煤矿水力压裂总结报告

松藻煤电公司打通一煤矿
松软突出煤层高压水力压裂试验
总结报告
松藻煤电公司打通一煤矿
二零一一年九月
目录
摘要 (2)
1 前言 (5)
2 试验地点概况 (6)
2.1 工作面布置 (6)
2.2 试验地点的煤层瓦斯赋存情况 (6)
3 压裂设备选型及运输安装 (7)
3.1 压裂设备选择 (7)
3.2 设备运输及安装 (8)
4 钻孔设计及施工 (9)
4.1 压裂孔设计及施工 (9)
4.2 检验孔设计及施工 (13)
5 压裂实施 (14)
5.1 HTB500型泵压裂试验 (14)
5.2 BZW200/56型泵压裂试验 (16)
6 压裂效果考察 (17)
6.1 压裂围考察 (17)
6.2 抽采效果考察 (23)
7 结论 (30)
摘要
打通一矿为煤与瓦斯突出矿井，煤层透气性系数低，煤质松软，煤层瓦斯含量大，穿层钻孔施工过程中垮孔严重，瓦斯预抽非常困难，严重威胁矿井采掘安全。

随着矿井向深部延深，瓦斯威胁日益加剧，因此矿积极推进“水治瓦斯”科技攻关，强化瓦斯抽采。

矿井在成熟应用水力割缝技术基础上，开展了高压水力压裂技术试验研究。

本次水力压裂试验分两个阶段进行，累计压裂4个孔，压裂试验达到预期节点目标。

试验第一阶段采用航天动力集团生产的HTB500型泵压裂2个孔（压1#孔，压2#孔）；试验第二阶段采用六合煤机公司生产的BZW200/56型泵压裂2个孔（压3#孔，压4#孔）。

压1#孔设计压裂M7煤层，累计注水量310.39m3，主泵压力17～41.7MPa，流量0.6～13.7m3/h之间，压裂过称中多次出现压力下降-流量上升过程，为检验压裂效果，在压裂孔倾向、走向方向累计施工检验孔14个，经取样检测得出：压1#孔沿煤层倾向最大压裂影响围是50m，沿走向最大影响围是70m。

对压裂影响围的检验孔与常规钻孔抽放效果进行对比，结果表明：压裂后，钻孔瓦斯自然排放及抽采浓度、纯量均有大幅提高。

自然排放条件下，压裂影响围检验孔排放浓度为78～95%，平均单孔瓦斯排放纯量提高2.5倍；在接抽条件下，压裂影响围钻孔抽采浓度提高40%左右，平均单孔瓦斯抽采纯量提高1.9倍。

压2#孔设计压裂M7～M12煤层，累计注水量390.13m3，主泵压力
17～24.4MPa，流量在18～29.4m3/h之间。

压2#孔试验表明：同时压裂M7～M12时，只要中间有一层相对容易压裂的煤岩层，其他煤岩层无法压裂。

压3#孔设计压裂M7煤层，累计注水量102.6m3，泵压18.1～34.1MPa，累计施工检验孔9个，通过压风取样检测煤层水分知该压裂孔沿煤层倾向最大影响围是上方30m，下方20m，沿走向最大影响围是30m。

该孔压裂围较小主要因为在其下方5~10m处有一闭合裂隙，对高压水有一定的卸压作用导致压裂影响围较小；对压3#孔自然排放及抽采效果考察结果表明：前3天，压3#孔自然排放浓度为94～95%，瓦斯排放纯量为0.006378～0.010236m3/min；接抽27天，考察结果为：抽采浓度在15～94%之间，抽采纯量为0.004731～0.012511 m3/min，平均为常规抽采钻孔的5倍以上；后期考察由于压裂孔持续出水，对接抽考察结果有较大影响，所以恢复自然排放考察，累计考察7天，自然排放浓度94%，瓦斯排放量大，单孔纯量为0.022748～0.031757m3/min，为常规钻孔抽采纯量的10～15倍。

从该孔累计抽放35天的考察结果看，采用水力压裂措施后，压裂孔瓦斯抽放量未出现衰减，随着煤层中水的排出，瓦斯抽放量在一定时间有增大现象。

压4#孔设计压裂M8煤层，最终累计注水量121m3，泵压15～25MPa，累计施工检验孔10个，通过压风取样检测煤层水分可知：该压裂孔沿煤层倾向最大影响围是下方56.5m，沿走向最大影响围是40m。

从压裂过程考察看，M8煤层注入流量（6～8m3/h）远大于M7煤层（3～4m3/h）。

压裂后，压4#孔由于放水卸压过程中堵塞无法考察，对压4#
检验孔的考察结果表明：M8煤层压裂围的检验孔抽放效果好于M7煤层，平均单孔抽放纯量较常规穿层钻孔提高2～10倍。

1 前言
松软低透气性煤层由于承受上部覆岩的重量，煤层原生裂隙受压缩处于闭合或半闭合状态，导致煤层原始透气性较小。

井下煤层水力压裂技术采用高压泵将高压水通过钻孔注入到煤层，当液体压入速度远远超过煤层的自然吸水能力时，由于流动阻力的增加，进入煤体的水压力就逐渐上升，当超过煤层上方的岩层压力时，煤层原生裂隙被压开并向更远处扩展，形成新的流通网络，煤层透气性大大增加，高压水排出后，压开的裂隙就为煤层瓦斯的流动创造了良好的条件，达到提高煤层抽采效率的目的。

打通一煤矿为煤与瓦斯突出矿井，煤质松软，煤层瓦斯含量大，透气性系数低，穿层钻孔施工过程中垮孔严重，瓦斯预抽非常困难，严重威胁矿井采掘安全。

随着矿井向深部延深，瓦斯威胁日益加剧，为高效增透抽采瓦斯，打通一矿强化水力压裂技术攻关，先后采用航天动力泵业生产的HTB500型高压泥浆泵以及六合煤机公司生产的BZW200/56型高压泵进行了水力压裂试验，并对试验效果及该技术的适用性进行考察，试验过程过不断优化高压水力压裂技术工艺，提高压裂效果、降低压裂成本，为水力压裂技术在全矿的顺利推广应用提供了有力保障。

打通一矿根据公司水治瓦斯计划要求，顺利完成节点计划任务，公司计划任务及完成情况见下表1：
表1 松藻煤电公司打通一矿水力压裂计划表
2 试验地点概况
2.1 工作面布置
打通一矿现为上保护层的开采方式，主采煤层为M7、 M8煤层。

M7煤层作为保护层首先开采，为解决开采M7保护层时的大量瓦斯涌入和对主采M8煤层的瓦斯治理，必须对主采M7、M8煤层进行煤层瓦斯预抽，为提高预抽效果，分别对主采M7、M8煤层进行高压水力压裂增透。

试验地点选择在W10#瓦斯巷，上方对应为W2706工作面运输巷。

2.2 试验地点的煤层、瓦斯情况
打通一矿可采煤层有M7～M8共2层，各煤层厚度见打通一矿煤层柱状图1。

高压水力压裂试验地点煤层埋深约为500~590m。

该处煤层瓦斯含量及水分已在压裂试验前取样测定、煤层压力已通过施工测压孔测定，瓦斯参数测定结果见表2。

表2 试验地点原始煤层瓦斯参数
试验地点W10#瓦斯巷目前风量1300m3/min，瓦斯浓度0.05%。

3 压裂设备选型及运输安装
3.1 压裂设备选择
根据打通一矿煤层赋存条件，本次高压水力压裂试验使用的高压
泵为航天动力公司生产的HTB500型压裂泵，以及六合煤机公司生产的BZW200/56高压泵。

各个泵的性能参数见下表3。

表3 压裂泵主要性能参数
3.2设备运输及安装
整套设备的安放及管路布置需要考虑整套设备能够顺利到达安装地点，要明确制定设备的下井路线。

（一）HTB500型压裂泵运输及安装
考虑到本压裂泵组体积较大，整套设备的安放及管路布置需要考虑整套设备能够顺利到达安放地点，设备的下井路线为：金鸡岩副斜井→+350主石门→W区主石门→W区轨道下山→280主石门→W区280皮带运输巷→W10#瓦斯巷进入试验地点。

图2为水力压裂设备安设地点示意图。

（二）BZW200/56型压裂泵运输及安装
本次高压水力压裂试验使用的高压泵为六合泵业公司生产的BZW200/56型压裂泵，压裂泵最大工作压力56MPa，考虑到本压裂泵组与航天动力泵业公司的高压泵相比体积较小，因此，设备运输从罐笼下井，经竖井→W区主石门→W区轨道下山→280主石门→W区210材料下山→W区210石门→W区210大巷进入试验地点。

图2为水力压裂设备到达压裂地点后的布置示意图。

高压泵安设在W10#瓦斯巷+210处新鲜风流中，控制台布置在210中部大巷至W10#瓦斯巷绕道，见图2；水表安装在高压泵的进水侧，将井下供水管连接至高压注水泵的水箱进水口；常压水通过高压泵加压后，采用高压胶管与压裂管连接，将高压水流输送至钻孔。

图2水力压裂设备布置示意图
4 钻孔设计及施工
4.1 压裂孔设计及施工
（一）压裂孔位置
本次压裂试验分两阶段进行。

第一阶段采用航天动力HTB500型高压泥浆泵，共设计压裂孔2个（压1#、压2#），位于W10#瓦斯巷上平巷，其中压1#孔设计压裂M7煤层，压2#孔设计压裂M7～M12煤层；试验第二阶段采用六合煤机公司生产BZW200/56型高压泵，共设计压
裂孔2个（压3#、压4#），位于W10#瓦斯巷210下方，见图3，其中压3#孔设计压裂M7煤层，压4#设计压裂M8煤层。

图3 压裂钻孔位置图
（二）压裂孔设计及施工
压裂孔施工采用ZY-150型钻机，压裂孔施工参数见表4。

表4 W10#瓦斯巷压裂孔施工参数
压裂孔号施工
日期
倾角方位角钻孔
直径
扩孔
直径
孔深排粉
工艺
终孔位置
压1# 5.14中
班
90°- Φ75mmΦ94mm57.15m 水排M7顶板1.5m
压2# 5.16中
班
90°- Φ75mmΦ94mm48m 水排M7顶板1.5m
压3# 6.13中
班
90°- Φ75mmΦ94mm55.6m 水排M7顶板1.5m 压4# 6.0夜班90°- Φ75mmΦ94mm51m 水排M8顶板1.5m （三）压裂孔封孔工艺
压裂试验第一阶段，孔压裂管采用规格为：孔口前10米采用壁厚13mm，DN25mm无缝钢管，孔采用壁厚8mm，DN25mm无缝钢管，每
段长2m，其中煤孔段压裂管做成筛管，见图4。

图4 压裂管顶端筛管段结构图
压裂试验第二阶段通过总结第一阶段经验，孔口段10m仍采用壁厚13mm，DN25mm无缝钢管，孔剩余段采用壁厚4mm，DN25mm普通焊管，顶端结构与第一阶段的相同，压裂管道达到使用要求。

改进后，由于孔压裂管总重大大降低，压裂管输送时间由原来的2~3h缩短到1h以，压裂管成本比原来降低70%，降低了成本、劳动强度的同时，消除了压裂管由于自重过大导致滑落伤人的安全隐患。

压裂孔封孔工艺图见图6，压裂钻孔采用Φ75mm钻头施工完成后，用Φ94mm直径的钻头扩孔至压裂煤层底板，确保DN20mm注浆管能正常送入孔至M7煤层底板；孔压裂管为DN25 mm，壁厚8.0 mm的无缝钢管，每根长2m，采用螺纹连接；压裂管前端为2根筛管，筛管靠近“马尾巴”50-100cm用纱布包裹，防止砂浆回流堵塞压裂管；压裂管每根长2 m，采用钻机送入，直接送入压裂钻孔孔底；封孔注浆管采用DN20mm钢管，每根钢管长2m，两头套丝，采用管箍连接，送入孔压裂煤层底板下0.6米；注浆管口与截止阀连接，截止阀与注浆泵注浆管连接；注浆时开启球阀，注浆结束后及时关闭截止阀；在第3根压裂管上捆绑棉纱，其形状如“马尾巴”，其方法是将棉纱一端绑在压裂管上，当压裂管筛管送至孔底时停止送管，向孔外方向拉动压裂管，棉纱收缩，起到封堵水泥砂浆及过滤水的作用；棉纱长度
不小于0.4m，数量以与孔壁较紧密接触为准，为与压裂管绑捆，可在压裂管上焊接小齿。

压裂钻孔孔口采用马丽散加棉纱封堵，长度不低于1.5m，同时在孔口打入木塞；压裂钻孔采用水泥砂浆机械封孔，水泥与白水泥混合比例为3：1，注浆至压裂煤层底板位置。

图5 压裂孔封孔工艺
最终，各个压裂孔封孔施工见表5。

表5 压裂孔封孔参数表
4.2 检验孔设计及施工
（一）试验第一阶段检验孔设计
试验第一阶段共设计检验孔12个，检验孔终孔位置图见图6，其中，煤层走向方向东西两侧各设计8个检验孔，垂直巷道顶板施工，煤层走向方向原则上施工一侧的检验孔，按照一个钻场施工。

实际检验孔施工数量采用动态施工方法根据实际情况增至14个。

图6 一阶段检验孔终孔设计位置
（二）试验第二阶段检验孔设计
检验孔施工原则上是在煤层走向围只打钻孔一侧的检验孔，倾向方向上打上下两侧的检验孔，实际检验孔数量根据现场检验效果动态
增减，检验孔设计见图7。

检验孔瓦斯含量以及水分均压风取样测定。

压3#孔、压4#孔动态施工法根据实际情况实际分别施工10个、9个检验孔。

5月13日～5月18日施工压1#、压2#并成功封孔，其中压1#孔终孔于M7煤层顶板1.5m，封孔至M7煤层底板，采用水泥砂浆封孔，封孔压2#孔终孔于M8煤层顶板1.5m，封孔至M12煤层底板。

于5月19日~5月28日采用HTB500型泵实施压裂。

压1#孔在M7煤层累计注水310.39m3，泵压26.7～41.6MPa，流量0.6～13.7m3/h，压力-流量变化见图8。

图8 流量、压力—时间关系曲线
图8为压1#孔压裂过程中流量、压力-时间关系曲线，已消除开关泵过程压力流量变化对曲线的影响，通过分析曲线可初步得出以下结论：
①高渗透性硬煤层在压裂过程中，压力达到煤层起裂压力后煤层压开，压力急速下降，流量大幅上升，最终压力流量稳定。

与高渗透性硬煤层水力压裂不同，打通一矿松软突出煤层在进行水力压裂时呈现特有的规律性：
②在高压水压裂过程中，经过反复多次压力下降过程（图中较为明显的有7处）；
③多次压力下降过程中，均对应出现明显的流量上升，推断为多次小围压开后，注水量增加；
④最终压力、流量相对稳定变化，压裂过称终止；
从压2#孔压裂过程数据看，整个压裂过程中泵压17～24.4MPa，流量18.1～29.5m3/h，累计注水量390.13m3。

从压力流量关系推断：
该孔由于压裂围较大（M7～M12），中间出现渗透率较大的煤岩层，造成流量较大，压力降低。

5.2 BZW200/56型泵压裂试验
6月13日～6月25日施工压3#、压4#孔并成功实施封孔。

压3#孔、压4#孔分别终孔于M7、M8煤层顶板1.5m。

6月23日～6月27日对压3#孔实施压裂，压3#孔累计注水量102.6m3，泵压18.1～34.1MPa；于6月28日早班开始压裂压4#孔，最终累计注水量121m3，泵压15～25MPa。

本次压裂过程中，排除开关泵过程对泵压变化的影响，持续压裂过程中，泵压未出现明显下降；并且由于高压泵本身自带的流量监测系统已坏（读数恒定变化，读数远大于实际值），因此，不能形成流量变化曲线，难以通过流量的变化判断是否压开。

通过实施这次压裂可得到以下结论：
①从目前对压3#、压4#孔压裂情况看，采用六合BZW200/56型泵压裂，在M8煤层中的注水流量（6~8m3/h）要明显大于M7煤层（3~4m3/h），但注水压力明显小于M8（15~25MPa）。

②压3#孔初步检验可知有效压裂围较小，主要与压3#孔下方5m 围出现一贯通裂隙有关，该裂隙对压裂孔的有一定的泄压作用，使压裂孔水沿裂隙渗出，难以在煤层中形成有效裂隙扩展。

另外，在压裂过程中，W10#瓦斯巷210绕道处（泵安装位置）由于水压裂及渗水浸泡，该处巷道发生片帮和冒落（该处进场已严格找顶），因此，后续压裂过程中要严格避开绕道等巷道应力集中位置以及裂隙、岩溶、断
层等构造带。

6 压裂效果考察
6.1 压裂围考察
（一）压裂试验第一阶段煤层含水量及瓦斯含量变化
压1#累计施工效果检验孔14个，其中沿煤层倾向9个，沿煤层走向有5个。

由于压2#孔压裂的煤岩层含水量较大，采用压风排粉打钻取样无法施工。

压1#沿M7煤层倾向、走向检验孔压裂后含水量变化分别见图9、图10：
图9 沿M7煤层倾向含水量变化（东西向）
压裂前后含水量变化曲线（负距离为压1#孔倾向下方检验孔）表明：
①压裂后压1#孔倾向上方40、下方50m围含水量均有较大幅度升高，表明倾向最大压裂影响围为50m；
②图10为沿M7煤层走向含水量变化，根据该方向水分含量测定结果可得：M7煤层走向压裂影响围是70m。

图10 沿M7煤层走向含水量变化（南侧）
③压裂后压1#孔倾向下方水分含量略高于下方水分含量。

M7煤层原始水分含量为1.15%，综合考虑压裂孔倾向、走向的检验孔出水情况及水分含量测定结果，可判断压1#孔压裂影响围见图11：
. .
.. .. 图11压1#孔压裂影响围示意图
高压水压入煤层引起局部煤层瓦斯运移，导致压裂局部瓦斯重新分布。

通过施工检验孔进行取样检测瓦斯含量，考察压裂围煤层瓦斯含量分布，由于压裂完成后孔卸压一定时间煤层瓦斯又会沿反方向分布，因此考察的重点是前期施工的压1孔上方检3-4，检2-4，检1-4，补检1共4个检验孔，该4个孔分别在完成压裂后3～7d施工，瓦斯含量数据较能反映水力压裂对煤层瓦斯分布影响，表6、图12为以上4个检验孔M7煤层瓦斯含量变化。

表6 压裂孔E向检验孔M7煤层瓦斯含量变化
由以上曲线可以看出，压裂导致煤层游离瓦斯重新分布，有以下分布规律：
①靠近压裂孔区域由于高压水在煤层中的驱替作用，煤层游离瓦斯向压裂延伸方向运移，越靠近压裂孔，瓦斯含量越低；
②在压裂影响围线附近区域（压1#孔在该方向压裂影响围是40m ），瓦斯含量一度超过原始煤层瓦斯含量，形成压裂富集区，见图13，主要与瓦斯在压裂作用下煤层瓦斯运移富集有关；
③在压裂延伸方向瓦斯含量变化幅度并不大（压1#孔为15.29～19.67 m 3/t ），主要是因为煤层部分瓦斯以吸附瓦斯为主，游离瓦斯只占很小一部分，压裂对煤层瓦斯的驱替只对游离瓦斯起作用；
图 13 压1#孔压裂瓦斯富集区域
走向Ｎ
倾向下方Ｗ
倾向下方Ｅ
压1#孔压裂瓦斯富集区域示意图
（二）压裂试验第二阶段煤层含水量及瓦斯含量变化
压3#共计施工检验孔9个，其中沿煤层倾向7个，沿煤层走向有2个，压4#共计施工检验孔10个，其中沿煤层倾向7个，沿煤层走向有3个。

压3#孔检验孔水分及瓦斯含量测定结果见下表7。

表7 压3#孔检验孔取样测定情况
根据检验孔水分取样检验结果可推断压3#孔压裂影响围如下图14。

压3#孔压裂影响范围示意图
图14 压3#孔压裂影响围
压4#孔检验孔水分及瓦斯含量测定结果见下表8。

表8 压4#孔检验孔取样测定情况
根据检验孔水分取样检验结果可推断4#孔压裂影响围如下图15。

压4#孔压裂影响范围示意图
图15 压4#孔压裂影响围
6.2 自然排放及抽采效果考察
压1#孔及其14个检验孔于7月6日接表，于7月25日进行接抽考察，目前已获得考察数据。

压3#孔、压4#孔、18个检验孔及3个对比孔于7月26日接表，经自然排放4天后于7月30日进行接抽，目前已获得部分接抽数据。

（一）压1#孔检验孔自然排放情况
压1#压裂孔及检验孔于7月5日开始装煤气表自然排放同时进行读数并利用高浓度瓦检仪测定瓦斯浓度，其中，压1孔由于在孔卸压排水过程中导致钻孔堵孔，无法获得试验数据。

由检验孔补2、补3、补4、2-2、2-1自然排放及抽采数据可知该5孔发生塌孔，不列入对比考察围。

根据自然排放浓度以及瓦斯排放混合量，计算各孔瓦斯自然排放纯量，见下表9。

表9 各孔瓦斯自然排放纯量
根据压1#孔压裂影响围考察结果，以上重点考察9个孔中，补1、1-4、1-2、3-1、4-1、2-3为压裂影响围的孔，2-4、3-2、3-4为压
裂围外（或压裂线上）的孔。

两组孔位置见图16。

将该两组孔的平均单孔排放纯量进行对比考察。

图16 对比钻孔位置示意图
图17 平均单孔瓦斯自然排放纯量对比曲线
图17为自然排放条件下，压裂围钻孔与常规钻孔进行效果对比。

压裂围单孔平均瓦斯排放纯量较常规钻孔提高约2.5倍。

（二）压1#孔检验孔接抽效果考察
压1#压裂孔及其检验孔于7月24日完成接抽，接抽后各孔瓦斯抽采浓度见表10，其中，压1#孔因垮孔无接抽数据。

对比分析过程
中同样将常规钻孔作为对比孔进行分析。

表10 各孔瓦斯抽采浓度
压裂围检验孔较常规钻孔平均单孔浓度提高40%左右。

根据抽采浓度以及瓦斯抽采混合量，计算各孔瓦斯抽采纯量，其中7月25日-7月29日负压5.33KPa，7月29日负压调为13.3KPa，瓦斯抽采纯量计算值见下表11。

表11 瓦斯抽采纯量对比
图18为抽采条件下，压裂围钻孔与未受压裂影响的钻孔进行效果对比。

压裂围钻孔单孔平均抽采纯量平均提高1.9倍。

图18 平均单孔抽采纯量对比
（三）压3#孔及检验孔自然排放及接抽效果考察
压3#孔于7月26日安装瓦斯表进行自然排放4天后接抽，考察数据见下表12、图19；检验孔以及对比孔于7月31日安装瓦斯表，8月1日开始接抽。

表12 压3#孔自然排放及抽采效果考察记录表
测定时间时刻
浓度
（%）
表读数（m3）
累计天数
（d）
单次混合量
（m3）
纯量
（m3/min）
备注
7．27早- 95 13.75 1 13.75 0.009071 自然排放7．28早- 94 23.52 2 9.77 0.006378 自然排放7．29早- 94 39.2 3 15.68 0.010236 自然排放7．30早- 94 49.3 4 10.10 0.006593 负压13KPa 8．1早- 83 92.71 6 43.41 0.012511 负压14KPa 8．3早- 83 131.26 8 38.55 0.011110 负压13.3KPa 8．4早11:17 - 167.73 9 36.47 - 负压13.3KPa 8．4夜22:15 37 179.67 - 11.94 0.006714 负压13.3KPa 8．8早8:35 41 236.79 13 57.12 0.004731 负压13.3KPa 8．9早10:32 - 13617.3（初始）14 - - 表坏换表8．10早10:57 41 13645.8 15 28.50 0.007976 负压13.3KPa 8．12中17.01 35 13715.55 17 69.71 0.007402 21.28KPa 8．15早10:55 30 13791.28（坏）20 75.73 0.005746 21.28KPa 8．17早10.28 27 表坏22 - - 21.28KPa 8．19早- 15 表坏- - - 21.28KPa 8．22早11:07 18 换表：读数57.1 - - - 21.28KPa 8．24早10:10 27 表坏29 45.09 0.009455 21.28KPa
8．28早
11:02
～11:52 94 255.06～256.27 33 1.21 0.022748
自然排放
8．29早11:20 94 298.54 34 42.27 0.028220 自然排放9．2中16:00 94 499.89 38 201.35 0.031757 自然排放
图19 压3#孔自然排放及抽采纯量变化曲线
对压3#孔自然排放及抽采效果考察结果表明：前3天，压3#孔自然排放浓度为94～95%，瓦斯排放纯量为0.006378～0.010236m3/min；接抽27天，考察结果为：抽采浓度在15～94%之间，抽采纯量为0.004731～0.012511 m3/min，平均为常规抽采钻孔的5倍以上；后期考察由于压裂孔持续出水，对接抽考察结果有较大影响，所以恢复自然排放考察，累计考察7天，自然排放浓度94%，瓦斯排放量大，单孔纯量为0.022748～0.031757m3/min，为常规钻孔抽采纯量的10～15倍。

从该孔累计抽放35天的考察结果看，采用水力压裂措施后，压裂孔瓦斯抽放量未出现衰减，随着煤层中水的排出，瓦斯抽放量在一定时间有增大现象。

对压3#孔检验孔的抽放考察结果见表13（部分瓦斯表由于出水量大，损坏），图20。

表13 压3#检验孔瓦斯抽采纯量考察记录表
考察日期累计
天数
单孔瓦斯纯量m3/min
3-1 3-2 补4 3-4 3-5 3-7 3-8
8/1早 2 0.001783 0.007231 0.011696 0.000902 0.001295 0.001326 0.001124 8/3早 4 0.003507 0.012877 0.013346 0.001210 0.001447 0.003664 0.001065
8/4夜 5 - 0.006341 0.007519 0.000899 0.001131 0.011323 0.002536 8/8早10 0.000558 0.003251 0.006849 0.000512 0.000574 0.001443 0.004327 8/10早12 0.000459 0.003146 0.004375 0.000925 0.001584 - 0.000486 8/12中14 0.000184 0.000957 0.002037 0.000258 0.000273 - 0.001635 8/15早17 0.000000 0.000237 0.006173 0.000391 0.000156 - 0.007509 8/17早19 0.000000 0.000165 0.002884 0.000116 - - 0.003306 8/19早21 0.000000 0.000253 0.002021 0.000339 - - 0.000468 8/22早24 0.000000 0.000128 0.001880 0.001244 - - 0.001311 8/24早26 - 0.001104 0.013422 0.000243 - - 0.0007092 8/29早31 - - - - - - -
9/2中35 - - - - - - 0.000936 图20 压3#检验孔单孔瓦斯抽采纯量曲线
上述图表中，检验孔3-1，3-2，3-5，3-8均在压裂影响围外，补4，3-4，3-7均为压裂影响围部的检验孔，平均单孔瓦斯抽采纯量要高于常规钻孔，说明，压裂后，压裂影响围煤层透气性有了较大提高。

（四）压4#孔及检验孔抽放效果考察
压4#孔及部分检验孔已于7月31日安装瓦斯表，8月1日接抽，抽采数据见表14，图21。

表14 压4#检验孔瓦斯抽采纯量考察记录表
测量 日期 抽采天数 单孔抽采纯量（m 3
/min ）
备注
4-4
4-5
4-6 4-7
4-8
4-9
8.1早 3 0.011115 0.001592 -
0.030749 0.016222 0.007810
14KPa
8.3早 5 0.013797 0.000194 0.013113 0.014507 0.011994 0.015118 8.4夜 -
0.009764 0.006752 0.012251 0.019646 0.012894 0.004141
13.3KPa
8.8早 10 0.007243 0.004189 0.004483 0.013491 0.003972 0.004276 8.10早 12 0.007639 0.004331 0.003101 0.014342 0.001670 0.003797 8/12中 14 0.003596 - - 0.007083
- 0.002771 8/15早 17 0.004679 - - - - 0.004146 8/17早 19 0.002704 - - - - 0.000538
8/19早 21 0.001361 - - - - 0.000360 21.28KPa 8/22早 24 0.000651 - - - - 0.002173 21.28KPa 8/24早 26 0.000975 - - - - 0.005047 21.28KPa
8/29早 31
-
- - - - -
21.28KPa
9/2中
35 0.006865
-
-
-
-
0.004154 21.28KPa
图21 压4#检验孔单孔瓦斯抽采纯量曲线
压裂后，压4#孔由于放水卸压过程中堵塞无法考察，对压4#检验孔的考察结果表明：M 8煤层压裂围的检验孔抽放效果好于M 7煤层，平均单孔抽放纯量较常规穿层钻孔提高2～10倍。

7 结论与建议
结论：①打通一矿W10#瓦斯巷采用HTB500型泵进行压裂试验，最大压裂影响围可达70m（压1#孔）。

压裂过程中经过反复多次压力下降过程，每次压力下降过程均对应出现明显的流量上升，推断为多次小围压开后，由注水量增加导致；压裂最后压力、流量相对稳定变化，压裂过称终止；对压裂影响围的检验孔与未受压裂影响的孔对比结果表明：压裂后，钻孔瓦斯抽采浓度及纯量均有较大幅提高。

自然排放条件下，压裂影响围检验孔排放浓度为78～95%，自然排放纯量提高约2.5倍；在接抽条件下，压裂影响围检验孔抽采浓度提高40%左右，瓦斯抽采纯量提高约1.9倍。

②压2#孔试验表明：同时对M7～M12进行压裂方案不可行。

孔压裂段长度过大，地质结构复杂，导致孔流量过大，泵压难以上升，达不到煤层起裂压力；
③压3#孔、压4#孔的压裂试验表明：采用六合BZW200/56型泵压裂，在M8煤层中的注水流量（6~8m3/h）要明显大于M7煤层（3~4m3/h），但注水压力相应较小（15~25MPa），要压开M8煤层对高压泵的流量要求较大；
对压3#孔自然排放及抽采效果考察结果表明：前3天，压3#孔自然排放浓度为94～95%，瓦斯排放纯量为0.006378～0.010236m3/min；接抽27天，考察结果为：抽采浓度在15～94%之间，抽采纯量为0.004731～0.012511 m3/min，平均为常规抽采钻孔的5倍以上；后期考察由于压裂孔持续出水，对接抽考察结果有较大影响，所以恢复。