻孔内的高压水借助高压致使煤体内部结构遭到破坏，进而致使煤体深部原生裂隙得到扩张和煤体孔隙得到增大，最后导致煤体内游离瓦斯不断增多，煤层透气性和煤层瓦斯抽采率大大提高。煤层在原始状态下，由于其内部层理切割裂隙和原生微裂隙孔隙规模及尺度存在差异且又有不同的空间关系，致使煤层中的高压水侵入煤体裂隙的顺序和运动状态各不相同，顺序依次为先从一级弱面开始，接着到二级的弱面，最后到三级弱面，运动状态依次为渗流、毛细浸润和水分子扩散[35]。10 第2章低渗透煤层水力压裂增透机理及关键影响参数1-一级弱面；2-二级弱面；3-三级弱面图2-2压力水流动次序示意图Fig.2-2Pressurewaterflowsequencingdiagram综上所述，水的扩散和毛细浸润过程总会出现在以上三种级别的裂隙弱面发生扩展以及延伸过程中，高压水在煤层中的运动次序为图2-2所示。因此，在进行煤层水力压裂过程中，煤层内高压水通过各级裂隙弱面产生内压，从而更进一步导致裂隙弱面的扩展与延伸。2.2.3水力压裂的卸压增透作用从上述分析可知，水力压裂增透措施主要包括以下三个方面。（1）使煤体卸压，改善煤层透气性能在煤层进行水力压裂时，首先对煤层钻孔注入携带高压能量的高压水，当高压水进入煤以后，通过煤体中的各种孔裂隙在煤层中进行渗透和流动。煤体中的孔裂隙随着水压的提高不断贯通和延伸，导致煤体原始应力遭到破坏重新分布，从而造成煤体局部应力集中，并呈放射状向外扩散，卸压区因此形成。煤体内孔裂隙进一步的延伸和扩展形成了槽缝、裂缝，甚至导致煤体发生了位移，这些孔裂隙的变化最终扩大了瓦斯在煤体内的流动空间、降低了瓦斯渗透及流动的阻力、提高了煤层透气性。因此可以得出，大量裂隙的形成及扩展，改变了煤体的应力分布、形成卸压区域，同时也进一步改善了煤层透气性及透水性。（2）充分湿润煤体，增加煤体塑性在煤层进行水力压裂时，首先对煤层钻孔注入携带高压能量的高压水，当高压水进入煤以后，通过煤体中的各种孔裂隙在煤层中进行渗透和流动。煤体中的孔裂隙随着水压的提高不断贯通和延伸，从而形成更大的容水空间。与此同时，煤体内瓦斯的平衡状态遭到严重破坏，瓦斯的赋存状态开始由吸附态向游离态转11 第2章低渗透煤层水力压裂增透机理及关键影响参数化，转化之后更易被水带走，因此，在水力压裂过程中，随着注水水时间的增长和注水压力的增大，大量的吸附态瓦斯最终源源不断地转化成了游离态的瓦斯。煤体在湿润以后，煤的物理力学性质发生了很大改变，因此，增加了煤体的塑性。（3）提高瓦斯抽放效果通常情况下，煤体向钻孔涌出瓦斯的时间长短和强度决定着瓦斯的抽放效果。在煤层进行水力压裂以后，煤体应力重新分布、塑性增强，形成大量裂隙和孔隙，增大了瓦斯流动空间和煤层透水性，加大了游离态瓦斯的释放及运移速率，进而提高了瓦斯涌出时间和瓦斯涌出强度。2.3水力压裂工艺关键参数对压裂效果的影响低渗透煤层压裂效果主要受注水压力、注水时间和注水流量、封孔深度等压裂工艺参数的影响，因此，本文主要研究注水压力、注水时间和注水流量、封孔深度等工艺参数对低渗透煤层水力压裂效果的影响。2.3.1注水压力注水压力是控制水力压裂效果的主要参数之一。在现实工业试验水力压裂过程中，通常先把注水压力设定为一个初始值，然后逐步提高，当注水压力大于起裂压力时煤体就会发生破裂。等到注水程度达到预期效果时，注水泵就停止注水。由于考虑到注水泵有额定压力，所以注水压力不能无限增大，最大不能超过注水泵的额定压力。因此，在煤层水力压裂过程中，注水压力不是恒定的，而是随注水时间变化而变化的一条曲线，通常将该条曲线上对应的峰值注水压力当作煤层水力压裂的起裂压力。2.3.2注水时间注水时间是影响压裂施工进度和压裂效果的重要参数之一。如果注水时间太短，只有在提高注水压力和增大注水流量的情况下才能达到预期的压裂效果，但是对水力压裂相关设备要求比较高，从而增大了水力压裂的成本。如果注水时间太长，虽然可以适当降低注水压力和注水流量的大小、降低注水设备的相关要求，但是必定会延长施工的时间，从而影响施工进度和压裂效果。2.3.3注水流量注水流量是影响压裂效果的重要参数之一，其值大小直接决定着压裂的效果及压裂施工的经济性。如果注水流量过大，压裂过程中新裂缝不断产生，且产生12 第2章低渗透煤层水力压裂增透机理及关键影响参数速度过快，煤层中原有裂隙还未扩展及延伸，大量新裂缝就已经产生，如此一来，新老裂缝无法贯穿连通形成瓦斯运移通道，直接影响了瓦斯抽采效果。如果注水流量过低，对应的注水压力必定降低，进而不能达到预期的压裂效果。另外，如果注水流量过低，想达到预期注水总量，肯定会增加注水时间，从而致使注水工期延长。综上所述，注水压力、注水时间和注水流量之间是相辅相成的。13 第3章低渗透煤层水力压裂数值模拟第3章低渗透煤层水力压裂数值模拟3.1RFPA2D-flow软件简介3.1.1软件功能及特点RFPA(RealisticFailureProcessAnalysis)真实破坏过程分析方法是一种基于有限单元法，并充分考虑煤岩体破裂过程中伴随的各向异性、非均匀性和非线性等特点的数值模拟分析方法。利用RFPA2D-Flow版本软件，不但能模拟煤岩体的基本渗流特性，还能模拟煤岩体流固-耦合问题。此外，该软件还能模拟煤岩体破坏过程中的声发射现象。因此，RFPA2D-Flow版本软件广泛应用于水力水电、承压水煤层开采等工程中。软件特点[36~37]是：考虑材料的不均质性，采用某种分布将材料参数赋给计算单元，可以认为各单元的微小破坏累积形成材料的宏观破坏；另外，可以认为单元性质是脆-塑性或线弹-脆性的，当单元应力达到破坏准则时发生破坏，并且对破坏单元进行刚度退化处理，可以用连续介质力学方法处理物理非连续介质问题[38]。3.1.2软件基本原理及模拟流程图（1）软件基本原理[39]RFPA软件具有独特的计算分析方法，许多其他数值模拟软件无法解决的问题都能够通过该软件得到很好地解决，其基本原理有①弹性损伤理论：RFPA采用弹性力学作为应力分析工具，以弹性损伤理论及其修正后的库伦破坏准则判断介质的变形和破坏[40]；②网格划分：RFPA中计算模型的网格划分采用等面积四节点的四边形。模型中单元体尺寸要适中，如果尺寸太大，则煤岩体等材料的非均匀性就无法更加精确地反映出来，如果尺寸太小，则像矿物、胶结物颗粒以及微裂隙等细小缺陷就无法包含在单元体内，从而模拟的准确性就会受到一定程度的影响；③单元赋值：假定各细观单元的力学性质服从Weibull分布，建立宏观介质力与细观单元之间的力学联系。④应力计算：采用有限元分析方法，通过力的平衡方程、物理方程和几何方程计算外载荷作用下对象内部单元体的应力应变状态；⑤相变分析：RFPA求解器首先对各单元的应力应变状态进行分析计算，接着根据计算结果对相变进行分析，然后根据相变准则对各单元的相变进行判断，最后整个材料模型中的各单元产生新的可用于迭代计算的物理力学参数。（2）工作流程图14 第3章低渗透煤层水力压裂数值模拟图3-1RFPA程序流程图Fig.3-1Programflowpicture3.2数值模拟模型及模拟方案3.2.1煤体破裂渗流-应力-损伤耦合模型（1）RFPA2D-Flow渗流分析基本假设：①煤岩体材料介质中的流体遵循Biot渗流理论[41]；②煤岩体材料介质是存在残余强度的弹脆性材料，其加载及卸载过程中的力学行为符合弹性损伤理论；③材料损伤阈值采用摩尔库伦强度准则；④弹性状态下材料的应力-渗透系数关系用负指数方程来进行描述。随着材料破坏，渗透系数越来越大；⑤材料细观结构的力学参数按照Weibull分布进行赋值。15 第3章低渗透煤层水力压裂数值模拟（2）渗流-应力耦合方程基于经典Biot渗流耦合理论，RFPA2D-Flow版本软件加入应力对渗流的影响，将损伤引入模型，其基本方程为[42~43]：①平衡方程X0(i,j1,2,3)（3-1）ij,jj②几何方程1()（3-2）i,ji,jj,iv1122332③本构方程p2G（3-3）ijijijijvijPPijn（3-4）vQR3H结合有效应力原理，分析孔隙水压力对煤岩体变形特性参数的影响。同时分别探讨孔隙水压力与介质应力。④渗流方程21PvKp（3-5）ijQtt⑤渗流-应力耦合方程(ij/3p)K(,p)Ke（3-6）0式中：p——孔隙水压力，MPa；n——孔隙变化量；、、——分别为孔隙水压系数、渗透系数突跳倍数、耦合系数；H、R、Q、——均为经典Biot常量；——Kronecker常数；K——渗透系数，m/d；ij——总应力，MPa；ij——有效应力，MPa；ij——总应变；ijG——剪切模量，MPa；——拉梅系数；2——拉普拉斯算；K、K——分别为渗透系数初值和渗透系数，m/d；016 第3章低渗透煤层水力压裂数值模拟——体积密度，g/cm3。当单元中的应力、应变状态等于设定的应力和应变损伤阈值时，损伤就会在单元产生，损伤单元的弹性模量为：E(1D)E（3-7）0式中：D——损伤变量，MPa；E、E——分别为损伤单元和无损伤单元的弹性模量，MPa。0当单元的剪应力达到摩尔库伦损伤阈值时，单元的渗透-损伤耦合方程如下所示：1sinF（3-8）13c1sin式中：——内摩擦角，°；——单轴抗压强度，MPa。c此时损伤变量D为：0,c0Dcr（3-9）1,c0E0式中：——残余强度，MPa。其余的参数见图3-2所示。cr图3-2单元本构关系图Fig.3-2Unitconstitutiverelationshippicture单元损伤后，渗透突跳系数增大，单元的渗透系数表达式如下所示：Ke(1p)D00K（3-10）Ke(1p)D0017 第3章低渗透煤层水力压裂数值模拟当时，损伤变量D为：3t0t0trD1tut0（3-11）E01tu式中：——残余强度，MPa。tr单元渗透系数为：Ke(3p)D00KKe(3p)0D1（3-12）0(3p)KeD10式中：K、K——渗透系数初值和渗透系数。03.2.2数值模拟模型本次模拟以陶一矿12706工作面的煤层赋存条件为例，参考12706工作面煤层柱状图，并结合实际试验过程中的水力压裂情况，釆用二维模拟方法，将模型视为平面应力模型。设定数值模型的长、宽为5.1×5.1m，并划分为170×170个单元，煤层的部分力学参数见表3-1。模型的煤层中开挖直径为94mm的孔洞表示压裂孔尺寸大小。设定模型的边界条件为围压加载方式和渗流边界条件，如图3-3所示，模型的渗流边界初始条件设定为0MPa，钻孔内初始水压力P0=10MPa，并以0.5MPa/步的增量增加，加载步数设为30步。模型中单元的力学参数按照Weibull分布进行随机赋值，如式(3-1)。mm1m（）e0（3-13）00式中：——材料介质基元体的力学性质参数；——基元体力学性质参数的平均值；0m——分布函数的性质参数；反映了材料介质的均匀程度[44]；（）——是材料基元体力学性质的统计分布密度。18 第3章低渗透煤层水力压裂数值模拟图3-3水力压裂模拟模型Fig.3-3Hydraulicfracturingsimulationmodeldiagram表3-1列出了陶一矿煤岩力学参数，可为本次数值模拟实验的参数。表3-1煤的力学参数Table3-1Coalmechanicalparameters均质度弹性模量（MPa）泊松比抗压强度（MPa）摩擦角（°）360000.253530渗透系数(m/d)孔隙压力系数(m/d)耦合系数压拉比孔隙率0.010.80.1200.253.2.3数值模拟方案在对煤层进行水力压裂过程中，高压水主要克服地应力和煤体强度，进而对促使煤体内各种原生弱面得到进一步张裂、延伸[45]。因此，利用RFPA2D-Flow版本软件分别模拟在不同地应力条件下的水力压裂效果，然后研究水力压裂过程中煤体破坏的声发射变化规律，并结合相对应的主应力图和水头图，进一步描述煤体破坏情况和注水压力之间的关系，从而得出煤层的起裂压力。孔壁起裂后，高压水进入煤体内弱面，弱面受到压力以后，裂缝进一步延伸19 第3章低渗透煤层水力压裂数值模拟扩展，当钻孔周围应力状态分布不同时，就会产生形态不一的裂缝。随着裂缝的产生，煤体的渗透率急剧增大。RFPA2D-Flow版本软件可以模拟出模型各单元的应力及损伤情况图，所以从图中能非常清楚的看出裂缝的形态，RFPA2D-Flow版本软件还可检测模型各个单元的渗透系数，进而通过裂缝延伸方向上渗透率的具体分布情况能够得到大致上的压裂半径。（1）不同侧压系数k下水力压裂起数值模拟对不同侧压系数k条件下煤层水力裂缝起裂压力和延伸的规律进行分析，建立如下试验方案：模拟试验分为5组，煤体抗压强度35MPa，保持垂直应力为v10.5MPa恒定不变，以水平应力为变量，将设为6.3~13.65MPa，分别模拟hh侧压系数大于1、等于1和小于1三种情况，侧压系数分别取0.6、0.8、1、1.15、1.3。具体分组情况见表3-2。水力压裂数值模拟时钻孔内初始水头设为10MPa，然后以每步0.5MPa的速度逐步增大，共运算30步，模型边界水头设为0MPa。表3-2不同侧压系数钻孔起裂压力的数值模拟方案Table3-2Numericalsimulationprogramofdrillinginitiationpressureunderdifferentlateralpressurecoefficients序号水平应力h/MPa垂直应力v/MPa侧压系数k16.310.50.628.410.50.8310.510.51412.07510.51.15513.6510.51.3（2）不同坚固性系数f下水力压裂数值模拟煤的坚固性系数f是反映煤体破碎难易程度的指标，大约等于煤体单轴抗压强度的1/10，即：10f（3-14）c式中：——煤体单轴抗压强度，MPa；cf——煤体的坚固性系数。根据煤体的坚固性系数与单轴抗压强度的关系，如果f分别取0.5、1.5、2.5、3.5、4.5，则模型中对应煤层的抗压强度分别为5MPa、15MPa、25MPa、35MPa、45MPa，同时，取=10.5MPa和=8.4MPa。其它有关条件和方案（1）中2vh号试验相同。模拟不同煤体坚固性系数f下起裂压力和裂缝扩展延伸规律。（3）双孔压裂数值模拟双孔压裂的基本参数和方案（1）保持一致，为了更好地分析双孔之间的相20 第3章低渗透煤层水力压裂数值模拟互影响及裂隙连通情况，建立30×10m的模型，钻孔间L距暂时设定为6m。同时，为了对比分析钻孔间距对双孔压裂效果的影响，再建立孔间距L分别为10m和15m两个模型，进而全面分析双孔水力压裂的有关规律。3.3不同侧压系数对煤层水力压裂的影响3.3.1煤体应力图分析（a）Step=1（P=10MPa）（b）Step=6（P=13MPa）（c）Step9-1（P=14.5MPa）（d）Step9-8（P=14.5MPa）（e）Step9-13（P=14.5MPa）（f）Step9-16（P=14.5MPa）图3-4k=0.6时煤体应力分布变化图Fig.3-4Stressdistributionchangemapofcoalwhenk=0.621 第3章低渗透煤层水力压裂数值模拟（a）Step=1（P=10MPa）（b）Step=8（P=14MPa）（c）Step=14（P=17MPa）（d）Step=17-9（P=18.5MPa）（e）Step=17-14（P=18.5MPa）（f）Step=17-16（P=18.5MPa）图3-5k=0.8时煤体应力分布变化图Fig.3-5Stressdistributionchangemapofcoalwhenk=0.8（a）Step=1（P=10MPa）（b）Step=12（P=16MPa）22 第3章低渗透煤层水力压裂数值模拟（c）Step=22（P=21MPa）（d）Step=27-4（P=23.5MPa）（e）Step=27-12（P=23.5MPa）（f）Step=27-14（P=23.5MPa）图3-6k=1时煤体应力分布变化图Fig.3-6Stressdistributionchangemapofcoalwhenk=1（a）Step=1（P=10MPa）（b）Step=14（P=17MPa）（c）Step=24（P=22MPa）（d）Step=26-8（P=23MPa）23 第3章低渗透煤层水力压裂数值模拟（e）Step=26-12（P=23MPa）（f）Step=26-14（P=23MPa）图3-7k=1.15时煤体应力分布变化图Fig.3-7Stressdistributionchangemapofcoalwhenk=1.15（a）Step=1（P=10MPa）（b）Step=18（P=19MPa）（c）Step=23（P=21.5MPa）（d）Step=24-8（P=22MPa）（e）Step=24-10（P=22MPa）（f）Step=24-12（P=22MPa）图3-8k=1.3时煤体应力分布变化图Fig.3-8Stressdistributionchangemapofcoalwhenk=1.324 第3章低渗透煤层水力压裂数值模拟从图3-6可以看出，当水平方向应力等于竖直方向应力，即k=1时，无论从起裂位置、扩展方向以及裂缝的分叉方位来看，压裂裂缝不沿固定的方向扩展延伸，且呈随机性状态分布。对比图3-4、3-5、3-7和图3-6可以看出，当k=1，即=时，压裂裂缝hv都不会沿固定的方向扩展延伸，且呈随机性状态分布；当k>1，即>时，裂vh缝始终沿着垂直方向扩展延伸，且裂缝分叉现象明显减少甚至消失。当k<1时，裂缝始终沿着水平方向扩展延伸，裂缝扩展延伸规律与k>1时基本相同。对比图3-4和3-8可以看出，无论k<1或k>1时，裂缝始终沿着垂直于最小主应力的方向起裂和扩展延伸。当=10.5MPa情况下，不同侧压系数k与相对应力差所对v应的起裂压力见表3-3。图3-9描述了起裂压力随的变化曲线图。h表3-3不同侧压系数k所对应的起裂压力表Table3-3Differentlateralpressurecoefficientscorrespondingtotheinitiationpressure水平应力序垂直应力/MPa侧压系数k起裂压力P/MPa应力差/MPav号h/MPa16.310.50.614.54.228.410.50.818.52.1310.510.5123.50412.07510.51.15231.575513.6510.51.3223.15以应力差为x轴，起裂压力P为y轴作出折线图并进行拟合，拟合结果如图3-9所示。242220181-3号实验16起裂压力/MPa14121002.14.2应力差/MPa图3-91-3号实验起裂压力和应力差关系图Fig.3-91-3experimentalinitiationpressureandstressdifferencediagrams25 第3章低渗透煤层水力压裂数值模拟2423223-5号实验起裂压力/MPa212001.5753.15应力差/MPa图3-103-5号实验起裂压力和应力差关系图Fig.3-103-5experimentalinitiationpressureandstressdifferencediagrams综上所述，由3-9、3-10可以看出，无论k<1或k>1，当煤层所受地应力差越大水力压裂的效果越明显，且对进行现场水力压裂非常有利。通过对比图3-4到3-8，图3-7、3-8均为k<1的类型，且裂缝总是沿着方h向扩展延伸。图3-4、3-5均为k>1的类型，且裂缝总是方向扩展延伸。由此h可见，无论k<1或k>1时，裂缝始终沿着垂直于最小主应力的方向扩展延伸，与最小主应力的方向没有任何关系。通过对比分析图3-4到3-8可以看出，在不同地应力条件下，水力压裂各个阶段现象及压裂效果是不同的。具体分析如下：（1）水力压裂初始阶段，钻孔周围出现应力集中现象，且呈环状向四周放射。由于煤体抗拉强度远远小于抗压强度，所以能够推测相对较小主应力位置处应该最先发生起裂。但由于煤体周围应力场比较复杂，且煤体是非均质性材料，所以只能推测起裂发生的大概位置而不能精确定位。尤其是当k=1时，压裂裂缝不会沿固定的方向扩展延伸，且呈随机性状态分布，预测起裂发生位置更加困难，甚至无法预测。当存在应力差时，裂缝起裂位置大致上发生在最小主应力处，且总是沿着垂直于最小主应力的方向扩展延伸。（2）随着注水压力的不断增加裂缝数目也逐渐增加，且裂缝形态总是沿着垂直于最小主应力的方向扩展延伸，所以在图3-4、3-5中，即当k>1时，裂缝总是沿着垂直方向扩展延伸，在图3-7、3-8中，即当k<1时，裂缝总是沿着水平方向扩展延伸。当进行水力压裂时，随着注水压力的不断增加，压裂孔主裂缝周围出现了一些微裂缝，且不和主裂缝在同一条线上，图3-6中，即k=1时尤其明显，而且这些微裂缝也随着注水压力的增大开始延伸发展，但是相对来说，主裂缝的增长速度明显大于微裂缝。（3）通过比较分析图3-4~3-8可以看出：随着应力差的不断增加，压裂过26 第3章低渗透煤层水力压裂数值模拟程中出现了剪切破坏现象，且这种现象随着应力差的继续增大越来越明显。（4）对比不同地应力条件下裂缝的扩展规律，得出应力差大小对水力压裂压裂效果的影响比较明显，且随着应力差的不断增大压裂效果越来越好，这种现象对现场水力压裂具有重要的指导意义。3.3.2渗流孔隙水压力分析（a）Step=1（P=10MPa）（b）Step=9-2（P=14.5MPa）（c）Step=9-14（P=14.5MPa）（d）Step9-16（P=14.5MPa）图3-11k=0.6时渗流孔隙水压力分布图Fig.3-11Seepageporewaterpressuredistributionwhenk=0.6（a）Step=1（P=10MPa）（b）Step=17-6（P=18.5MPa）27 第3章低渗透煤层水力压裂数值模拟（c）Step=17-14（P=18.5MPa）（d）Step17-16（P=18.5MPa）图3-12k=0.8时渗流孔隙水压力分布图Fig.3-12Seepageporewaterpressuredistributionwhenk=0.8（a）Step=1（P=10MPa）（b）Step=27-4（P=23.5MPa）（c）Step=27-12（P=23.5MPa）（d）Step=27-14（P=23.5MPa）图3-13k=1时渗流孔隙水压力分布图Fig.3-13Seepageporewaterpressuredistributionwhenk=1（a）Step=1（P=10MPa）（b）Step=26-6（P=23MPa）28 第3章低渗透煤层水力压裂数值模拟（c）Step=26-12（P=23MPa）（d）Step=26-14（P=23MPa）图3-14k=1.15时渗流孔隙水压力分布图Fig.3-14Seepageporewaterpressuredistributionwhenk=1.15（a）Step=1（P=10MPa）（b）Step=24-4（P=22MPa）（c）Step=24-10（P=22MPa）（d）Step=24-12（P=22MPa）图3-15k=1.3时渗流孔隙水压力分布图Fig.3-15Seepageporewaterpressuredistributionwhenk=1.3由图3-11~3-15水压分布图可以看出，当孔内水压较小时，因为煤层的渗失作用，注入的大量水通过孔隙和裂隙在周围煤体中散失，所以孔内高压水无法积聚，以至于模型无破裂单元产生[46~47]。随着孔内注水压力的增大，钻孔周围形成集中应力分布。一旦注水压力超过渗失水压时，在应力较高的一些区域出现零星破坏单元。随着注水压力的继续增大，主裂缝开始慢慢形成，此时孔内高压水也开始大量积聚，对煤体原生裂隙产生了较大压力，次裂缝也开始扩展延伸，如图3-13中k=1时的（b）与（c）。最后各级弱面逐渐连通，煤体彻底被压裂。29 第3章低渗透煤层水力压裂数值模拟当模型加载到27-14步，即注水压力为23.5MPa时，煤体逐渐产生较明显的宏观裂隙。同理，其它四组也有相似规律。3.3.3裂隙发育对应的声发射特征RFPA2D-Flow版本软件模拟出来的声发射图反映了煤体的变形及破裂情况。该软件在图中根据声发射能量作出了声发射圆，图中的点和圈均代表煤体破裂时所产生的声发射的位置。其中当前步引起的剪切破坏声发射分布情况用白色圆来表示、当前步引起的拉伸破坏声发射分布情况用红色圆来表示。不同方案下的水力压裂数值模拟声发射图如3-16~3-20所示：（a）Step=1（P=10MPa）（b）Step=8（P=14MPa）（c）Step=9-14（P=14.5MPa）（d）Step=9-16（P=14.5MPa）图3-16k=0.6时对应的声发射特征图Fig.3-16Acousticemissioncharacteristicswhenk=0.6（a）Step=1（P=10MPa）（b）Step=16（P=18MPa）30 第3章低渗透煤层水力压裂数值模拟（c）Step=17-14（P=18.5MPa）（d）Step17-16（P=18.5MPa）图3-17k=0.8时对应的声发射特征图Fig.3-17Acousticemissioncharacteristicswhenk=0.8（a）Step=1（P=10MPa）（b）Step=24（P=22MPa）（c）Step=27-11（P=23.5MPa）（d）Step=27-13（P=23.5MPa）图3-18k=1时对应的声发射特征图Fig.3-18Acousticemissioncharacteristicswhenk=1从图3-18，即k=1时可以看出，在进行煤层水力压裂时，煤体破裂的声发射现象和压裂裂缝扩展形态几乎同步，当注水压力小于22MPa时，煤体几乎未遭到破坏，只有零星的声发射在孔四周出现，这是因为较小水压力促使原生裂隙破裂所致。声发射现象随水力压裂注水压力的持续增大变得越来越明显，声发射出现的位置和延伸的方向也都无固定方向，且呈随机性状态分布。当水压力加载到Step=24（P=22MPa）步时，出现了少许白色圆圈，这说明一小部分煤体出现了剪切破坏，再随着注水压力的继续增大，声发射现象愈加明显，当注水压力加31 第3章低渗透煤层水力压裂数值模拟载到27-11步，即P=23.5MPa时，产生了更多的剪切破坏。（a）Step=1（P=10MPa）（b）Step=22（P=21MPa）（c）Step=26-12（P=23MPa）（d）Step=26-14（P=23MPa）图3-19k=1.15时对应的声发射特征图Fig.3-19Acousticemissioncharacteristicswhenk=1.15（a）Step=1（P=10MPa）（b）Step=20（P=20MPa）（c）Step=24-10（P=22MPa）（d）Step=24-12（P=22MPa）图3-20k=3时对应的声发射特征图Fig.3-20Acousticemissioncharacteristicswhenk=1.332 第3章低渗透煤层水力压裂数值模拟对比分析图图3-18和3-16~3-17、3-19~3-20可以看出，前者出现声发射现象的位置及延伸扩展规律均明显是有规律可循的，即都沿着或方向扩展延vh伸。图3-17（k=0.8）中，当水压加载到16步，即P=18MPa时，模型中有零星白色圆圈出现，也就是说明煤体发生了剪切破坏，但是其中大部分声发射现象都是由拉伸破坏引起的。图3-16（k=0.6）中，当水压加载到8步，即P=14MPa时，模型中就有零星白色圆圈出现，随注水压力的继续增大白色圆圈也越来越多，但其中大部分声发射现象也同样都是由拉伸破坏引起的。因此，无论k<1或k>1时，只要压力差越来越大压裂声发射就越来越多、压裂效果也越来越好。综上所述，水力压裂整个压裂过程以拉伸破坏为主，随着注水压力的不断增加，煤体内会产生少许的剪切破坏。此外，随着应力差不断增大，在注水压力较小情况下就会出现剪切破坏现象，且压力差越大，剪切破坏现象越严重。3.4不同坚固性系数对水力压裂的影响3.4.1不同坚固性系数对起裂压力的影响以陶一矿2#煤层12706工作面地质参数为基础，按照方案二进行数值模拟，则不同坚固性系数f下煤层水力压裂数值模拟分析结果如图3-21~3-24所示。（a）Step=1（P=10MPa）（b）Step=8（P=14MPa）（c）Step=10-4（P=15MPa）（d）Step=11-5（P=15.5MPa）33 第3章低渗透煤层水力压裂数值模拟（e）Step=11-10（P=15.5MPa）（f）Step=11-12（P=15.5MPa）图3-21f=0.5时煤层中的水力压裂应力分布图Fig.3-21Hydraulicfracturingstressdistributionwhenf=0.5（a）Step=1（P=10MPa）（b）Step=10（P=15MPa）（c）Step=13-2（P=16.5MPa）（d）Step=13-6（P=16.5MPa）（e）Step=13-14（P=16.5MPa）（f）Step=13-16（P=16.5MPa）图3-22f=1.5时煤层中的水力压裂应力分布图Fig.3-22Hydraulicfracturingstressdistributionwhenf=1.534 第3章低渗透煤层水力压裂数值模拟（a）Step=1（10MPa）（b）Step=10（15MPa）（c）Step=15-4（17.5MPa）（d）Step=15-10（17.5MPa）（e）Step=15-15（17.5MPa）（f）Step=15-17（17.5MPa）图3-23f=2.5时煤层中的水力压裂应力分布图Fig.3-23Hydraulicfracturingstressdistributionwhenf=2.5（a）Step=1（P=10MPa）（b）Step=8（P=14MPa）35 第3章低渗透煤层水力压裂数值模拟（c）Step=14（P=17MPa）（d）Step=17-9（P=18.5MPa）（e）Step=17-14（P=18.5MPa）（f）Step=17-16（P=18.5MPa）图3-24f=3.5时煤层中的水力压裂应力分布图Fig.3-24Hydraulicfracturingstressdistributionwhenf=3.5由图3-21~3-24可以看出，煤体不同坚固性系数下f所对应的钻孔起裂压力，具体数值见表3-4。表3-4不同坚固性系数f所对应的起裂压力Table3-4Differentfirmnesscoefficientscorrespondinginitiationpressure序号坚固性系数/f起裂压力/P10.515.521.516.532.517.543.518.5从表3-4可以看出，压裂钻孔的起裂压力随着煤体坚固性系数f的不断增大而增大，其大致呈线性变化规律，如图3-25所示。36 第3章低渗透煤层水力压裂数值模拟1918171615140.51.52.53.5图3-25起裂压力随煤体坚固性系数f变化规律Fig.3-25Differentconsistentcoefficientcorrespondinginitiationpressure根据钻孔壁拉伸破裂理论，起裂条件为水压大于围岩地应力和煤体抗拉强度之和，煤的坚固性系数越大，煤的抗压强度越大，而拉压比一定，因此煤体抗拉强度也越大，起裂压力也就越大。3.4.2不同坚固性系数对裂缝延伸的影响图3-26~3-29分别为不同煤体坚固性系数f所对应的水头压力分布及破坏情况图。（a）Step=1（P=10MPa）（b）Step=11-5（P=15.5MPa）（c）Step=11-10（P=15.5MPa）（d）Step=11-12（P=15.5MPa）图3-26f=0.5时水头压力分布图Fig.3-26HeadPressureDistributionwhenf=0.537 第3章低渗透煤层水力压裂数值模拟（a）Step=1（P=10MPa）（b）Step=13-5（P=16.5MPa）（c）Step=13-13（P=16.5MPa）（d）Step=13-15（P=16.5MPa）图3-27f=1.5时煤层中的水力压裂应力分布图Fig.3-27HeadPressureDistributionwhenf=1.5（a）Step=1（P=10MPa）（b）Step=15-6（P=16.5MPa）（c）Step=15-15（P=16.5MPa）（d）Step=15-17（P=16.5MPa）图3-28f=2.5时煤层中的水力压裂应力分布图Fig.3-28HeadPressureDistributionwhenf=2.538 第3章低渗透煤层水力压裂数值模拟（a）Step=1（P=10MPa）（b）Step=17-6（P=18.5MPa）（c）Step=17-14（P=18.5MPa）（d）Step=17-16（P=18.5MPa）图3-29f=3.5时煤层中的水力压裂应力分布图Fig.3-29HeadPressureDistributionwhenf=3.5从图3-26~3-29可以看出，在其它条件一定的情况下，随着煤坚固性系数的增大，裂缝形态越来越单一，裂缝扩展延伸一定长度所需水压也越来越高。3.5双孔压裂数值模拟3.5.1双孔压裂裂缝扩展规律分析虽然采用单孔模型模拟水力压裂能够较好的考察注水压力和煤体破裂程度之间的关系，但却不能考察多个注水孔之间的相互关系，因此建立一个双孔模型进行水力压裂数值模拟。按照方案（3）进行双孔水力压裂数值模拟，模拟出来的水头分布和剪应力分布如图3-30~3-31所示。（a）Step=1（P=10MPa）39 第3章低渗透煤层水力压裂数值模拟（b）Step=24（P=22MPa）（c）Step=25-6（P=22.5MPa）（d）Step=25-9（P=22.5MPa）图3-30L=6m时双孔压裂破坏过程水压力分布情况Fig.3-30TwoholesfracturefailureprocesswaterpressuredistributionwhenL=6m（a）Step=1（P=10MPa）（b）Step=24（P=22MPa）40 第3章低渗透煤层水力压裂数值模拟（c）Step=25-6（P=22.5MPa）（d）Step=25-9（P=22.5MPa）图3-31L=6m时双孔压裂破坏过程剪应力分布情况Fig.3-31TwoholesfracturefailureprocessshearingstressdistributionwhenL=6m图3-30~3-31所示为双孔水力压裂数值模拟水头分布和剪应力分布情况图，从图中可以看出煤层中裂隙的萌生、扩展、连通及宏观裂缝的形成过程。当模型加载到第24步，即P=22MPa时，两孔四周的微裂隙开始萌生，由于孔间距较大，两个孔基本不会相互影响，此时两个孔进行水力压裂跟独立的单孔水力压裂基本没有任何差别。当水压加载到25-6步，即P=22.5MPa时，两孔四周的微裂隙进一步发育，并向煤体深部扩展，两孔之间的局部区域出现了应力集中现象，此时两孔开始互相影响。水压加载到25-9步，即P=22.5MPa时，煤体的宏观破裂十分明显，微裂隙急剧增加。此时，随着注水时间的不断增加裂隙不断沿着煤层方向向煤体深部扩展延伸，且呈扇形区域扩散。随着微裂隙相互之间不断的贯穿连通，最后宏观裂缝在煤体中逐渐形成，增加了两孔间煤体裂隙的发育程度，提高了煤体透气性。（a）Step=1（P=10MPa）41 第3章低渗透煤层水力压裂数值模拟（b）Step=24（P=22MPa）（c）Step=25-6（P=22.5MPa）（d）Step=25-9（P=22.5MPa）图3-32L=6m时双孔压裂破坏过程声发射分布情况Fig.3-32TwoholesfracturefailureprocessAcousticemissiondistributionwhenL=6m从图3-32可以看出，在对煤层进行水力压裂时煤体的破坏情况。从两孔周围煤体先开始破坏，且呈随机性，具体破坏情况和单孔压裂基本一致。随着水力压裂注水压力的不断增加，煤体深部开始逐渐遭到破坏，尤其是两孔之间的煤体，两个孔的破坏区域渐渐的相互靠拢，且呈扇形扩展。最后，两孔之间煤体的破坏区域开始相互叠加，裂隙相互贯穿连通，从而煤体得到充分压裂，大大提高了煤层透气性。此外，在煤层水力压裂过程中，双孔压裂与单孔压裂类似，煤体内发生的主要是拉伸破坏。煤体中微裂隙的发育半径是3~5m。3.5.2双孔压裂煤体应力变化分析在对煤体进行双孔水力压裂过程中，剪应力分布和最小主应力分布情况如图3-31和3-33所示。在单、双孔压裂裂隙的发育过程中，除了双孔两孔之间煤体出现应力叠加区域以外，两者应力分布基本类似。在裂隙的尖端附近出现剪应力42 第3章低渗透煤层水力压裂数值模拟集中区域，且呈条带状分布。剪应力集中带随着裂隙的发育向煤体深部推移，而破坏区域的剪应力得到有效释放和卸压。在注水孔四周煤体均出现拉应力集中区域，且呈区块状分布，拉应力集中区域也随着裂隙的发育向煤体深部推移，一旦两孔之间的煤体破裂贯穿连通之后，破坏区域的拉应力就也会得到有效释放和卸压，但两者之间的卸压效果却不不同，拉应力比剪应力卸压效果差。（a）Step=1（P=10MPa）（b）Step=14（P=17MPa）（c）Step=24（P=22MPa）（d）Step=25-6（P=22.5MPa）43 第3章低渗透煤层水力压裂数值模拟（e）Step=25-9（P=22.5MPa）图3-33L=6m时双孔压裂过程最小主应力分布变化Fig.3-33TwoholesfracturefailureprocessminimumprincipalstressdistributionwhenL=6m在对煤层进行水力压裂前期，单、双孔煤体应力的分布基本相同，双孔压裂时，两孔之间的煤体并未出现明显的应力叠加区域，应力集中带主要分布在两孔周围。随着注水压力的不断增加，两孔的应力集中带开始渐渐的向煤体深部转移，直到两孔的应力集中带相互叠加，出现大面积破裂的煤体，形成裂隙网络。拉应力集中带比剪应力集中带的叠加作用更加明显。在煤体卸压区，由于应力得到有效释放、煤体得到了充分卸压，所以进一步提高了煤体的裂隙发育程度和煤体的透气性。3.5.3双孔压裂孔间距变化的影响图3-34~3-36显示了不同孔间距L分别为6m、10m、15m三种孔间距条件下煤体的破坏及剪应力场、拉应力场变化特征。（a）L=6m（Step=25-9）（b）L=10m（Step=28-8）44 第3章低渗透煤层水力压裂数值模拟（c）L=15m（Step=30-5）图3-34不同孔间距双孔压裂破坏过程剪应力分布情况Fig.3-34Twoholesfracturefailureprocessshearingstressdistributionwhendifferentholespacing（a）L=6m（Step=25-9）（b）L=10m（Step=28-8）（c）L=15m（Step=30-5）图3-35不同孔间距双孔压裂最小主应力分布情况Fig.3-35Twoholesfracturefailureprocessminimumprincipalstressdistributionwhendifferentholespacing45 第3章低渗透煤层水力压裂数值模拟（a）L=6m（Step=25-9）（b）L=10m（Step=28-8）（c）L=15m（Step=30-5）图3-36不同孔间距双孔压裂声发射特征图Fig.3-36Twoholesfracturefailureprocessacousticemissioncharacteristicswhendifferentholespacing从图3-34~3-36可以看出，随着两个注水孔之间距离的增大，两孔之间煤体的应力叠加作用和裂隙发育程度均逐渐减弱，煤体破裂的难度变大。下面对不同间距L分别进行讨论分析：当L=6m时，两注水孔间煤体完全被破坏，裂隙发育和贯通程度最好，煤体充分卸压，无任何空白区，增透性也是最好的。当L=10m时，两注水孔间煤体基本完全被破坏，裂隙发育和贯通程度较好，基本上未出现空白区，但局部存在应力集中带，增透性较好。当L=15m时，两注水孔间煤体未被充分破坏，大部分区域裂隙不能贯通两孔，出现大量空白区，在较大区域内还存在应力集中带，增透性最差。综上所述，采用两孔对煤体进行水力压裂时，选择适宜的孔间距非常重要。如果两孔之间的距离选择太大，会造成孔间煤体不完全破裂，裂隙发育和贯通程46 第3章低渗透煤层水力压裂数值模拟度较差，局部区域出现压裂盲区，同时出现应力集中区域。由于压裂盲区和应力集中区域的存在会增大后续生产工作的危险性和瓦斯抽采难度，因此，要合理确定煤层压裂孔间距。47 第4章水力压裂试验方案及参数优化第4章水力压裂试验方案及参数优化4.1试验工作面概况陶一煤2#煤层12706工作面在陶一矿七采区北翼F1断层与F7断层之间，北接陶一矿井田边界，南邻-310探巷下山。该工作面倾向长度为512m，走向长度为100m，煤层倾角为10~13°。所采12706工作面的2#煤为优质无烟煤，煤层原始瓦斯含量为5.18~6.17m3/t。采煤方法为铁路下高水材料充填综合机械化开采。根据2006-1钻孔及巷道揭露资料分析，工作面上段2#煤层直接顶为闪长岩，灰白色，主要矿物为石英、斜长石和角闪石，质地细密，坚硬，厚约3.2~4.8m。在付巷位置闪长岩有高岭石化现象，松散、强度低易风化；下段2#煤层直接顶为粉砂岩，灰黑色，以石英为主，含有云母片，泥质含量高，具平行层理，厚24m左右。工作面煤层直接底板为粉砂岩，灰黑色，主要矿物有石英、云母及粘土矿物，砂泥质结构，含大量植物化石，层厚约2.5m。随着工作面推进，平均瓦斯涌出量由2.90m3/min逐渐增长到8.90m3/min，最大瓦斯涌出量为19.20m3/min，在工作面回风流中的瓦斯浓度常常超限，严重威胁着井下生产安全。由于工作面采煤方法为铁路下高水材料充填综合机械化开采，顶板裂隙不发育，上覆邻近层1#煤层的瓦斯未涌入工作面回采空间，因此陶一矿2#煤层透气性差以及预抽瓦斯效果差最终造成瓦斯超限。图4-112706工作面柱状图Fig.4-112706Face2#coalseamhistogram48 第4章水力压裂试验方案及参数优化4.2煤层水力压裂方案设计首先，结合理论计算与分析及数值模拟分析，确定水力压裂技术参数，包括注水压力、注水时间、封孔深度等参数。水力压裂前，先施工测试钻孔，采用DGC瓦斯含量直接测定装置对煤层瓦斯含量以及含水率进行测定，之后将测试孔封孔后合茬抽放，采用WGC型瓦斯抽放管道气体参数测定仪考察记录单孔瓦斯流量、浓度及负压参数，直至瓦斯抽采流量和浓度趋于稳定，然后施工压裂孔，压裂孔施工完成以后立即封孔开始压裂[48]，同时记录、观测压裂期间注入水压、流量、巷道变形情况；水力压裂试验结束之后放水，施工观测孔，采用与压裂前相同的方法对每个观测孔煤层瓦斯含量及含水率进行测定，将观测孔封孔并合茬抽放，采用相同方法考察记录观测孔瓦斯抽采浓度、流量及负压参数；最后，将测试孔和观测孔的煤层瓦斯含量、含水率、瓦斯抽采浓度、流量数据进行对比分析，确定出压裂影响范围，针对数值模拟结果误差进行分析，结合现场压裂施工遇到的问题对水力压裂技术参数进行优化。具体的水力压裂方案如图4-2所示。图4-2水力压裂工艺流程Fig.4-2HydraulicFracturingProcess4.2.1钻孔施工（1）钻孔设计参数49 第4章水力压裂试验方案及参数优化在工作面副巷使用ZDY-1200S钻机、直径为73mm圆弧形凸棱钻杆何直径为89mm的钻头施工打钻，钻孔深度为60m（允许误差±2m）。钻孔倾角为-1°（允许误差±0.5°），钻孔方位角为163°（允许误差±5°），距顶板高1.5m（允许误差±0.3m），钻孔间距为5m（允许误差±0.5m）。钻孔布置方如图4-3。图4-3钻孔布置图Fig.4-3Drillinglayoutpicture（2）施工注意事项①必须在所打钻孔正上方1m以内悬挂便携式瓦斯检测仪，当瓦斯浓度上升到0.5%时，停止施工，由瓦斯员查明原因并采取相应防治措施，将瓦斯降到正常水平时方可施工。当瓦斯浓度上升到1%时，停止施工并切断电源，然后向调度室和通风区汇报，由通风区查明原因，采取相关防治措施，待瓦斯浓度恢复正常水平时方可施工。②打钻时有顶钻、卡钻及喷瓦斯现象，煤层发出霹雳声、闷雷生、机枪声、响煤炮，声音由远至近、由小到大等明显的煤与瓦斯突出预兆时，立即停止施工，切断一切动力电源，撤离人员，并向矿调度室和通风区汇报。由通风区查明原因，采取相关防治措施，待瓦斯浓度恢复正常水平时方可施工。③钻机队必须现场交接班，施工前必须进行隐患排查，处理完隐患后方可施工。50 第4章水力压裂试验方案及参数优化④打钻现场必须悬挂钻孔设计示意图和钻探原始记录表等。⑤施工现场必须搞好文明生产，所有使用电缆必须整齐吊挂，严禁出现电缆拖地和浸泡在水里；所有钻杆必须整齐码放并进行挂牌管理。⑥现场要固定好钻机，在钻机四周用单体液压点柱支护牢固可靠。⑦钻机后方严禁站人，以防钻杆伤人。⑧钻探人员要认真学习钻探设计及安全技术措施，严格按照钻孔设计及相关措施要求进行钻探施工。（3）钻孔验收①施工单位在钻孔施工完毕前，向地测科汇报。地测科根据汇报安排人员验孔，验孔人员包括通风区或技术科或安监科安排一名管理人员、瓦斯员、安检员、施工单位当班班长。②验孔内容包括施工地区、钻孔位置、钻孔编号、钻孔设计直径、钻孔设计倾角、钻孔设计方位、设计孔深、打钻孔深。验孔人员必须在验孔单上现场签字确认③钻孔没能严格按照设计施工，必须注明原因，并由通风区根据需要对钻孔有效性进行鉴定，若钻孔为废孔必须重新施工。④验孔人员在起钻期间均必须全程在现场，认真验孔，特殊情况必须向矿调度室请示汇报。⑤施工单位班长要认真填写打钻原始记录，不按规定填写记录罚款50元；打钻现场必须具备盒尺、坡度规、地质罗盘、线绳等测量器具，否则罚班长50元。⑥钻孔验收单一式三份，一份施工单位保管，另两份由通风区、地测科妥善保管，丢失一张，对相关责任人罚款50元。通风区主管瓦斯抽采技术员根据验收单及时绘制钻孔竣工图，地测科技术员收集整理，根据验收单填写钻孔台账。⑦每月底组织1次阶段性验收，阶段性验收由施工单位向技术科申请。技术科组织通风区、安检科、施工单位进行验收。验收时应具备原始记录、钻孔验收单、打钻台账、钻孔竣工图等资料，通风区主管瓦斯抽采技术员负责根据验收情况编写验收报告，与验收资料一同报部门领导审批。⑧奖罚规定：不按现场实际情况进行验收，否则罚验孔人员各100元；验孔单填写不规范、不完整罚验孔人员50元；验孔单在完成交接前丢失，罚责任人50元。4.2.2封孔（1）封孔方式：压注马丽散注浆液封孔51 第4章水力压裂试验方案及参数优化（2）封孔材料：马丽散、抽放封口管、封孔布袋、4分蛇皮管、Φ10高压胶管。（3）封孔工艺：在钻孔内插入直径63mm的8根瓦斯抽放封口管，每根长度2.5m，共计20m，在第3根瓦斯抽放封管口前端固定橡胶垫圈，用铅丝将9m长注浆用蛇皮管固定在第3根瓦斯抽放封口管2m处，用6m长封孔布袋套住抽放管和蛇皮管，并用铅丝将封口布袋的两端分别固定在距钻孔口6.5m和0.5m处，里端用铅丝扎紧，外端用铅丝拢住。操作程序：先称量出封孔用马丽散红液和白液，分别装入两个容器，用两根高压胶管通过三通将风动注浆泵与蛇皮管连接，将注浆泵洗液管分别放入两个盛有马丽散的容器中，开动注浆泵，待注浆泵运转10个循环，停止注浆。大概5min之后药液开始发泡膨胀，20min停止发泡，然后逐渐硬化固结。为了避免抽放管内因碰撞晃动而影响封孔质量，降低抽放效果，同时为了防止注浆液大量流出，孔口需用木楔配合棉纱塞紧，固定长度为0.3~0.5m。（4）将型号为FKSY-20/38*1.5的注水封孔器插入抽放管路，在封孔器一端连接直径10mm、长3.5m的钢管相连，保证注水封孔器位于瓦斯抽放管的前端。4.2.3压裂钻孔注水（1）注水系统：静压水管-乳化液泵站-高压水管-注水管-注水封孔器-煤体。具体细节如图4-4。（2）开始注水时，不必将阀门开展，使用8Mpa的压力进行初次压裂20min后，将阀门开展使注水压力达到24Mpa以上。（3）注水流量计安装在注水阀门的下侧，防止水压过大损坏流量计。（4）注水阀门必须安装在距注水钻孔30m以外的位置，防止煤壁片帮伤人。（5）注水时必须将注水软管用铅丝固定在高压管上，防止注水封孔破损，封孔器被顶出伤人。（6）当跑水流量大于注水流量一半时停止注水。（7）停止注水时先关闭与高压管路连接的阀门，使注水软管泄压；在关闭流量计前的阀门；最后回收注水软管、流量计及封孔器。（8）注水时，必须详细填写注水过程，内容包括注水时间、压力、流量、停止注水原因、跑水地点、跑水量及煤壁变化情况。52 第4章水力压裂试验方案及参数优化图4-412706副巷注水系统示意图Fig.4-4DeputyLaneinjectionsystemdiagram4.3煤层水力压裂技术参数优化在进行煤层水力压裂过程中，压裂参数的选择是否合适直接影响着煤层水力压裂的施工进度、施工成本和压裂效果等。为此，在确定不会影响预期压裂效果的情况下，对煤层水力压裂参数进行优化，从而制定水力压裂最优方案。由于在实际煤炭生产中水力压裂工程比较复杂，且压裂参数的合理确定受到众多因素的影响，所以基本没有什么值得借鉴的经验计算公式。本文采用理论分析和数值模拟方法对煤层水力压裂参数进行优化研究，参考压裂参数优化原则，从而确定陶一矿的各水力压裂技术参数。4.3.1水力压裂参数优化原则（1）压力适中原则由于理论分析、数值试验及现场工业试验都表明，在对低渗透煤层进行水力压裂过程中，只要保证泵注压力大于起裂压力即可。不可太大，也不可过小。（2）流量控制原则数值模拟结果与现场工业试验都表明，增大注水流量可以缩短压裂工期，并增强煤体压裂效果，主要原因有：①增大注水流量对裂纹扩展延伸极其有利，同时也减小了压裂液漏失对低渗透煤层的损伤；②增大注水流量同样可以提高煤层孔隙率，从而增强煤体压裂效果。虽然增大水力压裂注水流量可以提高煤体压裂效果，但是并不代可以无限增大注水流量。（3）时间控制原则低渗透煤层压裂时间控制原则主要有两个方面：①从缩短压裂周期，减小压裂液漏失对煤层的损伤角度出发，保持合理的泵注时间和泵注流量，尽量使压裂裂缝尺寸与较小伤害程度相适应，以期达到最好的压裂效果；②由于某些低渗透53 第4章水力压裂试验方案及参数优化性煤层厚度相对较小，压裂过程中裂缝可能会在煤层与上下围岩交界面处扩展延伸，为了避免这种现象，在实际煤层水力压裂过程中应适当调整水力压裂技术参数[49]。4.3.2水力压裂关键参数优化（1）注水压力本文第二章已经介绍过，注水压力是煤层水力压裂关键技术参数之一，因而选择合适的注水压力对煤体压裂后是否能够取得预想的增透效果至关重要。瑞士地质学家海姆认为在岩层中存在初始应力场和初始地应力静水压力场[50]，他还认为在埋深较大的地层中初始应力场近似静水应力场，距离地表为Hm的地层深处，岩层各个方向上初始地应力的值都等于H(为地层容重)。1925~1926年，金尼克提出初始地应力场分布的理论计算方法，该理论认为地层中的初始垂直应力取H，初始水平应力取(/(1))H。根据以上两种理论可知，井下试验工作面煤体上覆岩层重量产生的垂直应力为[51]。H（4-1）z由于存在垂直应力，所以便产生了水平应力，其值为：HH（4-2）xz1式中：——水平应力，MPa：x——垂直应力，MPa；zH——煤层埋藏深度，m；——煤层上覆岩层平均容重，kg/m3；——侧向应力系数；——煤的泊松比。井下采动引起的集中应力大概为垂直应力的2~3倍[52]，即：y(2~3)(2~3)H（4-3）yz孔间煤体只有在注水压力最小值大于煤体水平侧向应力时才有可能压裂煤体，但时注水压力最大值应小于煤体应力集中带内的峰值应力。因此，压裂煤体的注水压力P可以确定为：Hp3H（4-4）1-根据陶一矿2#煤层地质资料可知，煤层埋深H取420m，煤层平均容重取2.5t/m3，由此确定垂直应力为为10.5MPa。煤的泊松比为0.25，则由式（4-4）z计算以后可知，P应大于3.5MPa，但应小于煤体集中应力的最大值31.5MPa。由54 第4章水力压裂试验方案及参数优化于要考虑工作面生产安全和压裂施工进度，所以应结合水力压裂数值模拟结果以及矿井的注水系统的实际情况，取P为24.2MPa在12706工作面进行水力压裂试验。（2）注水时间注水时间是影响压裂施工进度和压裂效果的重要参数之一。注水时间不能太长也不能太短，具体说明已经在第二章进行详细论述。借鉴前苏联对煤层进行水力压裂试验的有关经验，只有在以下二种情况下可以作为压裂时间结束的标志，①当泵注压力降低至最高注水压力的30%时，可以结束注水。②压裂流速明显增加，工作面煤壁、顶板或钻孔出水后，可以结束注水。如过使用乳化液泵对煤层进行水力压裂，按煤体水份增加2%计算，则单孔注水时间大约需要100min。考虑到陶一矿2#煤层埋藏深度较深，将水力压裂单孔注水时间设定在2小时以上，以便孔内高压水获得足够的时间压开和湿润煤体。（3）封孔深度对煤层进行水力压裂时，高压水由钻孔进入煤层后，会在封孔端上积聚并产生很大的压力，如果封孔深度太浅，不能达到封孔强度的要求，进而会造成压裂钻孔封口处漏水，甚至威胁生产与工作人员自身的安全。理论上封孔的深度应该大于巷帮应力集中带宽度，如果当钻孔方向和裂隙方向以及地应力场方向不匹配时，应适当加深封孔深度。巷帮应力集中带宽度是由上覆岩层岩性和厚度、煤厚、采高等性质共同确定的，从而根据巷帮应力集中带宽度确定压裂孔封孔深度。根据陶一矿2#煤层12706工作面的巷帮应力集中带宽度，并参考相邻矿井水力压裂封孔深度，然后结合钻孔方向和裂隙方向、地应力场方向之间的关系最终确定压裂孔封孔长度为12m。55 第5章水力压裂现场试验第5章水力压裂现场试验5.1水力压裂效果考察5.1.1压裂前后瓦斯抽采参数变化6月份陶一煤矿在12706副巷的25#钻孔和32#钻孔进行了注水压裂试验，钻孔布置如图5-1~5-3所示，注水参数详见表5-1、表5-2。图5-112706工作面注水试验钻孔平面布置示意图Fig.5-112706Facewatertestdrillinglayoutpicture56 第5章水力压裂现场试验渗水位置11.4m渗水位置22#23#24#25#26#27#28#29#30#5m5m5m12m注水试验孔图5-212706工作面副巷25#钻孔布置示意图Fig.5-212706FacedeputyLane25#drillinglayoutpicture渗水位置12.6m渗水位置29#30#31#32#33#34#35#36#5m5m5m5m13.2m注水试验孔图5-312706工作面副巷32#钻孔布置示意图Fig.5-312706FacedeputyLane32#drillinglayoutpicture表5-112706副巷25#钻孔注水参数表Table5-112706deputyLane25#BoreholesParameters时间流量（m3/h)压力(MPa)时间流量（m3/h)压力(MPa)8:246.512.712:504.422.48:525.617.413:204.422.19:105.319.213:504.522.39:404.822.114:204.721.710:204.324.214:505.319.210:504.323.415:205.618.911:204.223.615:505.918.711:504.123.816:206.116.712:204.323.716:506.314.757 第5章水力压裂现场试验表5-212706副巷32#钻孔注水参数表Table5-212706deputyLane32#BoreholesParameters时间流量（m3/h)压力(MPa)时间流量（m3/h)压力(MPa)7:506.711.913:304.623.38:385.816.914:004.523.49:005.118.714:304.323.29:304.821.915:004.722.410:004.722.315:304.921.410:304.623.416:004.820.111:004.423.916:305.219.711:304.524.217:005.618.412:004.324.417:305.116.912:304.423.418:005.414.513:004.523.618:305.713.4由上述数据知，当钻孔注水压力达到20MPa后，钻孔压力下降，逐水流量明显增加，说明煤体内裂隙增加。通过对比25#、32#钻孔注水前后5天内瓦斯抽放参数，纯流量提高了5.8~17.6倍，抽放效果明显提高。（如图5-4、图5-5所示）通过对25#、32#相邻钻孔瓦斯抽放量的观察，相邻钻孔的瓦斯抽放量也明显增加（如图5-6、图5-7所示），由此可知，水力压裂影响半径至少为5m，因此经水力压裂后工作面本煤层瓦斯预抽孔孔间距可增加为10m。25#钻孔注水前后瓦斯抽放纯量对比图4003503）300m（250200日累计抽放纯量150瓦斯纯量100500日日日日日日日日日日日9012345678923月月月月月月月月月月月77777777766时间图5-425#钻孔注水前后瓦斯抽放量对比图Fig.5-425#AroundBoreholesMethaneDrainagecomparisonchart58 第5章水力压裂现场试验32#钻孔注水前后瓦斯抽放纯量对比图4003503）300250200日累计抽放纯量150瓦斯纯量（m100500日日日日日日日日日12345678929日30日10日月月月月月月月月月月月777777777月667时间图5-532#钻孔注水前后瓦斯抽放量对比图Fig.5-532#AroundBoreholesMethaneDrainagecomparisonchart7月5日‐7月9日钻孔瓦斯抽放纯量图160014001200）3m1000（瓦斯抽放纯量800600瓦斯纯量400200022#23#24#25#26#27#28#钻孔编号图5-625#钻孔水力压裂对相邻钻孔影响对比图Fig.5-625#DrillinghydraulicfracturingeffectontheadjacentdrillingComparisonChart59 第5章水力压裂现场试验7月6日-7月10日钻孔瓦斯抽放纯量图16001400）12003m1000（瓦斯抽放纯量800600瓦斯纯量400200029#30#31#32#33#34#35#钻孔编号图5-732#钻孔水力压裂对相邻钻孔影响对比图Fig.5-732#DrillinghydraulicfracturingeffectontheadjacentdrillingComparisonChart图5-812706工作面风排瓦斯量与抽放量对比图Fig.5-812706Facereturnairemissiongasamountanddrainagevolumecomparisonchart通过上述试验知，12706工作面起裂压力为24.2MPa，压裂有效范围5m。水利压裂增透抽采技术能极大的提高12706工作面瓦斯抽采率，可以在12706工作面推广使用。7月8日~9月30日对12706工作面运巷、副巷30个钻孔采用了水力压裂增透抽采技术，共计注水1621.4m3，通过水力压裂12706工作面本煤层平均瓦斯抽采量为3.76m3/min，最高达10m3/min，工作面瓦斯抽采率达到了57.32%，即实现了抽采达标，又实现了瓦斯零超限，保证了工作面生产的安全。5.1.212706工作面注水总结12706工作面自5月份生产以来，本煤层内瓦斯含量较高，为保证回采期间工60 第5章水力压裂现场试验作面安全生产，工作面采用了顺层钻孔进行瓦斯抽采。由于12706工作面煤层致密性高，裂隙不发育，瓦斯抽采流量低。为了增加12706工作面瓦斯抽采效果，决定采用高压注水压裂煤体裂隙，以提高瓦斯抽采率，到8月底受到了良好的效果。12706工作面注水主要实施地点在12706副巷，注水孔施工过程中采取了3种孔径来彼此验证注水的效果，到7月底共施工注水孔23个。1~5#孔采取的是直径42mm钻杆、直径44mm的钻头施工钻孔，钻孔深度18m（允许误差±0.5m）；钻孔倾角0°（允许误差±3°）；钻孔方位角163°（允许误差±5°）。6~16#孔采取的是直径73mm钻杆、直径89mm的钻头施工钻孔，钻孔深度35m（允许误差±0.5m）；钻孔倾角2°（允许误差±3°）；钻孔方位角163°（允许误差±5°）；距顶板高1.5m（允许误差±0.3m）；钻孔间距5m（允许误差±0.5m）。17~23#孔采取的是直径75mm钻杆、直径94mm的钻头施工钻孔，钻孔深度50m（允许误差±0.5m）；钻孔倾角2°（允许误差±3°）；钻孔方位角163°（允许误差±5°）；距顶板高1.5m（允许误差±0.3m）；钻孔间距5m（允许误差±0.5m）。1~5#钻孔施工完毕后利用注水封孔器（FKSY-20/38*1.5）进行封孔，利用12706工作面乳化液泵对水进行加压，高压水经管路注入煤体。钻孔注水完成后，利用89mm的钻头，进行扩孔，扩孔深度3m，FKWY-4.5/75型瓦斯多功能封孔器封孔进行抽采。6~23#钻孔直接用FKWY-4.5/75型瓦斯多功能封孔器进行封孔进行抽采。表5-312706工作面钻孔注水参数表Table5-312706FaceBoreholesParameters孔号孔长（m）孔径（mm）压力（MPa）注水总量（m3）118442310.8218442412.631844238.44184423851844239.463589248.2735892412.883589234.893589257.5103589258.961 第5章水力压裂现场试验1135892491235892513.31335892414.6514358923121535892424.216358923151756942410.5185594234.51965942319.72055942510.62158942512.6225294249.52360942411.9表5-412706工作面钻孔瓦斯参数表Table5-412706FaceGasdrillingparametertable注水时管路型流量纯流量瓦斯浓压力温度测量钻孔间号(mm)(m3/min)(m3/min)度(%)(kpa)(°C)日期注水前DN250.3150.0078752.523.525.16.191注水后DN250.5830.14691625.210.626.46.29注水前DN250.2110.0073853.518.725.66.192注水后DN250.5950.12435520.911.826.76.29注水前DN250.3590.03769510.517.825.86.193注水后DN250.5440.228484213.426.36.29注水前DN250.3580.0447512.525.924.56.194注水后DN250.6350.22415535.314.526.46.29注水前DN250.3640.045512.525.425.96.195注水后DN250.6750.25717538.114.726.76.29注水前DN250.2310.0131675.724.526.16.196注水后DN250.6440.19191229.813.226.86.29注水前DN250.2550.03187512.517.626.17.37注水后DN250.4720.34880873.914.526.97.9注水前DN250.3570.04498212.625.826.97.38注水后DN250.6250.18529.620.426.27.9注水前DN250.3290.0322429.824.126.77.39注水后DN250.5170.12821624.815.926.47.9注水前DN250.2480.03199212.919.826.97.310注水后DN250.4270.13151630.813.726.77.9注水前DN250.2440.0143965.928.925.97.1211注水后DN250.6030.15014724.915.626.17.1562 第5章水力压裂现场试验注水前DN250.2560.0227848.924.725.37.1212注水后DN250.6890.21290130.915.426.77.15注水前DN250.3610.0350179.726.325.67.1213注水后DN250.6010.20734534.515.926.47.15注水前DN250.2410.0190397.928.125.47.2014注水后DN250.5270.15124928.714.226.57.24注水前DN250.2550.0260110.227.425.17.2015注水后DN250.6420.1958130.514.826.47.24注水前DN250.2530.0199877.927.426.17.2016注水后DN250.6810.17637925.913.926.97.24注水前DN250.2310.02425510.526.326.47.2917注水后DN250.5440.18550434.119.426.38.10注水前DN250.1690.02112512.528.326.17.2918注水后DN250.6280.2166634.515.226.48.10注水前DN250.2530.0247949.824.825.47.2919注水后DN250.6410.18909529.513.426.78.10注水前DN250.3610.04584712.728.125.48.820注水后DN250.6220.20277232.617.926.88.15注水前DN250.2590.03289312.726.725.98.821注水后DN250.5420.19024235.114.126.28.15注水前DN250.3470.0308838.927.426.98.822注水后DN250.6430.15303423.814.226.48.15注水前DN250.2140.0175488.225.725.48.823注水后DN250.4890.14132128.913.526.88.15从抽采参数前后对比来看，12706工作面煤层注水取得了一定的效果，注水前单孔抽采瓦斯含量平均9.6%，注水后单孔抽采瓦斯含量平均36.5%；单孔流量从平均0.281m3/min提高到平均0.590m3/min；单孔抽采纯流量从平均0.0274m3/min提高到平均0.1887m3/min；单孔抽采负压从24.9kpa降低到14.8kpa。存在的问题：（1）1~5#孔小孔径封孔存在封不严，封孔困难。（2）连接导流管与主管路的软管弯曲过大，影响流量与负压数据采集。（3）注水过程中，个别钻孔注水量不是很大，封孔不理想。（4）钻孔长度不到工作面一半的距离，应在打深点达到60m以上。5.2经济效益和社会效益（1）经济效益63 第5章水力压裂现场试验①减少了钻孔数量，降低瓦斯抽采成本12706工作面瓦斯抽采设计，采用工作面两巷布置瓦斯抽放钻孔。运巷设计钻孔98个，钻孔间距5m，钻孔深度60m；副巷设计钻孔98个，钻孔间距5m，钻孔深度45m；钻孔工程量共计10290m。由于水力压裂技术的应用，将钻孔间距调整为10m，12706工作面运巷实际施工瓦斯抽采钻孔56个，副巷孔54个，钻孔工程量共计5790m。减少钻孔工程量4500m，钻孔施工成本为280元/m，节约钻孔施工费用126万元，节约封孔材料和人工费用10万元，共计136万元。②杜绝了瓦斯超限，减少了对生产的影响水力压裂技术的应用，实现了工作面瓦斯零超限，解决了瓦斯超限制约生产的问题。未采取水力压裂的6月份工作面回风流瓦斯浓度时常处于超限临界状态，为防止瓦斯超限不得不停止生产，累计停产9天，按日产1000t，吨煤利润130元计算，造成经济损失117万元。如果不采取水力压裂技术按月影响生产9天计算，年经济损失可达1404万元。（2）社会效益本课题的实施找到了提高低透气煤层瓦斯抽采率的新方法，有效地增加了煤层透气性，提高了瓦斯抽采率，解决了充填工作面瓦斯超限问题，实现了安全生产；同时，有效地降低了工作面粉尘浓度，改善了井下职工的工作环境，保证了职工的生命安全与身体健康，社会效益明显。64 第6章结论及展望第6章结论及展望6.1主要结论基于煤层地质结构特征阐述了井下煤层水力压裂作用机理，以陶一矿2#煤层12706工作面煤层地质条件为基础，利用RFPA2D-Flow版本软件建立了水力压裂数值模拟模型，对不同侧压系数k下、不同煤体坚固性系数f下和不同孔间距对水力压裂裂缝起裂及延伸的影响进行了研究分析，然后在陶一矿2#煤层12706工作面进行了现场工业试验，最后总结了理论分析、数值模拟以及现场工业试验研究结果，从而确定了适合陶一矿2#煤层12706工作面水力压裂技术参数。得出的主要结论如下：①分析了煤层的孔隙、裂隙结构，认为这种煤体结构的存在使得煤体破裂容易许多。通过分析水力压裂的增透机理可知，压裂过程中产生了大量裂缝，进而煤体内部裂隙被贯穿连通，使煤体得到了充分卸压，提高了煤层透气性。②分析了水力压裂过程中煤体的破裂模式，认为陶一矿可能发生的破裂模式有三种，即剪切破裂模式、拉伸破裂模式以及先剪切后拉伸破裂模式。随着注水压力的增大高压水进入剪切裂缝，进而发生拉伸破裂现象。③以陶一矿2#煤层12706工作面煤层地质条件为基础，利用RFPA2D-Flow版本软件建立了水力压裂数值模拟模型，对不同侧压系数k下、不同煤体坚固性系数f下和不同孔间距对水力压裂裂缝起裂及延伸的影响进行了研究分析。结果表明：煤体起裂压力随不同侧压系数k的变化而呈线性变化，k1时的起裂压力大于k1时的起裂压力，k1时主裂缝方向总是沿着垂直于最小主应力方向扩展延伸，k1时的起裂压力最大，主裂缝方向沿任意方向发展。压裂钻孔的起裂压力随着煤体坚固性系数f的不断增大而增大，其大致呈线性变化规律。当钻孔间距L=10m时，两注水孔间煤体基本完全被破坏，裂隙发育和贯通程度较好，基本上未出现空白区，但局部存在应力集中带，增透性较好。④以陶一矿2#煤层12706工作面现场实际条件为基础，并结合煤层水力压裂的数值模拟及理论计算结果，可以得出利用水力压裂技术压裂煤体所需水压为24.2MPa，因此，在现场水力压裂工业试验中，可将初始泵压调至10MPa，然后再缓慢升压逐渐压裂煤体，但最高水压不超过25MPa。⑤通过在陶一矿2#煤层12706工作面进行水力压裂试验，得出了煤层压裂半径在5m左右，以此增透半径对煤层进行水力压裂时，可适当增大瓦斯抽采钻孔之间的距离，从而减少压裂钻孔施工工程量。65 第6章结论及展望6.2展望本文采用理论分析、数值模拟及现场工业试验等手段研究了低渗透煤层压裂的起裂压力及裂缝扩展延伸规律，虽然得到了很多结论，但由于条件限制，仍存在一些不足之处，主要包括以下三个方面：①由于试验条件有限，只研究分了不同侧压系数k下、不同煤体坚固性系数f下和不同孔间距对水力压裂裂缝起裂及延伸的影响，还需要投入更多时间和精力对其它重要影响因素进行分析，从而全面了解低渗透煤体水力压裂的起裂机理以及煤体裂隙的扩展延伸规律等。②本文采用RFPA2D-Flow版本数值模拟分析软件仅对压裂煤体的一个剖面进行模拟分析与研究，但在实际水力压裂过程中，煤体裂缝是在三维空间上扩展延伸的，所以二维软件RFPA2D-Flow无法完整地研究裂缝的形状。因此，可以尝试采用其它合适的三维数值模拟分析软件进一步研究煤体裂缝的延伸扩展规律，以便更加真实的反映现场情况。③研究煤层水力压裂技术参数只是水力压裂工艺中的一部分工作，因此，水力压裂卸压增透措施还有很多内容有待研究，需要更多的现场试验来指导，任务繁重。66 致谢致谢时光过得飞快，转眼之间，我的研究生学习生活已近结束。两年来，我沉浸在母校良好的学习氛围里，感受我重新走进大学校园的梦，立德立志，善学善行，多么朴实的校训，这里就是培养朴质的中华人才的摇篮。回首往事，感慨万千。这里严谨求是、孜孜以求的学风净化了我的心灵，美丽的校园、可亲可敬的师长以及充满朝气的同学，让我流连忘返！短短的研究生学习生活，使我的学业和修养得到了全面提高。本论文是在导师李新旺教授、洛锋教授的精心指导下完成的，从论文的选题、资料收集、室内实验、数值模拟、现场工业性试验的安排、论文的撰写、定稿前的修改，直到最终定稿，无不倾注了导师大量的心血和辛勤的汗水。几年来，在导师的严格要求下，使学生的学业得到了长足的进步，在此论文即将完稿之际对导师表示崇高的敬意。我要感谢母校的各位老师和企业导师！是您对我的培养和教诲，让我顺利完成了学业。您的教诲将是我受益终身。感谢陶一矿的领导提供了对论文有益的大量资料。他们给予了课题组最直接的帮助与支持，在此向他们表示极大的感谢。特别要感谢我的父母，是他们多年来默默无闻，无私奉献将我培养成材。最后感谢所有关心和支持我的朋友们！！！谢谢各位专家、教授在百忙之中参加我的论文答辩！67 参考文献参考文献[1]李仕学.化处煤矿瓦斯治理方法的实践与研究[D].西安：西安科技大学，2011[2]刘石铮.峰峰矿区煤层气勘探开发利用前景分析[J].河北煤炭，2010，(1)：7~8[3]王佑安.矿井瓦斯防治[M].北京：煤炭工业出版社，1994[4]王思鹏.低渗煤层压裂增透新技术研究[J].中国煤炭，2010，36(7)：101~103[5]黄战峰，任培良，张洛花.水力压裂技术提高低透气性煤层抽放效果的应用分析[J].煤炭技术，2011，30(5)：104~105[6]H.M.别秋克著.王秉权，王英敏译.瓦斯抽放[M].沈阳：东北工业出版社，1956[7]邓广哲，黄炳香，石增武，等.节理脆性煤层水力致裂技术与应用[A].见：中国岩石力学与工程学会.中国岩石力学与工程学会第七次学术大会论文集[C].北京：科学技术出版社，2002：636~638[8]倪小明，王延斌，接铭训，等.不同构造部位地应力对压裂裂缝形态的控制[J].煤炭学报，2008，33(5)：505~508[9]林柏泉，孟杰，宁俊，等.含瓦斯煤体水力压裂动态变化特征研究[J].采矿与安全工程学报，2012，29(1)：106~110[10]张英华，倪文，尹根成，等.穿层孔水压爆破法提高煤层透气性的研究[J].煤炭学报，2004，29(3)：298~302[11]赵阳升，杨栋，胡耀青，等.低渗透煤储层煤层气开采有效技术途径的研究[J].煤炭学报，2001，26(5)：455~458[12]杜春志.煤层水压致裂理论及应用研究[D].北京:中国矿业大学，2008[13]冷雪峰，唐春安，杨天鸿，等.岩石水压致裂过程的数值模拟分析[J].东北大学学报，2002，23(11)：1104~1107[14]杨焦生，王一兵，李安启，等.煤岩水力裂缝扩展规律试验研究[J].煤炭学报，2012，37(1)：73~76[15]孙炳兴，王兆丰，伍厚荣.水力压裂增透技术在瓦斯抽采中的应用[J].煤炭科学技术，2010，38(11)：78~81[16]代志旭.高压水力压裂技术在瓦斯综合治理中的研究与应用[J].煤炭工程，2010，(12)：82~84[17]张志勇.井下水力压裂强化抽放技术应用[J].矿山机械，2010，38(12)：75~93[18]郭启文，韩炜，张文勇等.煤矿井下水力压裂增透抽采机理及应用研究[J].煤炭科学技术，2011,39(12)：60~64[19]秦长江.顺层钻孔预抽煤层瓦斯区域防突关键技术研究[D].武汉：中国地质大学，2012[20]李志刚.低渗透性高瓦斯煤层水力强化抽采技术研究[J].山西焦煤科技，2012，(4)：8~1668 参考文献[21]王国鸿，徐赞.水力压裂技术提高低透气性煤层瓦斯抽放量浅析[J].煤矿安全，2010，41(8)：120~124[22]高建.煤层浅孔注水在高瓦斯综采工作面的试验研究[D].淮南：安徽理工大学，2007[23]张淑同.破碎煤岩体注浆加固与堵水技术[D].青岛：山东科技大学，2006[24]周晖，房营光，曾铖.广州饱和软土固结过程微孔隙变化的试验分析[J].岩土力学（增刊）,2010，31(1)：138~144[25]杨秀夫.三维水力压裂的数值模拟研究[D].北京:中国石油大学，1998[26]阳友奎，肖长富，邱贤德，等.水力压裂裂缝形态与缝内压力分布[J].重庆大学学报，1995，18(3)：20~26[27]李传亮，孔详言.油井压裂过程中岩石破裂压力计算公式的理论研究[J].石油钻采工艺，2000，22(2)：54~57[28]陈子光.岩石力学性质与构造应力场[M].北京：地质出版社，1986[29]刘洪，易俊，李文华，等.重复压裂气井三维诱导应力场数学模型[J].石油钻采工艺，2004，26(2)：57~61[30]谢和平著.岩石混凝土损伤力学[M].徐州：中国矿业大学出版社，1990[31]刘建军，冯夏庭，裴桂红.水力压裂三维数学模型研究[J].岩石力学与工程学报，2003，22(12)：2042~2046[32]康向涛.潘二矿水力压裂增透范围研究[D].焦作：河南理工大学，2011[33]阳友奎，肖长富，吴刚，等.不同地应力状态下水力压裂的破裂模式[J].重庆大学学报，1993，16(3)：30~35[34]王鸿勋.水力压裂原理[M].北京：石油工业出版社，1987[35]张国华.本煤层水力压裂致裂机理及裂隙发展过程研究[D].阜新：辽宁工程技术大学，2001[36]唐春安.岩石破裂过程数值试验[M].北京:科学技术出版社，2003[37]杨天鸿，唐春安，朱万成等.岩石破裂过程渗流与应力耦合分析[J].岩土工程学报，2001，23(4)：489~493[38]陈学华.构造应力型冲击地压发生条件研究[D].阜新：辽宁工程技术大学，2004[39]马瑞峰.五阳矿低透气煤层水力压裂卸压增透技术研究及应用[D].西安：西安科技大学，2014[40]孟令君.西马矿下保护层最小可采层间距的分析研究[D].阜新：辽宁工程技术大学，2012[41]徐曾和.渗流的流固耦合问题及应用[D].沈阳：东北大学，1988[42]葛俊岭.中硬煤层采煤工作面水力压挤技术应用研究[D].淮南：安徽理工大学，2009[43]杨天鸿，谭国焕，唐春安，等.非均匀性对岩石水压致裂过程的影响[J].岩土工程学报，2002，24(6)：724~728[44]罗荣，曾亚武，曹源，等.岩石非均质度对其力学性能的影响研究[J].岩土力学，2012，33(12)：3788~379469 参考文献[45]李树刚，马瑞峰，许满贵.地应力差对煤层水力压裂的影响[J].煤矿安全，2015，46（3）：140~144[46]徐幼平，林柏泉，翟成，等.定向水力压裂裂隙扩展动态特征分析及其应用[J].中国安全科学学报，2011，21(7)：104~110[47]郭保华.单孔岩样水压致裂的数值分析[J].岩土力学，2010，131(6)：1965~1970[48]靳晓华，顾北方，申翔，等.高瓦斯低透气性煤层水力压裂增透数值模拟及应用[J].煤炭技术，2014，33(08)：35~37[49]雷毅.松软煤层井下水力压裂致裂机理及应用研究[D].北京：煤炭科学研究总院，2014[50]Misra.J.B.Useoffuzzysettheoryforlevel-IstudiesinprobabilisticriskassessmentFuzzySetsandSystems.1990，37：106~125[51]秦长江.顺层钻孔预抽煤层瓦斯区域防突关键技术研究[D].武汉：中国地质大学，2012[52]辛新平，魏国营，李学臣，等.严重突出煤层快速掘进防突技术研究鉴定资料[R].焦作：焦作煤业集团有限责任公司科学技术研究所，200270 作者简介作者简介一、基本情况姓名：吕华永性别：男民族：汉出生年月：1986-06-16籍贯：河南省周口市2008.09—20013.06河南理工大学20013.09—2016.01河北工程大学二、攻读硕士学位期间发表的论文（1）李新旺，吕华永，李丽等.大社矿井下开采对水体拦水坝的破坏机理及其治理措施[J].煤炭工程（已录取，未发表）（2）李新旺，吕华永，李丽等.基于simio的露天矿不同采掘带宽度的模拟优化研究[J].煤炭工程（已录取，未发表）（3）李新旺，吕华永，李丽，等.第十三届全国矿业系统工程学术会议论文集:A集[C].阜新：辽宁工程技术大学，201571 －Ｖ－Ｐ．－，．Ｖ－‘－＾；ｙ．－■一；＇立＇；Ｖ；Ａ胁．‘德；－：一．：去：■／：＾－一；一：；■－／■；■－＞Ｖ；等。．占二：於ｒ一进／＇；ｖ：ｖ－■丢．－巧ｆ－‘，一■＇－巧ｒ＇■＇．一－；下ＶｒＪｉ．■一＿：、＞．ｉ＇＇．一■＇－一，Ｖ一Ｖ一一■；；－．Ｔ－－＇ｖ？＇－＾．．Ｖ．－，．－－＾－－？■一■，－．：：：＼－．：■ｖ一？一＾．－．－．■－．？■＾一７＾■－占，：－－．－，．＾