CN115749713B - 岩层变频脉冲缝网压裂方法与装备 - Google Patents

岩层变频脉冲缝网压裂方法与装备 Download PDF

Info

Publication number
CN115749713B
CN115749713B CN202211261651.7A CN202211261651A CN115749713B CN 115749713 B CN115749713 B CN 115749713B CN 202211261651 A CN202211261651 A CN 202211261651A CN 115749713 B CN115749713 B CN 115749713B
Authority
CN
China
Prior art keywords
fracturing
pulse
rock stratum
hole
steel pipe
Prior art date
Legal status (The legal status is an assumption and is not a legal conclusion. Google has not performed a legal analysis and makes no representation as to the accuracy of the status listed.)
Active
Application number
CN202211261651.7A
Other languages
English (en)
Other versions
CN115749713A (zh
Inventor
黄炳香
赵兴龙
邵鲁英
陈树亮
邢岳堃
Current Assignee (The listed assignees may be inaccurate. Google has not performed a legal analysis and makes no representation or warranty as to the accuracy of the list.)
Xuzhou Usure Mining Technology Co ltd
China University of Mining and Technology CUMT
Original Assignee
Xuzhou Usure Mining Technology Co ltd
China University of Mining and Technology CUMT
Priority date (The priority date is an assumption and is not a legal conclusion. Google has not performed a legal analysis and makes no representation as to the accuracy of the date listed.)
Filing date
Publication date
Application filed by Xuzhou Usure Mining Technology Co ltd, China University of Mining and Technology CUMT filed Critical Xuzhou Usure Mining Technology Co ltd
Priority to CN202211261651.7A priority Critical patent/CN115749713B/zh
Priority to AU2023251557A priority patent/AU2023251557A1/en
Priority to PCT/CN2023/078951 priority patent/WO2024077842A1/zh
Publication of CN115749713A publication Critical patent/CN115749713A/zh
Application granted granted Critical
Publication of CN115749713B publication Critical patent/CN115749713B/zh
Active legal-status Critical Current
Anticipated expiration legal-status Critical

Links

Images

Classifications

    • EFIXED CONSTRUCTIONS
    • E21EARTH OR ROCK DRILLING; MINING
    • E21BEARTH OR ROCK DRILLING; OBTAINING OIL, GAS, WATER, SOLUBLE OR MELTABLE MATERIALS OR A SLURRY OF MINERALS FROM WELLS
    • E21B19/00Handling rods, casings, tubes or the like outside the borehole, e.g. in the derrick; Apparatus for feeding the rods or cables
    • E21B19/14Racks, ramps, troughs or bins, for holding the lengths of rod singly or connected; Handling between storage place and borehole
    • EFIXED CONSTRUCTIONS
    • E21EARTH OR ROCK DRILLING; MINING
    • E21BEARTH OR ROCK DRILLING; OBTAINING OIL, GAS, WATER, SOLUBLE OR MELTABLE MATERIALS OR A SLURRY OF MINERALS FROM WELLS
    • E21B21/00Methods or apparatus for flushing boreholes, e.g. by use of exhaust air from motor
    • EFIXED CONSTRUCTIONS
    • E21EARTH OR ROCK DRILLING; MINING
    • E21BEARTH OR ROCK DRILLING; OBTAINING OIL, GAS, WATER, SOLUBLE OR MELTABLE MATERIALS OR A SLURRY OF MINERALS FROM WELLS
    • E21B33/00Sealing or packing boreholes or wells
    • E21B33/10Sealing or packing boreholes or wells in the borehole
    • E21B33/12Packers; Plugs
    • E21B33/122Multiple string packers
    • EFIXED CONSTRUCTIONS
    • E21EARTH OR ROCK DRILLING; MINING
    • E21BEARTH OR ROCK DRILLING; OBTAINING OIL, GAS, WATER, SOLUBLE OR MELTABLE MATERIALS OR A SLURRY OF MINERALS FROM WELLS
    • E21B43/00Methods or apparatus for obtaining oil, gas, water, soluble or meltable materials or a slurry of minerals from wells
    • E21B43/25Methods for stimulating production
    • E21B43/26Methods for stimulating production by forming crevices or fractures
    • EFIXED CONSTRUCTIONS
    • E21EARTH OR ROCK DRILLING; MINING
    • E21BEARTH OR ROCK DRILLING; OBTAINING OIL, GAS, WATER, SOLUBLE OR MELTABLE MATERIALS OR A SLURRY OF MINERALS FROM WELLS
    • E21B47/00Survey of boreholes or wells
    • EFIXED CONSTRUCTIONS
    • E21EARTH OR ROCK DRILLING; MINING
    • E21BEARTH OR ROCK DRILLING; OBTAINING OIL, GAS, WATER, SOLUBLE OR MELTABLE MATERIALS OR A SLURRY OF MINERALS FROM WELLS
    • E21B7/00Special methods or apparatus for drilling
    • EFIXED CONSTRUCTIONS
    • E21EARTH OR ROCK DRILLING; MINING
    • E21BEARTH OR ROCK DRILLING; OBTAINING OIL, GAS, WATER, SOLUBLE OR MELTABLE MATERIALS OR A SLURRY OF MINERALS FROM WELLS
    • E21B7/00Special methods or apparatus for drilling
    • E21B7/04Directional drilling
    • EFIXED CONSTRUCTIONS
    • E21EARTH OR ROCK DRILLING; MINING
    • E21DSHAFTS; TUNNELS; GALLERIES; LARGE UNDERGROUND CHAMBERS
    • E21D9/00Tunnels or galleries, with or without linings; Methods or apparatus for making thereof; Layout of tunnels or galleries
    • E21D9/10Making by using boring or cutting machines
    • EFIXED CONSTRUCTIONS
    • E21EARTH OR ROCK DRILLING; MINING
    • E21FSAFETY DEVICES, TRANSPORT, FILLING-UP, RESCUE, VENTILATION, OR DRAINING IN OR OF MINES OR TUNNELS
    • E21F17/00Methods or devices for use in mines or tunnels, not covered elsewhere
    • E21F17/18Special adaptations of signalling or alarm devices
    • FMECHANICAL ENGINEERING; LIGHTING; HEATING; WEAPONS; BLASTING
    • F04POSITIVE - DISPLACEMENT MACHINES FOR LIQUIDS; PUMPS FOR LIQUIDS OR ELASTIC FLUIDS
    • F04BPOSITIVE-DISPLACEMENT MACHINES FOR LIQUIDS; PUMPS
    • F04B17/00Pumps characterised by combination with, or adaptation to, specific driving engines or motors
    • F04B17/03Pumps characterised by combination with, or adaptation to, specific driving engines or motors driven by electric motors
    • YGENERAL TAGGING OF NEW TECHNOLOGICAL DEVELOPMENTS; GENERAL TAGGING OF CROSS-SECTIONAL TECHNOLOGIES SPANNING OVER SEVERAL SECTIONS OF THE IPC; TECHNICAL SUBJECTS COVERED BY FORMER USPC CROSS-REFERENCE ART COLLECTIONS [XRACs] AND DIGESTS
    • Y02TECHNOLOGIES OR APPLICATIONS FOR MITIGATION OR ADAPTATION AGAINST CLIMATE CHANGE
    • Y02EREDUCTION OF GREENHOUSE GAS [GHG] EMISSIONS, RELATED TO ENERGY GENERATION, TRANSMISSION OR DISTRIBUTION
    • Y02E10/00Energy generation through renewable energy sources
    • Y02E10/10Geothermal energy

Landscapes

  • Engineering & Computer Science (AREA)
  • Mining & Mineral Resources (AREA)
  • Geology (AREA)
  • Life Sciences & Earth Sciences (AREA)
  • General Life Sciences & Earth Sciences (AREA)
  • Geochemistry & Mineralogy (AREA)
  • Environmental & Geological Engineering (AREA)
  • Physics & Mathematics (AREA)
  • Fluid Mechanics (AREA)
  • Mechanical Engineering (AREA)
  • Geophysics (AREA)
  • General Engineering & Computer Science (AREA)
  • Geophysics And Detection Of Objects (AREA)
  • Drilling And Exploitation, And Mining Machines And Methods (AREA)
  • Investigation Of Foundation Soil And Reinforcement Of Foundation Soil By Compacting Or Drainage (AREA)

Abstract

本发明公开了一种岩层变频脉冲缝网压裂方法及装备。所述岩层变频脉冲缝网压裂方法,首先根据每层岩层的物理力学性质及围压确定每层岩层的初始脉冲压力峰值,根据每层岩层的碰撞力测定实验确定每层岩层的脉冲频率。然后设计变频脉冲缝网压裂泵注方案,最后根据不同工况,设计岩层变频脉冲缝网压裂钻孔布置方案。所述岩层变频脉冲缝网压裂装备包括泵注方式和频率可变压裂泵、水力致裂测控仪、自动封隔器、机械送杆机、双路注水钢管。本发明岩层变频脉冲缝网压裂方法及装备可以在钻孔附近由近及远分级形成多个环形缝网结构,并最终依次叠加成较大范围裂隙网络,从而充分破碎较大范围岩体。

Description

岩层变频脉冲缝网压裂方法与装备
技术领域
本发明涉及岩层的破碎方法和装置,尤其涉及一种岩层变频脉冲缝网压裂方法与装备。
背景技术
在巷(隧)道掘进、矿山开采等工程中,完整岩层对保持巷(隧)道及采场的稳定起到了积极作用。然而硬岩巷(隧)道掘进速度慢、采煤工作面回采过程中坚硬顶板难垮落、金属矿阶段自然崩落法开采过程中坚硬矿石难冒落等是目前制约巷(隧)道快速掘进和矿井安全高效生产的技术难题。解决这些难题涉及到一个共性的核心问题为岩层结构改造,在岩层中人工增加裂缝,弱化其强度。
在岩层中形成裂缝的方法主要有炸药爆破、CO2相变致裂和水压致裂。炸药爆破在矿山生产中使用较为广泛,然而炸药爆破弱化岩层安全管理复杂,涉及到炸药、雷管的管理运输,放炮要严格执行“一炮三检制”和“三人连锁放炮制”;大规模爆破瞬时产生的大量CO等有害气体给矿井通风安全管理造成巨大影响;对于高瓦斯矿井,炸药爆破由于存在爆破火花诱导瓦斯爆炸的隐患而不宜采用;爆破单孔作用范围小,所以需要大量的火药和雷管等火工品,爆破经济成本高;深孔爆破时,受围压影响,爆生裂纹范围较小,爆破效果有限。
CO2相变致裂以超临界CO2与气态CO2之间的能量差作为破岩动力,致裂时液态CO2首先吸热转化为超临界态,再卸压膨胀转换为高压气体,破碎岩层。整个岩层致裂过程不仅无火花,还能吸热抑燃,属于典型的物理爆炸,适用于高瓦斯矿井。然而与炸药爆破相比,CO2相变致裂威力较小且爆破成本较高。
水压致裂是一种以清水作为压裂液的压裂技术,水压致裂技术最早被应用于油田增产、页岩气的开采、地热开采、地应力测量以及控制岩爆等领域,近年来水压致裂技术在矿山行业也得到广泛应用。水压致裂是连续对岩体做功过程,因此相比于炸药爆破和CO2相变致裂,水压致裂具有裂缝长度更长、控制范围更大的特点;
然而常规的水压致裂受地应力控制在岩层内部形成的裂缝较为单一,所以在破碎岩层方面效果有限。
发明内容
针对上述技术问题,本发明提出一种岩层变频脉冲缝网压裂方法及装备,提出的岩层变频脉冲缝网压裂方法是通过改变初始脉冲压力峰值和脉冲频率以适应不同强度岩层,每层岩层压裂期间逐级提升脉冲压力峰值可以在钻孔附近由近及远分级形成多个环形缝网结构,并最终依次叠加成大范围裂隙网络,从而充分破碎较大范围岩体。
为了实现上述技术目的,本发明采用如下技术手段;
一种岩层变频脉冲缝网压裂方法,包括以下步骤:
S1、通过改变初始脉冲压力峰值和脉冲频率以适应不同强度岩层;根据每层岩层的物理力学性质及围压确定每层岩层的初始脉冲压力峰值,初始脉冲压力峰值小于恒排量压裂时岩石的破裂压力;根据每层岩层的碰撞力测定实验确定每层岩层的脉冲频率;
S2、设计变频脉冲缝网压裂泵注方案,以第一层岩层对应的初始脉冲压力峰值和脉冲频率压裂5~10 min后将脉冲压力峰值提高2~5 MPa,压裂5~10 min后再将脉冲压力峰值提高2~5 MPa,依次类推直至第一层岩层压裂结束;然后以第二层岩层对应的初始脉冲压力峰值和脉冲频率压裂5~10 min后将脉冲压力峰值提高2~5 MPa,压裂5~10 min后再将脉冲压力峰值提高2~5 MPa,依次类推直至第二层岩层压裂结束;采用同样的方法直至所有岩层压裂结束;每层岩层压裂期间逐级提升脉冲压力峰值在钻孔附近由近及远分级形成多个环形缝网结构,并最终依次叠加成大范围裂隙网络,从而充分破碎较大范围岩体;
S3、根据不同工况,设计岩层变频脉冲缝网压裂钻孔布置方案;
S4、按照岩层变频脉冲缝网压裂钻孔布置方案,在所要压裂的岩层打设压裂孔,在设计缝网扩展区域边缘处打设观测孔;
S5、按照岩层变频脉冲缝网压裂泵注方案进行压裂,控制泵注排量以脉冲波的形式进行高频率的周期性波动,导致水压力周期性变化,钻孔附近岩层随机分布大量微观裂缝在较低的脉冲循环载荷作用下发生随机疲劳损伤,克服围岩主应力差的影响,在钻孔附近形成密集的裂缝网络;
S6、观测孔内有压裂液流出后停止压裂;
所述初始脉冲压力峰值的确定方法:通过现场取岩样并测试围压,进行岩层物理力学参数测试,从而得到岩层的三轴抗拉屈服强度,初始脉冲压力的峰值为岩石的三轴抗拉屈服强度;
所述脉冲频率的确定方法:在实验室内测定用压裂泵一周期所泵注的一定质量的水在不同频率下与现场岩样进行碰撞所产生的不同碰撞力,选择碰撞力为抗拉屈服强度所对应的频率作为脉冲频率。
步骤S2采用变频脉冲+恒排量缝网压裂方法,以初始脉冲压力和脉冲频率压裂一段时间,形成脉冲压裂缝网后,换用恒排量泵注方式继续压裂,使密集脉冲缝网尖端重张,形成密集多裂缝扩展;同时,脉冲压裂形成的缝网改变了局部应力场,缝间干扰转向慢,减缓远场地应力控制裂缝转向,形成范围更大的缝网。
步骤S4中所述所要压裂的岩层是掘进头前方即将被揭露的坚硬岩层,在硬岩巷道掘进过程中,在掘进头中央位置沿掘进方向施工中央长钻孔并进行脉冲压裂,在掘进头前方即将被揭露的坚硬岩层内预先形成密集的裂缝网络,充分破碎岩层,使能在后续掘进机的切割下或者爆破作用下顺利掉落,从而提高掘进速度;在正式压裂施工前,首先在掘进头中央沿掘进方向打设中央长钻孔,在巷道顶板、两帮和底板处各打设一个与所述中央长钻孔平行且等长的观测钻孔并布置湿度传感器,压裂中央长钻孔并记录各观测钻孔湿度随压裂时间的变化情况,从而推断裂缝扩展至预掘巷道围岩的时间,此时间作为后续脉冲压裂时间。
步骤S4所述的所要压裂的岩层是采煤工作面初次放顶期间煤层上方坚硬顶板,在采煤工作面初次放顶期间,在开切眼和两顺槽向上方坚硬顶板内打设钻孔并进行脉冲压裂,在顶板内形成密集的裂缝网络,开切眼钻孔的开孔位置靠近后煤壁;运输顺槽钻孔的开孔位置和回风顺槽钻孔的开孔位置在顺槽顶板中线位置处。
步骤S4所述的所要压裂的岩层是处理采煤工作面端头悬顶期间两端头上方坚硬顶板,在采煤工作面端头悬顶期间,在工作面端头打设钻孔并进行脉冲压裂,在工作面端头上方坚硬顶板内形成密集的裂缝网络,充分破碎此区域岩层,在工作面端头打设钻孔的开孔位置在顺槽顶板中线位置处,钻孔倾角为70°,钻孔方向倾斜向采空区。
步骤S4所述的所要压裂的岩层是采煤工作面过厚硬夹矸和拉底期间采高范围内的厚硬夹矸和厚硬底板,在采煤工作面过厚硬夹矸和拉底期间,在顺槽内施工长钻孔并进行脉冲压裂,在夹矸或底板内形成密集的裂缝网络,充分破碎矸石或底板,使矸石或底板能在后续采煤机的切割下顺利掉落;在顺槽内施工的所述长钻孔的开孔位置在顺槽工作面侧帮壁夹矸或或预割底板的中线位置处,沿夹矸或底板倾斜方向施工,钻孔综孔位置落在工作面另一顺槽工作面侧帮壁,钻孔间距控制为4 m~5 m。
步骤S4所述的所要压裂的岩层是采煤工作面过断层期间断层附近的坚硬岩层,在采煤工作面过断层期间,在顺槽内施工长钻孔并进行脉冲压裂,在断层内形成密集的裂缝网络,充分破碎断层岩层,使断层岩层能在后续采煤机的切割下顺利掉落;在顺槽内施工的所述长钻孔的开孔位置在顺槽工作面侧帮壁中间位置处,沿切眼倾斜方向施工,钻孔综孔位置穿过断层见煤处,钻孔间距控制在4 m~5 m。
步骤S4所述的所要压裂的岩层是采煤工作面防治冲击地压期间采煤工作面所采煤层上方坚硬岩层,在采煤工作面两顺槽顶板和帮壁上施工长钻孔并进行脉冲压裂,充分破碎顺槽支护结构外围岩,破碎围岩用于阻止工作面回采动压向本工作面顺槽传递,降低本工作面顺槽超前支护段的冲击危险性;在采煤工作面两顺槽顶板和帮壁上施工的所述长钻孔长度为40 m,其中20 m~40 m范围定为压裂段。
步骤S4所述的所要压裂的岩层是双巷掘进期间巷道上方坚硬岩层,在双巷掘进的顺槽内,首先对煤柱上方老顶进行多孔同时脉冲压裂,在孔与孔附近围岩形成共振效应,孔与孔之间的岩层优先破碎,最终沿钻孔连线方向形成破碎带,阻止回采动压向相邻顺槽传递;然后处理工作面端头悬顶,加速采空区顶板回转下沉,避免形成悬顶,减少采空区应力向相邻顺槽传递;所述煤柱上方老顶钻孔的开孔位置在顺槽靠近煤柱侧帮壁0.2 m的顶板处,钻孔综孔位置为煤柱宽度1/3处的正上方老顶的上表面,钻孔间距控制在4 m~5 m。
步骤S4所述的所要压裂的岩层是采煤工作面回采末期大巷保护煤柱上方坚硬岩层,在采煤工作面回采末期,首先在工作面推进至停采线之前,通过在采区大巷内多孔同时脉冲压裂,在孔与孔附近围岩形成共振效应,孔与孔之间的岩层优先破碎,最终沿钻孔连线方向形成破碎带,阻断采动应力向盘区大巷的传播路径;然后,当工作面回采至停采线后,在工作面停采线处压裂煤层上方坚硬顶板,避免在停采线采空区侧形成悬臂梁结构,从而阻断采空区高应力向系统大巷传播,进一步减少采区大巷的变形破坏程度;切断动压的钻孔综孔位置在水平方向上要距离每一条大巷30 m以上,不超过停采线。
步骤S4所述的所要压裂的岩层是采用阶段自然崩落法回采的金属矿石,在采用阶段自然崩落法回采金属矿石的工程中,在削弱巷道内施工长钻孔并进行脉冲压裂,在矿石内部形成密集的裂缝网络,充分破碎矿石,使矿石能在后续的放矿过程中顺利冒落;钻孔间距控制在4-8 m范围内。
步骤S4所述的所要压裂的岩层是采用单层崩落法回采的金属矿石,在采用单层崩落法回采金属矿石的工程中,在工作面开切上山正下方阶段沿脉运输巷道内打设扇形钻孔并进行脉冲压裂,弱化回采面上方坚硬老顶,扇形终孔间距为5 m,并布满整个工作面上部顶板。
步骤S4所述的所要压裂的岩层是低渗性铀矿的含矿含水层,当含矿含水层的低渗性导致铀矿开采成本高且效率低时,在注液孔内进行脉冲压裂,在注液孔附近形成密集缝网,从而增加铀矿含矿含水层的渗透性,进而提高铀矿的开采效率;在进行压裂钻孔设计时,使压裂钻孔的孔间距等于封孔段到上下顶底板距离的2倍,从而使两钻孔裂缝贯通时,裂缝还未能扩展至顶底板;此外,还需要准确控制压裂时间,压裂时间通过现场试验来确定;在正式压裂施工前,在两压裂钻孔中间打设一个与压裂钻孔平行且等长的观测钻孔并布置湿度传感器,压裂观测孔两侧其中一个压裂钻孔观测并记录钻孔湿度随压裂时间的变化情况,从而推断裂缝扩展至观测钻孔的时间;此时间作为后续脉冲压裂时间。
一种岩层变频脉冲缝网压裂装备,包括:
泵注方式和频率可变压裂泵,用于输出脉冲水压裂岩层,并为自动封隔器提供恒排量水进行封孔,所述泵注方式和频率可变压裂泵的动力端相连的电机为变频电机,泵注方式和频率可变压裂泵的液力端由三个柱塞组成,其中一个柱塞对应泵头处的排液通道和进液通道处各设置排液截止阀和进液截止阀,并且这个柱塞对应的工作腔设有与外界联通的通道,此通道处设置一个通水截止阀,通水截止阀通过通水胶管与水箱联通;
泵注方式和频率可变压裂泵输出的高压胶管由三通分为两路,一路用于向钻孔内输入脉冲水压裂岩层称为压裂胶管,一路为自动封隔器提供恒排量水进行封孔称为封孔胶管;
所述压裂胶管上沿水流方向依次设有压裂截止阀、压裂泄水阀、压力传感器和流量传感器;
所述封孔胶管上沿水流方向依次设有单向阀、压力表、封孔泄水阀;
水力致裂测控仪,与所述压力传感器和流量传感器信号连接,用于监测并记录压裂过程中脉冲水压力及流量;
自动封隔器,包括两个膨胀胶囊封孔器,两个膨胀胶囊封孔器通过外管带通道的第一双路注水钢管相连,膨胀胶囊封孔器内部为内管带通道的第二双路注水钢管,内管带通道的第二双路注水钢管外侧包裹着钢丝橡胶套,钢丝橡胶套一端固定在所述内管带通道的第二双路注水钢管一端,钢丝橡胶套另一端可在所述内管带通道的第二双路注水钢管上滑动,连接处高压密封;
机械送杆机,用于将所述自动封隔器送至钻孔压裂区,包括:
气缸;
托盘,套在气缸壁上,可在气缸壁上滑动;
支腿连接件,固定连接在所述气缸的缸壁顶端,支腿连接件上通过插销连接支腿,支腿可在支腿连接件侧面上绕插销转动;
连杆,一端与所述托盘连接,另一端穿过所述支腿连接件后与一连盘连接,所述连盘固定连接在所述气缸活塞杆末端;
第三双路注水钢管,一端与所述支腿连接件固定连接,另一端设有与所述自动封隔器上所述第二双路注水钢管连接的连接。
所述第三双路注水钢管通过限位夹与所述支腿连接件固定连接,双路注水钢管包括等长且同轴套接的外部脉冲钢管和内部高压钢管,所述外部脉冲钢管和内部高压钢管通过连接杆相连,所述外部脉冲钢管两侧分别带有内外螺纹,所述内部高压钢管两侧分别带有公母快插头;
所述外部脉冲钢管内螺纹里放置有密封圈,用以对两根双路注水钢管连接处高压密封;
所述外部脉冲钢管靠近内螺纹一侧带有限位环,用以配合所述限位夹对所述双路注水钢管固定;
双路转换接头,其外部与所述外部脉冲钢管一端端部螺纹连接,其内部与所述内部高压钢管一端端部快插连接。
所述支腿为可伸缩支腿。
所述岩层变频脉冲缝网压裂装备的操作方法,包括以下步骤:
第一步:将机械送杆机安放在待压裂钻孔正下方,通过调节支腿来调整机械送杆机的角度,使其与钻孔在一条直线上;将自动封隔器的两个膨胀胶囊封孔器用外管带通道双路注水钢管相连,并送入孔口位置;
首先,将第一根所述第三双路注水钢管一端安装在机械送杆机的支腿连接件上,另一端与所述自动封隔器上所述第二双路注水钢管下端相连,通过向机械送杆机气缸注入高压气体带动托盘在气缸外壁向上滑动,进而将自动封隔器和第一根所述第三双路注水钢管向上方举起一段距离S1后停止注气;通过限位夹将自动封隔器和第一根所述第三双路注水钢管固定在机械送杆机的支腿连接件上,防止自动封隔器和第一根所述第三双路注水钢管在自重作用下滑落;排出气缸气体,托盘在重力的作用下回到气缸底端,再取第二根所述第三双路注水钢管与限位夹处的第三双路注水钢管相连,再次向气缸内充气,当托盘与第二根所述第三双路注水钢管下端接触时打开限位夹,将第二根所述第三双路注水钢管、第一根所述第三双路注水钢管以及自动封隔器再次举高一距离S1,如此往复,直至将自动封隔器送至钻孔压裂区域;最后关上限位夹,使最后一根所述第三双路注水钢管固定在机械送杆机的支腿连接件上,排出气缸内气体,使托盘回到气缸底端,将双路转换接头与限位夹处的所述第三双路注水钢管端部相连;
第二步:依次安装泵注方式和频率可变压裂泵及配套水箱、水力致裂测控仪,并使其相互连接,将压裂胶管和封孔胶管末端通过双路转换接头与限位夹处的所述第三双路注水钢管相连;
第三步:关闭压裂截止阀,开启水力致裂测控仪,开启泵注方式和频率可变压裂泵的进液截止阀和排液截止阀,关闭泵注方式和频率可变压裂泵的通水截止阀,开启泵注方式和频率可变压裂泵,使其三个活塞都能正常工作,向自动封隔器内输入恒排量水进行封孔,待封孔胶管上的压力表的水压力升为35 MPa时关闭泵注方式和频率可变压裂泵,由于封孔胶管上设有单向阀,关闭泵注方式和频率可变压裂泵后自动封孔器中的水不会回流,封孔结束;
第四步:开启泵注方式和频率可变压裂泵的通水截止阀,关闭泵注方式和频率可变压裂泵的进液截止阀和排液截止阀,打开压裂截止阀,开启泵注方式和频率可变压裂泵,使其两个活塞正常工作,一个活塞空转,所述空转的活塞对应的工作腔的进液通道和排液通道被关闭,所述空转活塞对应的工作腔从而不能向压裂胶管内供液,所述空转活塞对应的工作腔通过通水胶管与水箱直接联通,保证了此活塞空转时的正常吸水和排水,从而保证了润滑,以此模式向钻孔中输入脉冲水。
相比于现有在岩层中形成裂缝的方法,本发明具有以下有益效果:
第一:本发明提出了岩层变频脉冲缝网压裂方法。恒排量泵注压裂过程中,当水压力达到优势破裂面形成条件的水压力临界值时,受地应力控制,岩层内部会出现一条单一主裂缝,且方向受地应力控制,穿层面及夹矸难、层间力学性能差异大,改造体积有限。脉冲水压致裂过程中,泵注排量是以脉冲波的形式进行高频率的周期性波动,导致水压力周期性变化,钻孔附近岩层随机分布大量微观裂缝在较低的循环载荷作用下未形成主裂缝,而是发生随机疲劳损伤;此外与缓慢准静态循环加载相比,脉冲压裂循环加载期较短(频率较高),脉冲压裂是有碰撞能量输入的动态加载,导致压裂液与钻孔附近岩层碰撞过程中的碰撞力再次加重钻孔附近岩层的随机疲劳损伤程度;综合以上两方面因素,在还远没有达到传统恒排量压裂静力学的破裂压力时,脉冲压裂的疲劳冲击作用使岩层内部的微观裂缝和微观空洞逐渐被激发进而向前扩展并相互贯通,同时,脉冲压裂形成的缝网改变了局部应力场,缝间干扰转向慢,减缓远场地应力控制裂缝转向,形成范围更大的缝网,从而在钻孔附近形成密集的裂缝网络,克服了围岩主应力差的影响。其次,脉冲泵注对层面产生压剪疲劳、拉张疲劳及冲击效应,破裂层面及夹矸,缝网穿层,另辟蹊径,破解“矸石断裂能远高于层面”抑制裂缝穿层的难题。基于上述脉冲压裂的特点,本发明提出的岩层变频脉冲缝网压裂方法是通过改变初始脉冲压力峰值和脉冲频率以适应不同强度岩层,每层岩层压裂期间逐级提升脉冲压力峰值可以在钻孔附近由近及远分级形成多个环形缝网结构,并最终依次叠加成大范围裂隙网络,从而充分破碎较大范围岩体。
除采用逐级增压的方式压裂煤层岩层外,也可在脉冲压裂缝网基础上再进行恒排量压裂,密集缝网尖端重张,形成密集多裂缝扩展;脉冲压裂的特点是裂缝多而不长,恒排量压裂的特点是裂缝长而不多;将二者的优势结合起来,提出了“变频脉冲+恒排量”缝网压裂方法,突破主应力差、层面、层间性能差等影响的难题,产生长距离缝网。
第二:本发明提出了岩层变频脉冲缝网压裂成套装备,包括泵注方式和频率可变压裂泵及配套水箱、水力致裂测控仪、机械送杆机及其配套双路注水钢管、自动封隔器。泵注方式和频率可变压裂泵用于输出脉冲水压裂岩层,并为封隔器提供恒排量水进行封孔;水力致裂测控仪用于监测并记录压裂过程中脉冲水压力及流量;机械送杆机用于将自动封隔器送至钻孔压裂区;自动封隔器用于封孔。
泵注方式和频率可变压裂泵的动力端相连的电机为变频电机,变频脉冲适应层间力学性能差异;泵注方式和频率可变压裂泵液力端由三个柱塞组成,其中一个柱塞对应泵头处的排液通道和进液通道处各设置排液截止阀和进液截止阀,并且此柱塞对应的工作腔设有与外界联通的通道,此通道处设置一个通水截止阀,通水截止阀通过通水胶管与水箱联通。通过开启和关闭排液截止阀、进液截止阀、通水截止阀可使其中一个活塞正常工作或空转,从而实现三柱塞泵和两柱塞泵的自由切换,最终可输出恒排量水进行封孔,输出脉冲水进行压裂岩层。进一步,封孔胶管上设有单向阀,在封孔结束后,在关闭泵注方式和频率可变压裂泵进行恒排量与脉冲切换时,单向阀使自动封孔器内的水不会回流,保证压裂开始阶段封孔的稳定;在正常压裂阶段由于封孔段岩层长时间被压缩,可能导致孔径扩大和自动封隔器内水压力下降的情况出现,一旦自动封孔器内的压力小于孔内的压力时,封孔胶管上单向阀也会及时开启,使自动封隔器内水压力始终大于等于孔内的压力,保证压裂正常阶段封孔的稳定;与采用脉冲水进行封孔相比,采用恒排量水进行初始封孔可使得自动封隔器在大部分时间内受恒定水压力作用,减少了自动封隔器的疲劳损伤,延长了自动封隔器的使用寿命。
机械送杆机由气缸、托盘、支腿连接件、支腿、限位夹组成。托盘套在气缸壁上,可在气缸壁上滑动,并通过连杆和连盘与气缸的活塞杆相连。连杆可在支腿连接件内滑动。支腿连接件与4个支腿通过插销连接,支腿可在支腿连接件侧面上绕插销转动。四个支腿为可伸缩支腿。限位夹位于支腿连接件正面,用于固定双路注水钢管。机械送杆机小巧轻便、容易搬运,同时可实现多多角度机械送杆;解决了传动压裂工艺中人工送杆难的问题,大大节约了人力。
双路注水钢管包括等长且同轴套接的外部脉冲钢管和内部高压钢管。外部脉冲钢管和内部高压钢管通过连接杆相连。外部脉冲钢管两侧分别带有内外螺纹,内部高压钢管两侧分别带有公母快插头。外部脉冲钢管内螺纹里放置有密封圈,用以对两根双路注水钢管连接处高压密封。外部脉冲钢管靠近内螺纹一侧带有限位环,用以配合机械送杆机上的限位夹进行双路注水钢管固定。双路注水钢管将脉冲压裂液通道和自动封隔器高压水通道合二为一,与常规双路封孔器需使用的注水钢管和封孔细软管相比节省了孔内空间,也节省了安装时间;与此同时,常规双路封孔器需使用的注水钢管和封孔细软管在压裂结束后的拆除过程中,封孔细软管常常与注水钢管发生缠绕,导致无法拆除,会损失了大量常规双路封孔器、注水钢管和封孔细软管等材料,双路注水钢管则避免了此类问题的发生。
自动封隔器包括两个膨胀胶囊封孔器。两个膨胀胶囊封孔器通过不同节数的外管带通道双路注水钢管相连。膨胀胶囊封孔器内部为内管带通道双路注水钢管,内管带通道双路注水钢管外侧包裹着钢丝橡胶套,钢丝橡胶套一端固定在注水钢管一端,钢丝橡胶套另一端可在注水钢管上滑动(连接处高压密封)。自动封隔器克服了常规单路封孔器封孔不稳定,容易冲孔的不足。
第三,在技术应用方面:
① 硬岩巷(隧)道掘进脉冲压裂辅助破岩:硬岩巷(隧)道掘进过程中所揭露的岩层较硬,严重影响巷(隧)道的掘进速度。在掘进头施工长钻孔并进行脉冲压裂,在掘进头前方即将被揭露的坚硬岩层内预先形成密集的裂缝网络,充分破碎岩层,使能在后续掘进机的切割下或者爆破作用下顺利掉落,从而提高掘进速度。
② 采煤工作面初次放顶脉冲压裂控制:采煤工作面周期来压期间顶板可以简化为悬臂梁,初次来压期间顶板可以简化为两端固支的梁,由此造成初次来压步距大于周期来压步距。采煤工作面初次垮落步距过大,顶板突然垮落容易形成飓风,并且会将采空区大量瓦斯等有害气体推入工作面,存在严重安全隐患。在开切眼和两顺槽上方坚硬顶板内形成密集的裂缝网络,克服了常规压裂裂缝单一、裂缝扩展受地应力控制的不足,充分破碎此区域岩层,在工作面开始回采至初次来压期间使顶板由两端固支状态变为悬臂梁状态,可明显缩短初次放顶步距。
③ 采煤工作面端头悬顶脉冲压裂控制:正常回采期间工作面中部的顶板一般容易垮落,但由于煤柱的支撑作用,端头的顶板不容易垮落。采用脉冲压裂技术,在顺槽端头上方坚硬顶板内形成密集的裂缝网络,克服了常规压裂裂缝单一、裂缝扩展受地应力控制的不足,充分破碎此区域岩层,随着工作面的推进,端头上方被压裂的顶板进入采空区,在矿山压力的作用下,端头顶板可及时垮落。
④ 采煤工作面过厚硬夹矸和拉底脉冲压裂辅助破岩:在煤层中往往会存在一层或多层夹矸,当夹矸厚度过大时,采煤机滚筒将无法将其割下,一般会在工作面内进行打眼放炮松动矸石,严重影响割煤效率;当煤层突然变薄时,煤层厚度小于采煤机最小采高时,一般采用拉底的方式继续推进即在在工作面内进行打眼放炮预裂底板。采用脉冲压裂技术,在顺槽内施工长钻孔并压裂,在夹矸或底板内形成密集的裂缝网络,充分破碎矸石或底板,使能在后续采煤机的切割下顺利掉落。克服了炸药爆破需在工作面内打眼放炮影响正常回采的不足。
⑤ 采煤工作面过断层脉冲压裂辅助破岩:采煤工作面回采期间遇到断层往往采用在工作面放炮的方式进行处理,严重影响割煤效率。采用脉冲压裂技术,在顺槽内施工长钻孔并压裂,在断层内形成密集的裂缝网络,充分破碎断层岩层,使能在后续采煤机的切割下顺利掉落。克服了炸药爆破需在工作面内打眼放炮影响正常回采的不足。
⑥ 采煤工作面顺槽围岩脉冲压裂防治冲击地压:采煤工作面回采期间,回采动压将专递至两顺槽超前支护段,容易形成冲击地压,采用脉冲压裂技术,可充分破碎顺槽支护结构外围岩,破碎围岩可阻止工作面回采动压向本工作面顺槽传递,降低本工作面顺槽超前支护段的冲击倾向性。
⑦ 采煤工作面顶板脉冲压裂控制相邻顺槽大变形:当工作面设计走向长度较长时,顺槽掘进时常常面临通风的困难,因此很多矿井采用双巷掘进,从而导致一条顺槽要受两次工作面回采动压影响。采用脉冲压裂技术,首先在顺槽内对煤柱上方老顶进行多孔同时脉冲压裂,在孔与孔附近围岩形成共振效应,孔与孔之间的岩层优先破碎,最终沿钻孔连线方向形成破碎带,阻止回采动压向相邻顺槽传递;然后处理工作面端头悬顶,加速采空区顶板回转下沉,避免形成悬顶,减少采空区应力向相邻顺槽传递。从以上两方面减弱相邻顺槽受动压和静压影响程度,能够有效控制相邻顺槽的变形。
⑧ 采煤工作面顶板脉冲压裂应力转移保护采动大巷:工作面回采末期,采区大巷往往会受到采动影响而产生变形,巷道变形较大时,会严重影响巷道的后期使用。采用脉冲压裂技术,首先在工作面推进至停采线之前,通过在采区大巷内多孔同时脉冲压裂,在孔与孔附近围岩形成共振效应,孔与孔之间的岩层优先破碎,最终沿钻孔连线方向形成破碎带,阻断采动应力向盘区大巷的传播路径;然后,当工作面回采至停采线后,在工作面停采线处压裂煤层上方坚硬顶板,避免在停采线采空区侧形成悬臂梁结构,从而阻断采空区高应力向系统大巷传播,进一步减少采区大巷的变形破坏程度。
⑨ 金属矿阶段自然崩落法工作面坚硬矿石脉冲压裂弱化:在金属矿开采过程中,采用阶段自然崩落法回收金属矿石时,要求矿石容易自然垮落,当矿石较为坚硬不易垮落时,可在削弱巷道内施工长钻孔并进行脉冲压裂,在矿石内部形成密集的裂缝网络,充分破碎矿石,使矿石能在后续的放矿过程中顺利冒落。提高了放矿效率。
⑩ 金属矿单层崩落法回采工作面初次来压和周期来压脉冲压裂控制:在金属矿开采过程中,当金属矿体为小于3 m的缓倾斜矿层时,常常采用单层崩落法进行回采。当老顶较为坚硬时,过大的老顶垮落步距不仅会威胁安全生产,而且很大程度上影响劳动生产率、支柱消耗量和回采成本等。可以在工作面开切上山正下方阶段沿脉运输巷道内打设扇形钻孔并进行脉冲压裂,弱化回采面上方坚硬老顶,从而可以有效缩短老顶的垮落步距,降低老顶垮落带来的冲击危险。
Figure DEST_PATH_IMAGE002
低渗透砂岩铀矿层脉冲压裂增渗
地浸采铀是目前砂岩型铀矿高效开采的先进工艺技术,地浸采铀的基本原理是通过钻孔(井)由注液孔注入地浸液与铀充分反应,并经抽液孔抽出地面,在地表进行萃取实现采铀。基于地浸采铀的技术特点,铀矿含矿含水层的渗透性是影响地浸采铀的关键因素。当含矿含水层的低渗性较低时将导致矿床地浸开发时单井注液量小、产能低且单井控矿面积小,在现有技术条件下需要加密井网进行开采,致使铀矿开采成本高且效率低。为解决此问题,可在注液孔内进行脉冲压裂,在注液孔附近形成密集缝网,从而增加铀矿含矿含水层的渗透性,进而提高铀矿的开采效率。
附图说明
图1为本发明恒排量压裂裂缝形成机制;
图2为本发明岩层变频脉冲缝网压裂的缝网形成机制;
图3为本发明岩层变频脉冲缝网压裂方法;
图4为本发明岩层“变频脉冲+恒排量”缝网压裂方法;
图5为本发明岩层脉冲缝网压裂装置整体结构示意图;
图6为本发明泵注方式和频率可变压裂泵结构示意图;
图7(a)为本发明机械送杆机的结构示意图;
图7(b)为本发明双路转换接头和第三双路注水钢管的结构示意图;
图7(c)为图7(b)的A-A剖视图;
图8为自动封隔器的结构示意图;
图9为硬岩巷(隧)道掘进脉冲压裂辅助破岩立体图;
图10为硬岩巷(隧)道掘进脉冲压裂辅助破岩断面图;
图11为采煤工作面初次放顶脉冲压裂控制平面图;
图12为图11A-A剖面图;
图13为图11B-B剖面图;
图14为采煤工作面端头悬顶脉冲压裂控制平面图;
图15为图14的A-A剖面图;
图16为采煤工作面过厚硬夹矸和拉底脉冲压裂辅助破岩平面图;
图17为图16的A-A剖面图;
图18为图16的B-B剖面图;
图19为采煤工作面过断层脉冲压裂辅助破岩平面图;
图20为图19的A-A剖面图;
图21为采煤工作面顺槽围岩脉冲压裂防治冲击地压平面图;
图22为图21的A-A剖面图;
图23为采煤工作面顶板脉冲压裂控制相邻顺槽大变形平面图;
图24为图23的A-A剖面图;
图25为图23的B-B剖面图;
图26为采煤工作面顶板脉冲压裂应力转移保护采动大巷平面图;
图27为图26的A-A剖面图;
图28为金属矿阶段自然崩落法工作面坚硬矿石脉冲压裂弱化示意图;
图29为金属矿单层崩落法回采工作面初次来压和周期来压脉冲压裂控制结构平面图;
图30为图29的A-A剖面图;
图31为低渗透砂岩铀矿层脉冲压裂增渗示意图。
图中,1-1、压裂钻孔,1-2、观测钻孔,2、恒排量水压裂缝,3、脉冲水压裂缝网络,3-1、第一阶脉冲裂缝网络,3-2、第二阶脉冲裂缝网络,3-3、第三阶脉冲裂缝网络,4、泵注方式和频率可变压裂泵,4-1、曲轴,4-2、十字头,4-3、连杆,4-4、柱塞,4-5、泵头,4-5-1、排液阀盖,4-5-2、进液阀盖,4-5-3、工作腔,4-5-4、排液截止阀,4-5-5、进液截止阀,4-5-6、通水截止阀,5、进液胶管,6、通水胶管,7、逆流胶管,8、水箱,9、三通,10、压裂截止阀,11、压裂泄水阀,12、传感器,13、水力致裂测控仪,14、单向阀,14-1、水流,14-2、铁球,14-3、弹簧,15、压力表,16、封孔泄水阀,17、封孔胶管,18、压裂胶管,19、机械送杆机,19-1、气缸,19-2、支腿,19-3、连杆,19-4、托盘,19-5、滑道,19-6、活塞杆,19-7、连盘,19-8、限位卡,20、双路注水钢管,20-1、外部脉冲钢管,20-2、内部高压钢管,20-3、内螺纹,20-4、限位环,20-5、密封圈,20-6、连接杆Ⅰ,20-7、快插头公头Ⅰ,20-8、外螺纹Ⅰ,20-9、快插头母头Ⅰ,21、自动封隔器,21-1、膨胀胶囊封孔器,21-1-1、固定端,21-1-2、滑动端,21-1-3、钢丝橡胶套,21-1-4、内管带通道双路注水钢管,21-1-4-1、通道Ⅰ,21-2、外管带通道双路注水钢管,21-2-1、通道Ⅱ,21-3、螺帽,22、双路转换接头,22-1、快插头母头Ⅱ,22-2、快插头公头Ⅱ,22-3、外螺纹Ⅱ,22-4、连接杆Ⅱ,23、巷道,23-1、顺槽,23-1-1、运输顺槽,23-1-2、回风顺槽,23-2、大巷,23-3、削弱巷道,23-4、沿脉运输巷道,24、顶板,25、底板,26、工作面,27、煤层,28、硬夹矸,29、断层,30、顶板断裂引起的动压,31、煤柱,32、停采线,33、放矿漏斗,34、地面,35、隔水层,36、含矿含水层,37、封孔段。
具体实施方式
为使本发明实施例的目的、技术方案和优点更加清楚,下面将结合本发明实施例中的附图,对本发明实施例中的技术方案进行清楚、完整地描述,显然,所描述的实施例是本发明的一部分实施例,而不是全部的实施例。基于本发明中的实施例,本领域普通技术人员在没有做出创造性劳动前提下所获得的所有其他实施例,都属于本发明的保护范围。
恒排量泵注压裂过程中,当水压力达到优势破裂面形成条件的水压力临界值时,受地应力控制,岩层内部会出现一条单一主裂缝,且方向受地应力控制,穿层面及夹矸难、层间力学性能差异大,改造体积有限。脉冲水压致裂过程中,泵注排量是以脉冲波的形式进行高频率的周期性波动,导致水压力周期性变化,钻孔附近岩层随机分布大量微观裂缝在较低的循环载荷作用下未形成主裂缝,而是发生随机疲劳损伤;此外与缓慢准静态循环加载相比,脉冲压裂循环加载期较短(频率较高),脉冲压裂是有碰撞能量输入的动态加载,导致压裂液与钻孔附近岩层碰撞过程中的碰撞力再次加重钻孔附近岩层的随机疲劳损伤程度;综合以上两方面因素,在还远没有达到传统恒排量压裂静力学的破裂压力时,脉冲压裂的疲劳冲击作用使岩层内部的微观裂缝和微观空洞逐渐被激发进而向前扩展并相互贯通,同时,脉冲压裂形成的缝网改变了局部应力场,缝间干扰转向慢,减缓远场地应力控制裂缝转向,形成范围更大的缝网,从而在钻孔附近形成密集的裂缝网络,克服了围岩主应力差的影响。其次,脉冲泵注对层面产生压剪疲劳、拉张疲劳及冲击效应,破裂层面及夹矸,缝网穿层,另辟蹊径,破解“矸石断裂能远高于层面”抑制裂缝穿层的难题。基于上述脉冲压裂的特点,本发明提出岩层变频脉冲缝网压裂方法是通过改变初始脉冲压力峰值和脉冲频率以适应不同强度岩层,每层岩层压裂期间逐级提升脉冲压力峰值可以在钻孔附近由近及远分级形成多个环形缝网结构,并最终依次叠加成大范围裂隙网络,从而充分破碎较大范围岩体,具体技术手段如下:
如图1所示,岩层是一种非均质各向异性材料,其内部随机分布着大量微观裂缝、微观孔洞和层面;在往岩层内部打钻的过程中孔壁也会形成大量微观裂缝。
恒排量泵注压裂过程中,当水压力达到优势破裂面形成条件的水压力临界值时,受地应力控制,岩层内部会出现一条单一主裂缝,且方向受地应力控制,穿层面及夹矸难、层间力学性能差异大,改造体积有限。
如图2所示,脉冲水压致裂过程中,泵注排量是以脉冲波的形式进行高频率的周期性波动,导致水压力周期性变化,钻孔附近岩层随机分布大量微观裂缝在较低的循环载荷作用下未形成主裂缝,而是发生随机疲劳损伤。此外,与缓慢准静态循环加载相比,脉冲压裂循环加载期较短(频率较高),脉冲压裂是有碰撞能量输入的动态加载,导致压裂液与钻孔附近岩层碰撞过程中的碰撞力再次加重钻孔附近岩层的随机疲劳损伤程度。综合以上两方面因素,在还远没有达到传统恒排量压裂静力学的破裂压力时,脉冲压裂的疲劳冲击作用使岩层内部的微观裂缝和微观空洞逐渐被激发进而向前扩展并相互贯通,同时,脉冲压裂形成的缝网改变了局部应力场,缝间干扰转向慢,减缓远场地应力控制裂缝转向,形成范围更大的缝网,从而在钻孔附近形成密集的裂缝网络,克服了围岩主应力差的影响。其次,脉冲泵注对层面产生压剪疲劳、拉张疲劳及冲击效应,破裂层面,缝网穿层,另辟蹊径,破解“矸石断裂能远高于层面”抑制裂缝穿层的难题。
如图3,脉冲压力不变的情况下,脉冲缝网扩展到一定范围后,由于缝网内压力的沿程损失,导致缝网前沿处缝尖应力不能满足岩层的损伤条件,缝网停止扩展。如果缝网停止扩展后仍然保持脉冲压力不变的话,由于孔壁处压力最大,将有新的若干条裂缝再次从孔壁起裂扩展,依次往复导致缝网密度增大。为了扩大缝网半径,当缝网停止扩展后,可以通过逐级提高脉冲压力峰值,使缝网前沿处缝尖应力逐步满足岩层的损伤条件,从而可逐步扩大缝网半径直至满足设计要求。
如图4,除采用逐级增压的方式脉冲压裂每层岩层外,也可在脉冲压裂缝网基础上再进行恒排量压裂,密集缝网尖端重张,形成密集多裂缝扩展;脉冲压裂的特点是裂缝多而不长,恒排量压裂的特点是裂缝长而不多;将二者的优势结合起来,提出了复合煤层“脉冲+恒排量”缝网压裂方法,突破主应力差、层面、层间性能差等影响的难题,产生长距离缝网。
为解决常规压裂形成裂缝单一、穿层难的问题,基于上述脉冲压裂破岩原理,本发明针对性的提出了岩层变频脉冲缝网压裂方法。首先根据每层岩层的物理力学性质确定每层岩层的初始脉冲压力,根据碰撞力测定实验确定每层岩层的脉冲频率。然后在所要压裂的岩层上打设压裂孔,在设计缝网扩展区域边缘处打设观测孔。最后以每层岩层的初始脉冲压力和脉冲频率压裂5 min后,将脉冲压力提高2 MPa,压裂5 min后再将脉冲压力提高2MPa,依次类推直至观测孔内有压裂液流出后停止压裂;然后以第二层岩层对应的初始脉冲压力峰值和脉冲频率压裂5~10 min后将脉冲压力峰值提高2~5 MPa,压裂5~10 min后再将脉冲压力峰值提高2~5 MPa,依次类推直至第二层岩层压裂结束;采用同样的方法直至所有岩层压裂结束。
脉冲压力和脉冲幅值的确定方法:当脉冲压力小于岩层疲劳损伤条件(抗拉屈服极限)时,岩层仅发生弹性变形。当脉冲压力略大于岩层疲劳损伤条件时,岩层发生较小塑性变形,产生多处随机损伤,利于后期形成裂缝网络。当脉冲压力远大于岩层疲劳损伤条件时,岩层发生较大塑性变形,形成主裂缝,不利于后期形成裂缝网络。因此在确定初始脉冲压力前,应首先通过现场取岩样进行岩层物理力学参数测试,从而得到岩层的抗拉屈服强度。使初始脉冲压力略大于抗拉屈服强度即可。应力幅值小代表微裂缝的发育,应力幅值大代表主裂缝发育,因此我们控制初始脉冲压力略大于抗拉屈服强度,得到应力幅值较小。
脉冲频率的确定方法:脉冲频率的不同代表每一周期将一定质量的水打到封孔段岩层的速度不同,形成的碰撞力不同;为能产生更多裂缝,应使碰撞力略大于岩层抗拉屈服强度。在实验室内测定用压裂泵一周期所泵注的一定质量的水在不同频率下与现场岩样进行碰撞所产生的不同碰撞力。选择碰撞力略高于抗拉屈服强度所对应的频率作为脉冲频率。
如图5~图8所示,为使岩层脉冲缝网压裂方法在现场得以实施,本发明提出了岩层脉冲缝网压裂成套装备,其中包括泵注方式和频率可变压裂泵及配套水箱、水力致裂测控仪、机械送杆机及其配套双路注水钢管、自动封隔器。泵注方式和频率可变压裂泵用于输出脉冲水压裂岩层,并为自动封隔器提供恒排量水进行封孔;水力致裂测控仪用于监测并记录压裂过程中脉冲水压力及流量;机械送杆机用于将自动封隔器送至钻孔压裂区;自动封隔器用于封孔。
(1)泵注方式和频率可变压裂泵及配套水箱
包括泵注方式和频率可变压裂泵、配套水箱。泵注方式和频率可变压裂泵的动力端相连的电机为变频电机,泵注方式和频率可变压裂泵液力端由三个柱塞组成,其中一个柱塞对应泵头处的排液通道和进液通道处各设置排液截止阀和进液截止阀,并且这个柱塞对应的工作腔设有与外界联通的通道,此通道处设置一个通水截止阀,通水截止阀通过通水胶管与水箱联通。泵注方式和频率可变压裂泵输出的高压胶管由三通分为两路,一路用于向钻孔内输入脉冲水压裂岩层称为压裂胶管,一路为自动封隔器提供恒排量水进行封孔称为封孔胶管。用压裂胶管上依次按有压裂截止阀、压裂泄水阀、测控仪的传感器(压力传感器和流量传感器)。封孔胶管上依次按有单向阀、压力表、封孔泄水阀。
(2)水力致裂测控仪
包括测控仪主机、传感器(压力传感器和流量传感器)。
(3)机械送杆机及其配套双路注水钢管
包括机械送杆机、配套双路注水钢管、双路转换接头。机械送杆机由气缸、托盘、支腿连接件、支腿、限位夹组成。托盘套在气缸壁上,可在气缸壁上滑动,并通过连杆和连盘与气缸的活塞杆相连。连杆可在支腿连接件内滑动。支腿连接件与4个支腿通过插销连接,支腿可在支腿连接件侧面上绕插销转动。四个支腿为可伸缩支腿。限位夹位于支腿连接件正面,用于固定双路注水钢管。配套双路注水钢管包括等长且同轴套接的外部脉冲钢管和内部高压钢管。外部脉冲钢管和内部高压钢管通过连接杆相连。外部脉冲钢管两侧分别带有内外螺纹,内部高压钢管两侧分别带有公母快插头。外部脉冲钢管内螺纹里放置有密封圈,用以对两根双路注水钢管连接处高压密封。外部脉冲钢管靠近内螺纹一侧带有限位环,用以配合机械送杆机上的限位夹进行双路注水钢管固定。
(4)自动封隔器
包括两个膨胀胶囊封孔器。两个膨胀胶囊封孔器通过外管带通道双路注水钢管相连。膨胀胶囊封孔器内部为内管带通道双路注水钢管,内管带通道双路注水钢管外侧包裹着钢丝橡胶套,钢丝橡胶套一端固定在注水钢管一端,钢丝橡胶套另一端可在注水钢管上滑动(连接处高压密封)。
岩层变频脉冲缝网压裂装备的操作方法如下:
第一步:将机械送杆机安放在待压裂钻孔正下方,通过调节四个支腿来调整机械送杆机的角度,使其与钻孔在一条直线上。将自动封隔器的两个膨胀胶囊封孔器用不同节数的外管带通道双路注水钢管相连,并送入孔口位置。将自动封隔器下端与双路注水钢管相连。通过向机械送杆机气缸注入高压气体带动托盘在气缸外壁向上滑动,进而将自动封隔器和双路注水钢管向上方举起1 m后停止注气;通过限位夹和双路注水钢管上的限位环将自动封隔器和双路注水钢管固定在机械送杆机的支腿连接件上;排出气缸气体,使托盘在重力的作用下回到气缸底端,再取一根双路注水钢管与限位夹处的双路注水钢管相连,再次向气缸内充气,当托盘与双路注水钢管下端接触时打开限位夹,将自动封隔器和双路注水钢管再次举高1 m。如此往复,直至将自动封隔器送至钻孔压裂区域。最后关上限位夹,使双路注水钢管固定在机械送杆机的支腿连接件上,排出气缸内气体,使托盘回到气缸底端,将双路转换接头与限位夹处的双路注水钢管端部相连。
第二步:依次安装泵注方式和频率可变压裂泵及配套水箱、水力致裂测控仪,并使其相互连接。将压裂胶管和封孔胶管末端通过双路转换接头与双路注水钢管相连。
第三步:关闭压裂截止阀,开启水力致裂测控仪,开启泵注方式和频率可变压裂泵的进液截止阀和排液截止阀,关闭泵注方式和频率可变压裂泵的通水截止阀,开启泵注方式和频率可变压裂泵,使其三个活塞都能正常工作,向自动封隔器内输入恒排量水进行封孔,待封孔胶管上的压力表的水压力升为35 MPa时关闭泵注方式和频率可变压裂泵,由于封孔胶管上设有单向阀,关闭泵注方式和频率可变压裂泵后自动封孔器中的水不会回流,封孔结束。
第四步:开启泵注方式和频率可变压裂泵的通水截止阀,关闭泵注方式和频率可变压裂泵的进液截止阀和排液截止阀,打开压裂截止阀,调节变频电机频率,开启泵注方式和频率可变压裂泵,使其两个活塞正常工作,一个活塞空转(此活塞对应的工作腔的进液通道和排液通道被关闭,此工作腔从而不能向压裂胶管内供液,此工作腔通过通水胶管与水箱直接联通,保证了此活塞空转时的正常吸水和排水,从而保证了润滑),以此模式向钻孔中输入脉冲水。
本发明具体应用情况如下:
实施例1:硬岩巷(隧)道掘进脉冲压裂辅助破岩
如图9、图10所示,某煤矿一回风上山巷道设计长度1373.437 m的全岩巷道,断面形状为直墙半圆拱,支护形式为锚网索喷。巷道赋存于细砂岩层,质地坚硬,严重影响巷道的掘进速度。
如图9、图10所示,为解决此问题,可在掘进头中央位置沿掘进方向施工长钻孔并进行脉冲压裂,在掘进头前方即将被揭露的坚硬岩层内预先形成密集的裂缝网络,充分破碎岩层,使能在后续掘进机的切割下或者爆破作用下顺利掉落,从而提高掘进速度。为保证脉冲裂缝不会对预掘巷道顶板产生破坏,需要严格控制脉冲缝网的扩展范围;可通过控制压裂时间来控制脉冲缝网的扩展范围。压裂时间可通过现场试验来确定。在正式压裂施工前,首先在掘进头中央沿掘进方向打设钻孔,在巷道顶板、两帮和底板处各打设一个与中央钻孔平行且等长的观测钻孔并布置湿度传感器,压裂中央长钻孔并记录各观测钻孔湿度随压裂时间的变化情况,从而推断裂缝扩展至预掘巷道围岩的时间;此时间作为后续脉冲压裂时间。
实施例2:采煤工作面初次放顶脉冲压裂控制
如图11~图13所示,某煤矿所采煤层平均厚度10.5 m;煤层上方依次赋存4.6 m厚的泥岩层、8 m厚的粉砂岩层、21 m厚的细砂岩层。工作面两顺槽断面均为矩形断面,支护方式为锚杆、锚索、金属网联合支护,两顺槽巷均沿底板掘进;进风巷规格为:宽×高=5.6×4.2 m2,回风巷规格为:宽×高=5.6×4.2 m2。壁式采煤工作面周期来压期间顶板可以简化为悬臂梁,初次来压期间顶板可以简化为两端固支的梁,由此造成初次来压步距大于周期来压步距。加之煤层上方赋存较厚的粉砂岩层和细砂岩层,顶板突然垮落容易形成飓风,导致采煤工作面初次垮落步距过大,并且会将采空区大量瓦斯等有害气体推入工作面,存在严重安全隐患。
如图11~图13所示,为解决此问题,可在开切眼和两顺槽向上方坚硬顶板内打设钻孔并进行脉冲压裂,在顶板内形成密集的裂缝网络,克服了常规压裂裂缝单一、裂缝扩展受地应力控制的不足,充分破碎此区域岩层,在工作面开始回采至初次来压期间使顶板由两端固支状态变为悬臂梁状态,可明显缩短初次放顶步距。因为采煤工作面初次放顶脉冲压裂控制所要求的缝网密度较小,所以除了全程采用脉冲压裂的方法外,也可采用以初始脉冲压力和脉冲频率压裂5 min后,换用恒排量泵注方式继续压裂的方法。为最大程度减少初次放顶步距,开切眼钻孔的开孔位置应该尽量靠近后煤壁;为将端头顶板及锚固体充分弱化,运输顺槽钻孔的开孔位置和回风顺槽钻孔的开孔位置在顺槽顶板中线位置处。
实施例3:采煤工作面端头悬顶脉冲压裂控制
如图14、图15所示,某煤矿所采煤层平均厚度10.5 m;煤层上方依次赋存4.6 m厚的泥岩层、8 m厚的粉砂岩层、21 m厚的砂岩层。工作面两顺槽断面均为矩形断面,支护方式为锚杆、锚索、金属网联合支护,两顺槽巷均沿底板掘进;进风巷规格为:宽×高=5.6×4.2m2,回风巷规格为:宽×高=5.6×4.2 m2。在工作面回采过程中运顺端头出现走向15 m、倾向7 m的悬顶。正常回采期间工作面中部的顶板一般容易垮落,但由于煤柱的支撑作用,端头的顶板不容易垮落。
如图14、图15所示,为解决此问题,可在工作面端头打设钻孔并进行脉冲压裂,在工作面端头上方坚硬顶板内形成密集的裂缝网络,克服了常规压裂裂缝单一、裂缝扩展受地应力控制的不足,充分破碎此区域岩层,随着工作面的推进,端头上方被压裂的顶板进入采空区,在矿山压力的作用下,端头顶板可及时垮落。为将端头顶板及锚固体充分弱化,钻孔的开孔位置在顺槽顶板中线位置处,为使端头悬顶能尽快垮落,钻孔倾斜向采空区70°方向施工。
实施例4:采煤工作面过厚硬夹矸和拉底脉冲压裂辅助破岩
如图16~图18所示,某煤矿所采煤层平均厚度3.5 m;煤层中部偏下赋存1.2 m厚的砂岩夹矸,质地较为坚硬;在回采末期夹矸下部煤层逐渐变薄并消失,只剩夹矸上部煤层可采。工作面两顺槽断面均为矩形断面,支护方式为锚杆、锚索、金属网联合支护,两顺槽巷均沿底板掘进;进风巷规格为:宽×高=5.6×4.2 m2,回风巷规格为:宽×高=5.6×4.2 m2。在煤层中往往会存在一层或多层夹矸,当夹矸厚度过大时,采煤机滚筒将无法将其割下,一般会在工作面内进行打眼放炮松动矸石,严重影响割煤效率;当煤层突然变薄时,煤层厚度小于采煤机最小采高时,一般采用拉底的方式继续推进即在在工作面内进行打眼放炮预裂底板。
如图16~图18所示,为解决此问题,可在顺槽内施工长钻孔并进行脉冲压裂,在夹矸或底板内形成密集的裂缝网络,充分破碎矸石或底板,使能在后续采煤机的切割下顺利掉落。克服了炸药爆破需在工作面内打眼放炮影响正常回采的不足。为使夹矸和底板能够尽可能被破碎,钻孔的开孔位置在顺槽工作面侧帮壁夹矸或预割底板的中线位置处,沿夹矸或底板倾斜方向施工,钻孔综孔位置落在工作面另一顺槽工作面侧帮壁,钻孔间距控制在5 m左右。
实施例5:采煤工作面过断层脉冲压裂辅助破岩
如图19、图20所示,某煤矿所采煤层平均厚度3.5 m;煤层直接底为7 m厚的粉砂岩层,质地较为坚硬。距离开切眼115 m位置存在一条正断层,落差为3~5 m。工作面两顺槽断面均为矩形断面,支护方式为锚杆、锚索、金属网联合支护,两顺槽巷均沿底板掘进;进风巷规格为:宽×高=5.6×4.2 m2,回风巷规格为:宽×高=5.6×4.2 m2。采煤工作面回采期间遇到断层往往采用在工作面放炮的方式进行处理,严重影响割煤效率。
如图19、图20所示,为解决此问题,可在顺槽内施工长钻孔并进行脉冲压裂,在断层内形成密集的裂缝网络,充分破碎断层岩层,使能在后续采煤机的切割下顺利掉落。克服了炸药爆破需在工作面内打眼放炮影响正常回采的不足。为使断层附近的岩层能够尽可能被破碎,钻孔的开孔位置在顺槽工作面侧帮壁中间位置处,沿切眼倾斜方向施工,钻孔综孔位置为穿过断层见煤处,钻孔间距控制在5 m左右。
实施例6:采煤工作面顺槽围岩脉冲压裂防治冲击地压
如图21、图22所示,某矿所采煤层平均厚度6.5 m;平均埋深810 m,煤层上方56.2m处,赋存一层30.2 m厚的坚硬粉砂岩层;煤层下方赋存一层25.2 m厚的坚硬粉砂岩层。工作面两顺槽断面均为矩形断面,支护方式为锚杆、锚索、金属网联合支护,两顺槽巷均沿底板掘进;进风巷规格为:宽×高=5.6×4.2 m2,回风巷规格为:宽×高=5.6×4.2 m2。采煤工作面回采期间,由于煤层埋深较大且煤层顶底板赋存厚硬岩层,回采动压将专递至两顺槽超前支护段,容易形成冲击地压。
如图21、22所示,为解决此问题,可在两顺槽顶板和帮壁上施工长钻孔并进行脉冲压裂,可充分破碎顺槽支护结构外围岩,破碎围岩可阻止工作面回采动压向本工作面顺槽传递,降低本工作面顺槽超前支护段的冲击危险性。为保证弱结构内部巷道围岩及支护体的稳定,确定钻孔长度为40 m,其中20 m~40 m范围定为压裂段。
实施例7:采煤工作面顶板脉冲压裂控制相邻顺槽大变形
如图23~图25所示,某矿所采煤层平均厚度2.7 m,煤层上方10 m处有一层14 m厚的细砂岩层,较为坚硬。工作面设计走向长度3200 m,顺槽掘进时常常面临通风的困难,因此采用双巷掘进,从而导致一条顺槽要受两次工作面回采动压影响。
如图23~图25所示,为解决此问题,可首先在顺槽内对煤柱上方老顶进行多孔同时脉冲压裂,在孔与孔附近围岩形成共振效应,孔与孔之间的岩层优先破碎,最终沿钻孔连线方向形成破碎带,阻止回采动压向相邻顺槽传递;然后处理工作面端头悬顶,加速采空区顶板回转下沉,避免形成悬顶,减少采空区应力向相邻顺槽传递。从以上两方面减弱相邻顺槽受动压和静压影响程度,能够有效控制相邻顺槽的变形。为确保压裂后本工作面顺槽和相邻工作面顺槽围岩稳定,钻孔的开孔位置在顺槽靠近煤柱侧帮壁0.2 m的顶板处,钻孔综孔位置为煤柱宽度1/3处的正上方老顶的上表面,钻孔间距控制在5 m左右。
实施例8:采煤工作面顶板脉冲压裂应力转移保护采动大巷
如图26、图27所示,某煤矿一工作面所采煤层平均厚度7.9 m;煤层上覆顶板依次为13.5m的细砂岩层、2.8 m厚的泥岩、3.5 m厚的泥岩、10.2 m厚的细砂岩层;煤层直接底为25 m厚的粉砂岩层;工作面走向长1388 m,倾斜宽207 m。工作面回采末期,采区大巷受到采动影响而产生较大变形,严重影响巷道的后期使用。
如图26、图27所示,为解决此问题,可首先在工作面推进至停采线之前,通过在采区大巷内多孔同时脉冲压裂,在孔与孔附近围岩形成共振效应,孔与孔之间的岩层优先破碎,最终沿钻孔连线方向形成破碎带,阻断采动应力向盘区大巷的传播路径;然后,当工作面回采至停采线后,在工作面停采线处压裂煤层上方坚硬顶板,避免在停采线采空区侧形成悬臂梁结构,从而阻断采空区高应力向系统大巷传播,进一步减少采区大巷的变形破坏程度。为保证压裂后脉冲裂缝不会破坏大巷围岩的稳定,切断动压的钻孔综孔位置在水平方向上要距离每一条大巷30 m以上,但不能超过停采线。
实施例9:金属矿阶段自然崩落法工作面坚硬矿石脉冲压裂弱化
如图28所示,某铜矿采用阶段自然崩落法回采矿石,阶段高度70 m,矿体厚度30m。矿石较为坚硬不易垮落,严重影响矿石回采速度。
如图28所示,为解决此问题,可在削弱巷道内施工长钻孔并进行脉冲压裂,在矿石内部形成密集的裂缝网络,充分破碎矿石,使矿石能在后续的放矿过程中顺利冒落。提高了放矿效率。为使矿石能充分破碎,钻孔间距控制在4-8 m范围内。
实施例10:金属矿单层崩落法回采工作面初次来压和周期来压脉冲压裂控制
如图29、图30所示,某铁矿矿层走向长8600 m,厚度1.5 m,倾角25°~35°,采用长臂式崩落法回采矿石。矿层老顶较为坚硬,导致老顶垮落步距过大,不仅会威胁安全生产,而且很大程度上影响劳动生产率、支柱消耗量和回采成本等。
如图29、图30所示,为解决此问题,可在工作面开切上山正下方阶段沿脉运输巷道内打设扇形钻孔并进行脉冲压裂,弱化回采面上方坚硬老顶,从而可以有效缩短老顶的垮落步距,降低老顶垮落带来的冲击危险。为使老顶能够充分破碎,扇形终孔间距为5 m,并布满整个工作面上部顶板。
实施例11:低渗透砂岩铀矿层脉冲压裂增渗
如图31所示,某铀矿矿层厚度6 m,倾角1°~5°,采用地浸采铀技术进行开采。地浸采铀是目前砂岩型铀矿高效开采的先进工艺技术,地浸采铀的基本原理是通过钻孔(井)由注液孔注入地浸液与铀充分反应,并经抽液孔抽出地面,在地表进行萃取实现采铀。基于地浸采铀的技术特点,铀矿含矿含水层的渗透性是影响地浸采铀的关键因素。此矿的含矿含水层低渗性较低,导致矿床地浸开发时单井注液量小、产能低且单井控矿面积小,在现有技术条件下需要加密井网进行开采,致使铀矿开采成本高且效率低。
如图31所示,为解决此问题,可在注液孔内进行脉冲压裂,在注液孔附近形成密集缝网,从而增加铀矿含矿含水层的渗透性,进而提高铀矿的开采效率。铀矿地浸开采,需保证含矿含水层上下顶底板的完整性,否则含矿含水层水位将持续下降进而导致铀矿无法开采。为保证脉冲裂缝不会对含矿含水层顶底板产生破坏,需要严格控制脉冲缝网的扩展范围。为此,在进行压裂钻孔设计时,应使压裂钻孔的孔间距略小于封孔段到上下顶底板距离的2倍,从而使两钻孔裂缝贯通时,裂缝还未能扩展至顶底板。此外,还需要准确控制压裂时间。压裂时间可通过现场试验来确定。在正式压裂施工前,在两压裂钻孔中间打设一个与压裂钻孔平行且等长的观测钻孔并布置湿度传感器,压裂观测孔两侧其中一个压裂钻孔观测并记录钻孔湿度随压裂时间的变化情况,从而推断裂缝扩展至观测钻孔的时间;此时间作为后续脉冲压裂时间。

Claims (17)

1.一种岩层变频脉冲缝网压裂方法,其特征在于,包括以下步骤:
S1、通过改变初始脉冲压力峰值和脉冲频率以适应不同强度岩层;根据每层岩层的物理力学性质及围压确定每层岩层的初始脉冲压力峰值,初始脉冲压力峰值小于恒排量压裂时岩石的破裂压力;根据每层岩层的碰撞力测定实验确定每层岩层的脉冲频率;
S2、设计变频脉冲缝网压裂泵注方案,以第一层岩层对应的初始脉冲压力峰值和脉冲频率压裂5~10 min后将脉冲压力峰值提高2~5 MPa,压裂5~10 min后再将脉冲压力峰值提高2~5 MPa,依次类推直至第一层岩层压裂结束;然后以第二层岩层对应的初始脉冲压力峰值和脉冲频率压裂5~10 min后将脉冲压力峰值提高2~5 MPa,压裂5~10 min后再将脉冲压力峰值提高2~5 MPa,依次类推直至第二层岩层压裂结束;采用同样的方法直至所有岩层压裂结束;每层岩层压裂期间逐级提升脉冲压力峰值,在钻孔附近由近及远分级形成多个环形缝网结构,并最终依次叠加成大范围裂隙网络,从而充分破碎较大范围岩体;
S3、根据不同工况,设计岩层变频脉冲缝网压裂钻孔布置方案;
S4、按照岩层变频脉冲缝网压裂钻孔布置方案,在所要压裂的岩层打设压裂孔,在设计缝网扩展区域边缘处打设观测钻孔;
S5、按照岩层变频脉冲缝网压裂泵注方案进行压裂,控制泵注排量以脉冲波的形式进行高频率的周期性波动,导致水压力周期性变化,钻孔附近岩层随机分布大量微观裂缝,在较低的脉冲循环载荷作用下发生随机疲劳损伤,克服围岩主应力差的影响,在钻孔附近形成密集的裂缝网络;
S6、观测钻孔内有压裂液流出后停止压裂;
所述初始脉冲压力峰值的确定方法:通过现场取岩样并测试围压,进行岩层物理力学参数测试,从而得到岩层的三轴抗拉屈服强度,初始脉冲压力的峰值为岩石的三轴抗拉屈服强度;
所述脉冲频率的确定方法:在实验室内测定用压裂泵一周期所泵注的一定质量的水在不同频率下与现场岩样进行碰撞所产生的不同碰撞力,选择碰撞力为抗拉屈服强度所对应的频率作为脉冲频率。
2.根据权利要求1所述的岩层变频脉冲缝网压裂方法,其特征在于,步骤S2采用变频脉冲+恒排量缝网压裂方法,以初始脉冲压力和脉冲频率压裂一段时间,形成脉冲压裂缝网后,换用恒排量泵注方式继续压裂,使密集脉冲缝网尖端重张,形成密集多裂缝扩展;同时,脉冲压裂形成的缝网改变了局部应力场,缝间干扰转向慢,减缓远场地应力控制裂缝转向,形成范围更大的缝网。
3.根据权利要求1所述的岩层变频脉冲缝网压裂方法,其特征在于,步骤S4中所述所要压裂的岩层是掘进头前方即将被揭露的坚硬岩层,在硬岩巷道掘进过程中,在掘进头中央位置沿掘进方向施工中央长钻孔并进行脉冲压裂,在掘进头前方即将被揭露的坚硬岩层内预先形成密集的裂缝网络,充分破碎岩层,使能在后续掘进机的切割下或者爆破作用下顺利掉落,从而提高掘进速度;在正式压裂施工前,首先在掘进头中央沿掘进方向打设中央长钻孔,在巷道顶板、两帮和底板处各打设一个与所述中央长钻孔平行且等长的观测钻孔并布置湿度传感器,压裂中央长钻孔并记录各观测钻孔湿度随压裂时间的变化情况,从而推断裂缝扩展至预掘巷道围岩的时间,此时间作为后续脉冲压裂时间。
4.根据权利要求1所述的岩层变频脉冲缝网压裂方法,其特征在于,步骤S4所述的所要压裂的岩层是采煤工作面初次放顶期间煤层上方坚硬顶板,在采煤工作面初次放顶期间,在开切眼和两顺槽向上方坚硬顶板内打设钻孔并进行脉冲压裂,在顶板内形成密集的裂缝网络,开切眼钻孔的开孔位置靠近后煤壁;运输顺槽钻孔的开孔位置和回风顺槽钻孔的开孔位置在顺槽顶板中线位置处。
5.根据权利要求1所述的岩层变频脉冲缝网压裂方法,其特征在于,步骤S4所述的所要压裂的岩层是处理采煤工作面端头悬顶期间两端头上方坚硬顶板,在采煤工作面端头悬顶期间,在工作面端头打设钻孔并进行脉冲压裂,在工作面端头上方坚硬顶板内形成密集的裂缝网络,充分破碎此区域岩层,在工作面端头打设钻孔的开孔位置在顺槽顶板中线位置处,钻孔倾角为70°,钻孔方向倾斜向采空区。
6.根据权利要求1所述的岩层变频脉冲缝网压裂方法,其特征在于,步骤S4所述的所要压裂的岩层是采煤工作面过厚硬夹矸和拉底期间采高范围内的厚硬夹矸和厚硬底板,在采煤工作面过厚硬夹矸和拉底期间,在顺槽内施工长钻孔并进行脉冲压裂,在夹矸或底板内形成密集的裂缝网络,充分破碎矸石或底板,使矸石或底板能在后续采煤机的切割下顺利掉落;在顺槽内施工的所述长钻孔的开孔位置在顺槽工作面侧帮壁夹矸或预割底板的中线位置处,沿夹矸或底板倾斜方向施工,钻孔终孔位置落在工作面另一顺槽工作面侧帮壁,钻孔间距控制为4 m~5 m。
7.根据权利要求1所述的岩层变频脉冲缝网压裂方法,其特征在于,步骤S4所述的所要压裂的岩层是采煤工作面过断层期间断层附近的坚硬岩层,在采煤工作面过断层期间,在顺槽内施工长钻孔并进行脉冲压裂,在断层内形成密集的裂缝网络,充分破碎断层岩层,使断层岩层能在后续采煤机的切割下顺利掉落;在顺槽内施工的所述长钻孔的开孔位置在顺槽工作面侧帮壁中间位置处,沿切眼倾斜方向施工,钻孔终孔位置穿过断层见煤处,钻孔间距控制在4 m~5 m。
8.根据权利要求1所述的岩层变频脉冲缝网压裂方法,其特征在于,步骤S4所述的所要压裂的岩层是采煤工作面防治冲击地压期间采煤工作面所采煤层上方坚硬岩层,在采煤工作面两顺槽顶板和帮壁上施工长钻孔并进行脉冲压裂,充分破碎顺槽支护结构外围岩,破碎围岩用于阻止工作面回采动压向本工作面顺槽传递,降低本工作面顺槽超前支护段的冲击危险性;在采煤工作面两顺槽顶板和帮壁上施工的所述长钻孔长度为40 m,其中20 m~40m范围定为压裂段。
9.根据权利要求1所述的岩层变频脉冲缝网压裂方法,其特征在于,步骤S4所述的所要压裂的岩层是双巷掘进期间巷道上方坚硬岩层,在双巷掘进的顺槽内,首先对煤柱上方老顶进行多孔同时脉冲压裂,在孔与孔附近围岩形成共振效应,孔与孔之间的岩层优先破碎,最终沿钻孔连线方向形成破碎带,阻止回采动压向相邻顺槽传递;然后处理工作面端头悬顶,加速采空区顶板回转下沉,避免形成悬顶,减少采空区应力向相邻顺槽传递;所述煤柱上方老顶钻孔的开孔位置在顺槽靠近煤柱侧帮壁0.2 m的顶板处,钻孔终孔位置为煤柱宽度1/3处的正上方老顶的上表面,钻孔间距控制在4 m~5 m。
10.根据权利要求1所述的岩层变频脉冲缝网压裂方法,其特征在于,步骤S4所述的所要压裂的岩层是采煤工作面回采末期大巷保护煤柱上方坚硬岩层,在采煤工作面回采末期,首先在工作面推进至停采线之前,通过在采区大巷内多孔同时脉冲压裂,在孔与孔附近围岩形成共振效应,孔与孔之间的岩层优先破碎,最终沿钻孔连线方向形成破碎带,阻断采动应力向盘区大巷的传播路径;然后,当工作面回采至停采线后,在工作面停采线处压裂煤层上方坚硬顶板,避免在停采线采空区侧形成悬臂梁结构,从而阻断采空区高应力向系统大巷传播,进一步减少采区大巷的变形破坏程度;切断动压的钻孔终孔位置在水平方向上要距离每一条大巷30 m以上,不超过停采线。
11.根据权利要求1所述的岩层变频脉冲缝网压裂方法,其特征在于,步骤S4所述的所要压裂的岩层是采用阶段自然崩落法回采的金属矿石,在采用阶段自然崩落法回采金属矿石的工程中,在削弱巷道内施工长钻孔并进行脉冲压裂,在矿石内部形成密集的裂缝网络,充分破碎矿石,使矿石能在后续的放矿过程中顺利冒落;钻孔间距控制在4-8 m范围内。
12.根据权利要求1所述的岩层变频脉冲缝网压裂方法,其特征在于,步骤S4所述的所要压裂的岩层是采用单层崩落法回采的金属矿石,在采用单层崩落法回采金属矿石的工程中,在工作面开切上山正下方阶段沿脉运输巷道内打设扇形钻孔并进行脉冲压裂,弱化回采面上方坚硬老顶,扇形终孔间距为5 m,并布满整个工作面上部顶板。
13.根据权利要求1所述的岩层变频脉冲缝网压裂方法,其特征在于,步骤S4所述的所要压裂的岩层是低渗性铀矿的含矿含水层,当含矿含水层的低渗性导致铀矿开采成本高且效率低时,在注液孔内进行脉冲压裂,在注液孔附近形成密集缝网,从而增加铀矿含矿含水层的渗透性,进而提高铀矿的开采效率;在进行压裂钻孔设计时,使压裂钻孔的孔间距等于封孔段到上下顶底板距离的2倍,从而使两钻孔裂缝贯通时,裂缝还未能扩展至顶底板;此外,还需要准确控制压裂时间,压裂时间通过现场试验来确定;在正式压裂施工前,在两压裂钻孔中间打设一个与压裂钻孔平行且等长的观测钻孔并布置湿度传感器,压裂观测钻孔两侧其中一个压裂钻孔观测并记录钻孔湿度随压裂时间的变化情况,从而推断裂缝扩展至观测钻孔的时间;此时间作为后续脉冲压裂时间。
14.一种岩层变频脉冲缝网压裂装备,用于如权利要求1所述的岩层变频脉冲缝网压裂方法,其特征在于,包括:
泵注方式和频率可变压裂泵,用于输出脉冲水压裂岩层,并为自动封隔器提供恒排量水进行封孔,所述泵注方式和频率可变压裂泵的动力端相连的电机为变频电机,泵注方式和频率可变压裂泵的液力端由三个柱塞组成,其中一个柱塞对应泵头处的排液通道和进液通道处各设置排液截止阀和进液截止阀,并且这个柱塞对应的工作腔设有与外界联通的通道,此通道处设置一个通水截止阀,通水截止阀通过通水胶管与水箱联通;
泵注方式和频率可变压裂泵输出的高压胶管由三通分为两路,一路用于向钻孔内输入脉冲水压裂岩层称为压裂胶管,一路为自动封隔器提供恒排量水进行封孔称为封孔胶管;
所述压裂胶管上沿水流方向依次设有压裂截止阀、压裂泄水阀、压力传感器和流量传感器;
所述封孔胶管上沿水流方向依次设有单向阀、压力表、封孔泄水阀;
水力致裂测控仪,与所述压力传感器和流量传感器信号连接,用于监测并记录压裂过程中脉冲水压力及流量;
自动封隔器,包括两个膨胀胶囊封孔器,两个膨胀胶囊封孔器通过外管带通道的第一双路注水钢管相连,膨胀胶囊封孔器内部为内管带通道的第二双路注水钢管,内管带通道的第二双路注水钢管外侧包裹着钢丝橡胶套,钢丝橡胶套一端固定在所述内管带通道的第二双路注水钢管一端,钢丝橡胶套另一端可在所述内管带通道的第二双路注水钢管上滑动,连接处高压密封;
机械送杆机,用于将所述自动封隔器送至钻孔压裂区,包括:
气缸;
托盘,套在气缸壁上,可在气缸壁上滑动;
支腿连接件,固定连接在所述气缸的缸壁顶端,支腿连接件上通过插销连接支腿,支腿可在支腿连接件侧面上绕插销转动;
连杆,一端与所述托盘连接,另一端穿过所述支腿连接件后与一连盘连接,所述连盘固定连接在所述气缸活塞杆末端;
第三双路注水钢管,一端与所述支腿连接件固定连接,另一端与所述自动封隔器上所述第二双路注水钢管连接。
15.根据权利要求14所述的岩层变频脉冲缝网压裂装备,其特征在于,
所述第三双路注水钢管通过限位夹与所述支腿连接件固定连接,第三双路注水钢管包括等长且同轴套接的外部脉冲钢管和内部高压钢管,所述外部脉冲钢管和内部高压钢管通过连接杆相连,所述外部脉冲钢管两侧分别带有内外螺纹,所述内部高压钢管两侧分别带有公母快插头;
所述外部脉冲钢管内螺纹里放置有密封圈,用以对两根第三双路注水钢管连接处高压密封;
所述外部脉冲钢管靠近内螺纹一侧带有限位环,用以配合所述限位夹对所述第三双路注水钢管固定;
双路转换接头,其外部与所述外部脉冲钢管一端端部螺纹连接,其内部与所述内部高压钢管一端端部快插连接。
16.根据权利要求14所述的岩层变频脉冲缝网压裂装备,其特征在于,
所述支腿为可伸缩支腿。
17.根据权利要求15~16中任一所述岩层变频脉冲缝网压裂装备的操作方法,其特征在于,包括以下步骤:
第一步:将机械送杆机安放在待压裂钻孔正下方,通过调节支腿来调整机械送杆机的角度,使其与钻孔在一条直线上;将自动封隔器的两个膨胀胶囊封孔器用外管带通道的第一双路注水钢管相连,并送入孔口位置;
首先,将第一根所述第三双路注水钢管一端安装在机械送杆机的支腿连接件上,另一端与所述自动封隔器上所述第二双路注水钢管下端相连,通过向机械送杆机气缸注入高压气体带动托盘在气缸外壁向上滑动,进而将自动封隔器和第一根所述第三双路注水钢管向上方举起一段距离S1后停止注气;通过限位夹将自动封隔器和第一根所述第三双路注水钢管固定在机械送杆机的支腿连接件上,防止自动封隔器和第一根所述第三双路注水钢管在自重作用下滑落;排出气缸气体,托盘在重力的作用下回到气缸底端,再取第二根所述第三双路注水钢管与限位夹处的第三双路注水钢管相连,再次向气缸内充气,当托盘与第二根所述第三双路注水钢管下端接触时打开限位夹,将第二根所述第三双路注水钢管、第一根所述第三双路注水钢管以及自动封隔器再次举高一距离S1,如此往复,直至将自动封隔器送至钻孔压裂区域;最后关上限位夹,使最后一根所述第三双路注水钢管固定在机械送杆机的支腿连接件上,排出气缸内气体,使托盘回到气缸底端,将双路转换接头与限位夹处的所述第三双路注水钢管端部相连;
第二步:依次安装泵注方式和频率可变压裂泵及配套水箱、水力致裂测控仪,并使其相互连接,将压裂胶管和封孔胶管末端通过双路转换接头与限位夹处的所述第三双路注水钢管相连;
第三步:关闭压裂截止阀,开启水力致裂测控仪,开启泵注方式和频率可变压裂泵的进液截止阀和排液截止阀,关闭泵注方式和频率可变压裂泵的通水截止阀,开启泵注方式和频率可变压裂泵,使其三个活塞都能正常工作,向自动封隔器内输入恒排量水进行封孔,待封孔胶管上的压力表的水压力升为35 MPa时关闭泵注方式和频率可变压裂泵,由于封孔胶管上设有单向阀,关闭泵注方式和频率可变压裂泵后自动封孔器中的水不会回流,封孔结束;
第四步:开启泵注方式和频率可变压裂泵的通水截止阀,关闭泵注方式和频率可变压裂泵的进液截止阀和排液截止阀,打开压裂截止阀,开启泵注方式和频率可变压裂泵,使其两个活塞正常工作,一个活塞空转,所述空转的活塞对应的工作腔的进液通道和排液通道被关闭,所述空转活塞对应的工作腔从而不能向压裂胶管内供液,所述空转活塞对应的工作腔通过通水胶管与水箱直接联通,保证了此活塞空转时的正常吸水和排水,从而保证了润滑,以此模式向钻孔中输入脉冲水。
CN202211261651.7A 2022-10-14 2022-10-14 岩层变频脉冲缝网压裂方法与装备 Active CN115749713B (zh)

Priority Applications (3)

Application Number Priority Date Filing Date Title
CN202211261651.7A CN115749713B (zh) 2022-10-14 2022-10-14 岩层变频脉冲缝网压裂方法与装备
AU2023251557A AU2023251557A1 (en) 2022-10-14 2023-03-01 Method for fracturing rock formation through fracture network based on variable-frequency pulse and device thereof
PCT/CN2023/078951 WO2024077842A1 (zh) 2022-10-14 2023-03-01 岩层变频脉冲缝网压裂方法与装备

Applications Claiming Priority (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
CN202211261651.7A CN115749713B (zh) 2022-10-14 2022-10-14 岩层变频脉冲缝网压裂方法与装备

Publications (2)

Publication Number Publication Date
CN115749713A CN115749713A (zh) 2023-03-07
CN115749713B true CN115749713B (zh) 2023-06-16

Family

ID=85351510

Family Applications (1)

Application Number Title Priority Date Filing Date
CN202211261651.7A Active CN115749713B (zh) 2022-10-14 2022-10-14 岩层变频脉冲缝网压裂方法与装备

Country Status (3)

Country Link
CN (1) CN115749713B (zh)
AU (1) AU2023251557A1 (zh)
WO (1) WO2024077842A1 (zh)

Families Citing this family (5)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
CN115749713B (zh) * 2022-10-14 2023-06-16 中国矿业大学 岩层变频脉冲缝网压裂方法与装备
CN116658143B (zh) * 2023-07-17 2023-10-27 延长油田股份有限公司七里村采油厂 一种裸眼井压裂裂缝定向开启工具及施工方法
CN116988792B (zh) * 2023-09-25 2023-12-15 太原理工大学 一种煤下硬水铝矿综合机械化开采工艺
CN117684937A (zh) * 2024-01-04 2024-03-12 中国矿业大学 一种气动力冲击流体起裂与分段压裂一体化装置及方法
CN117605413B (zh) * 2024-01-24 2024-04-26 中国石油大学(华东) 一种油井高能气体压裂增产增注设备及方法

Citations (4)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
US6123394A (en) * 1998-03-02 2000-09-26 Commonwealth Scientific And Industrial Research Organisation Hydraulic fracturing of ore bodies
RU2666845C1 (ru) * 2017-12-05 2018-09-12 Александр Владимирович Шипулин Способ осуществления импульсного гидроразрыва
CN109268004A (zh) * 2018-09-21 2019-01-25 北京科技大学 一种页岩气藏介质结构耦合及缝网形态判识方法
CN114293989A (zh) * 2021-11-23 2022-04-08 北京科技大学 一种近直立巨厚煤层分段水力压裂区域防冲方法

Family Cites Families (21)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
US7559373B2 (en) * 2005-06-02 2009-07-14 Sanjel Corporation Process for fracturing a subterranean formation
CA2517494C (en) * 2005-06-02 2010-03-09 Sanjel Corporation Well product recovery process
EP2547863A4 (en) * 2010-03-19 2017-07-05 Exxonmobil Upstream Research Company System and method for fracturing rock in tight reservoirs
RU2467171C1 (ru) * 2011-06-01 2012-11-20 Федеральное государственное бюджетное образовательное учреждение высшего профессионального образования "Новосибирский национальный исследовательский государственный университет" (Новосибирский государственный университет, НГУ) Способ диагностики опасных ситуаций при подземной добыче каменного угля и методика прогноза параметров зон трещиноватости, образованной гидроразрывом пласта
MX2017011271A (es) * 2015-03-04 2018-08-09 Stewart & Stevenson Llc Sistema de fracturacion de pozos con motores electricos y metodos de uso.
CN105156085B (zh) * 2015-09-11 2018-02-02 重庆大学 煤矿井下煤层树状钻孔复合压裂均匀增透的方法
CA2995595C (en) * 2015-09-23 2020-10-20 Halliburton Energy Services, Inc. Enhancing complex fracture geometry in subterranean formations, net pressure pulsing
CN105909226B (zh) * 2016-04-22 2018-07-10 中国石油天然气股份有限公司 一种通过循环应力压裂提高缝网复杂程度的方法
GB2566619A (en) * 2016-05-20 2019-03-20 Gas Technology Inst Hydraulic fracturing system and method
CN106761740B (zh) * 2016-11-11 2019-02-22 中国矿业大学 一种坚硬煤层顶板耦合致裂方法
CN107476807A (zh) * 2017-10-10 2017-12-15 中国平煤神马能源化工集团有限责任公司 一种煤层坚硬顶板致裂弱化方法
CN108678747B (zh) * 2018-04-28 2019-08-30 中国矿业大学 一种脉冲水力致裂控制顶煤冒放性的方法及设备
CN108894787B (zh) * 2018-05-31 2019-08-27 中国矿业大学 上覆采空区遗留矿柱应力集中的压裂解除方法
CN108829993B (zh) * 2018-06-23 2019-07-02 东北石油大学 煤层脉动水力压裂振幅和频率设计方法
CN109083624A (zh) * 2018-07-04 2018-12-25 华中科技大学 一种复合脉冲激波和水力压裂的储层物性改造方法及装置
CN112253073A (zh) * 2020-11-20 2021-01-22 重庆地质矿产研究院 一种深部低渗储层阶跃式脉冲循环暂堵复杂缝网压裂方法
CN113006796B (zh) * 2021-04-14 2021-11-23 中国矿业大学 煤与接触共生油页岩压裂共采方法
CN113530516B (zh) * 2021-07-16 2022-09-02 中国矿业大学 一种脉动co2泡沫压裂及评价模拟一体化试验装置及方法
CN114922599B (zh) * 2022-04-19 2023-03-24 中国矿业大学 一种实现岩层高效水力压裂的脉冲频率控制方法
CN115110938B (zh) * 2022-07-15 2023-07-14 中国矿业大学 基于最优频率控制的脉冲水力压裂方法
CN115749713B (zh) * 2022-10-14 2023-06-16 中国矿业大学 岩层变频脉冲缝网压裂方法与装备

Patent Citations (4)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
US6123394A (en) * 1998-03-02 2000-09-26 Commonwealth Scientific And Industrial Research Organisation Hydraulic fracturing of ore bodies
RU2666845C1 (ru) * 2017-12-05 2018-09-12 Александр Владимирович Шипулин Способ осуществления импульсного гидроразрыва
CN109268004A (zh) * 2018-09-21 2019-01-25 北京科技大学 一种页岩气藏介质结构耦合及缝网形态判识方法
CN114293989A (zh) * 2021-11-23 2022-04-08 北京科技大学 一种近直立巨厚煤层分段水力压裂区域防冲方法

Non-Patent Citations (1)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Title
寺河矿煤层脉动注水降尘技术研究;林传兵;;中国矿业(第01期);第171-175页 *

Also Published As

Publication number Publication date
WO2024077842A1 (zh) 2024-04-18
CN115749713A (zh) 2023-03-07
AU2023251557A1 (en) 2024-05-02

Similar Documents

Publication Publication Date Title
CN115749713B (zh) 岩层变频脉冲缝网压裂方法与装备
WO2019227852A1 (zh) 上覆采空区遗留矿柱应力集中的压裂解除方法
Huang et al. Cavability control by hydraulic fracturing for top coal caving in hard thick coal seams
CN109209472B (zh) 一种冲孔、爆破、注水相互耦合的煤层卸压防突方法
US20180080320A1 (en) Method for over-pit and under-pit cooperative control of roofs of far and near fields of an extra-large stoping space
CN106194244B (zh) 低透气煤层液相co2相变致裂增透网格式瓦斯抽采方法
CN109779633A (zh) 煤矿坚硬顶板液压式定向致裂弱化方法
CN107120137B (zh) 一种煤巷掘进沿煤层底板深孔预裂爆破抽采方法
CN108678747A (zh) 一种脉冲水力致裂控制顶煤冒放性的方法及设备
CN101440704B (zh) 可地浸矿层连续高能气体压裂增渗方法及专用高能气体发生器
CN107304676A (zh) 一种遗留煤柱下冲击地压的防治方法
CN103939077A (zh) 一种高应力低孔隙率煤层射孔压裂增透方法
CN102518436A (zh) 煤矿巷道掘进时构造型冲击地压防治方法
CN110966002B (zh) 一种基于密集钻孔的切顶卸压方法
CN112647945A (zh) 一种用于保护层开采坚硬顶板切顶方法
CN110067592A (zh) 基于坚硬顶板地面压裂的顶板瓦斯协同控制方法
CN110145305A (zh) 一种水力切顶留巷防治巷道冲击地压的方法
CN112983418A (zh) 一种煤矿井下采煤工作面回撤通道水力压裂卸压的方法
CN112922598A (zh) 一种通过切顶卸压减小沿空掘巷顶板压力的方法
AU2021447461A1 (en) Extra-thick coal seam upper layer old goaf roof reconstruction method and construction method
CN205297636U (zh) 钻孔内煤层的增透抽采系统
CN110985123A (zh) 一种高压水力预裂解危冲击矿压顺槽巷道钻孔布置方法
CN111894602A (zh) 一种硬岩巷道掘进方法
CN114856684B (zh) 长壁开采端头悬顶及采空区瓦斯抽采的压裂协同控制方法
CN106285777B (zh) 大水矿山矿房超前放水的方法

Legal Events

Date Code Title Description
PB01 Publication
PB01 Publication
SE01 Entry into force of request for substantive examination
SE01 Entry into force of request for substantive examination
GR01 Patent grant
GR01 Patent grant