煤层气水平井（精选7篇）
煤层气水平井 篇1
在当今资源匮乏的情况下, 煤层气的勘探与开发受到了越来越多的重视。研究区块地质条件复杂, 储层物性较差, 渗透率极低, 平均基质渗透率仅为0. 87 m D。考虑到煤层气藏极低的渗透率, 未压裂时自然产量很低, 因此, 在现场施工过程中, 通常采用分段压裂的方法来增加水平井的产能[1,2], 而裂缝参数又是决定压裂效果的主要因素之一, 所以有必要对其进行深入研究。运用CMG软件中的GEM模型, 采用双孔模型, 开展以水平井分段压裂为主体的数值模拟研究, 定量证明了压裂的必要性, 并对裂缝间距、数量、半长以及导流能力进行了优选。
1 模型的建立
煤层气储层的基质渗透率极低, 且富含不同发育程度的微裂缝, 整体表现为双孔特征, 因此, 在数值模拟过程中需采用双孔模型[3], 在原有机理模型的基础上进行局部网格加密 ( 图1) 。由于模型中的裂缝宽度远远小于网格宽度, 需在模拟过程中采用等效渗透率的方法来解决线性不收敛问题。
如图2 所示, 水平井虽增大了与储层的接触面积, 但不压裂时单井产量依然很低, 最终采收率为0. 162% ; 采取分段压裂措施后, 生产初期产量达到10 000 m3/ d, 最终采收率为3. 15% , 提高近20 倍, 进一步证明了煤层气开发过程中分段压裂的必要性。'
2 裂缝参数研究
2. 1 裂缝间距
裂缝间距过小会加剧缝间的干扰, 导致缝间低压区的形成, 限制了气体的采出; 而裂缝间距过大, 缝间的区域又难以被充分波及, 同样会对产能造成不利影响[4]。所以, 裂缝间距存在一个最佳值。
在压裂主裂缝扩展过程中, 使裂缝张开的临界净压力计算公式为:
式中, Pnet为临界净压力; σH为最大水平主应力; σh为最小水平主应力; ν 为泊松比。
计算得开启天然裂缝的临界净压力为16 MPa左右, 然后通过诱导应力计算方法[5], 算出最小不干扰裂缝间距为26 m左右。
2. 2 裂缝条数
人工裂缝数量关系到储层改造体积的大小, 对单井产能影响重大[6]。研究区块水平井的平均水平段长约1 500 m, 为了优选裂缝数量, 共设计了5套方案: 在水平段长为1 500 m的基础上, 压裂段数分别取9, 12, 15, 18, 21, 每段3 簇射孔。
裂缝增大了井筒与储层的接触面积, 随着裂缝数量的增加, 累计产气量 ( 图3) 及采收率增加, 但过多的裂缝会使地层压力迅速下降, 缝间干扰增强, 导致裂缝平均产能下降, 从而降低了累计产气量及采收率增加幅度。考虑到压裂作业成本随裂缝条数的增加而增大, 因此优选出最佳压裂段数为15 段, 主裂缝数为45 条, 裂缝间距为33. 3 m, 满足最小不干扰裂缝间距的要求。
2. 3 裂缝半长
水平井裂缝长度是影响煤层气开发效果的最主要因素之一, 有必要对不同裂缝长度下气井的产能变化进行分析。假设水平段分15 段压裂, 每段上有3 簇, 模拟的裂缝半长分别为175, 225, 275, 325, 375, 425 m。裂缝的长短反映了储层供气面积的大小[7,8], 如图4 所示, 随着裂缝长度的增加, 累计产气量逐渐增加; 但裂缝越长, 气体在流动过程中遇到的摩擦阻力越大, 导致累计产气量增幅降低。考虑到现场的施工难度以及压裂成本等因素, 建议裂缝半长控制在350 m左右。由于受裂缝泄气面积的影响, 水平段端部的裂缝产量要大于中间裂缝的产量[9], 同时为了减少裂缝之间的干扰, 常在压裂设计中采用人工裂缝长短交错的分布模式。
2. 4 裂缝导流能力
压裂过程中形成的裂缝体系是否具有经济效益, 一个很重要的判断指标是裂缝的导流能力。在1 500 m的水平段上, 压裂15 段, 每段3 簇射孔, 裂缝半长为350 m, 通过改变初始裂缝渗透率, 使裂缝导流能力分别为25, 50, 75, 100, 125, 150 m D·m。如图5 所示, 累积产气量随导流能力的增加而增加, 但地层渗透率与裂缝渗透率间的巨大差距限制了煤层气向裂缝的流动能力[10], 降低了水平井产能的提高幅度。综合考虑认为, 裂缝的初始导流能力为100m D·m时较合适。
3 结论
( 1) 运用CMG软件中的GEM模型, 定量证明了煤层气开发过程中分段压裂的必要性。
( 2) 采用单因子变量法, 优选出最佳的裂缝参数组合形式: 1 500 m水平段上压裂15 段, 每段3 簇射孔, 共45 条主裂缝, 裂缝间距为33 m, 裂缝半长为350 m, 导流能力为100 m D·m。
( 3) 针对煤层气藏开展的水平井裂缝参数优化的研究思路及方法, 对于改善煤层气藏的开发效果具有重要的指导意义。
参考文献
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煤层气水平井 篇2
关键词：气羽状水平井,煤层气运移
煤层气羽状水平井开发技术是近几年国际煤层气领域应用的一种新技术, 能增加有效供给范围, 提高了导流能力, 对煤层的伤害减少, 单井产量高, 经济效益好。
1 煤层气运移机理
煤层气运移包括解析、扩散和渗流三级进入井筒。被吸附在基质微孔隙表面的煤层气分子会因压力降低而被解析出来, 进入基质的孔隙而成为游离态气体。从基质微孔隙表面解析出来的煤层气分子则在浓度差的作用下, 由浓度高的基质中部向浓度低的基质外部扩散。扩散到裂隙中的煤层甲烷分子, 以及裂隙中的水分子, 以各自独立的相态在一定的压力差的作用下, 混相流动, 沿煤层裂隙运移至开采井筒而被采出。
2 羽状多分支水平井的产能方程
由等值渗流阻力的思想将将流体的渗流区域分成两部分:外部渗流和局部渗流。外部渗流:从供给边界至井附近的渗流。局部渗流:主干井筒及分支井筒周围的渗流。局部渗流近似看成径向渗流。由等值渗流阻力的概念水平井的流动阻力可分为两部分, 一部分为液体由供气边界流向通过水平井的假想的阻力, 称为外阻, 第二部分是气井本身的内阻, 即井周围以一个假想供给边缘向井底的流动。因此渗流阻力相应分成外部渗流阻力和局部渗流阻力。根据渗流的连续性可得到羽状水平井产能计算公式:
3 煤层气藏开采预测
3.1 煤层气藏的物质平衡方程
从煤层中采气的作用机理为: (1) 如果煤层原始压力高于解吸压力, 一旦投入开发, 压力将很快下降到解吸压力以下, 当储层压力降到低于解吸压力时, 甲烷气从煤层基质微孔隙的内表面解吸出来; (2) 当甲烷从高浓度区向低浓度区扩散时形成浓度梯度; (3) 煤层中临近割理系统的区域是甲烷浓度最低区, 这里的气体按达西定律向井眼运移。这些特点决定了煤层气井与常规气井生产的极大差别。
原始煤层裂缝 (或割理) 中最初是饱含水, 大部分气体遵循兰格缪尔等温吸附方程以吸附状态赋存于煤基质中。大规模采气之前, 一般要从煤层气井中采出大量的水, 而井底压力通常很低.这样, 通过大量脱水, 使地层压力较快降至甲烷气临界解吸压力以下以增加可采储量, 提高产气能力。煤层气井生产早期主要产水, 而产气量较小, 水相的有效渗透率变化不大。
基于物质平衡方法结合煤层相渗曲线、煤层甲烷等温吸附线、粘度、偏差系数等随压力变化关系式, 可以对煤层气藏的开发进行预测。从煤层采出的累积气量等于原始气体地质储量减去现有气体地质储量, 同时考虑到采水量, 则累积采气量公式为:
上式右端第一项代表煤层割理中所含的原始气量, 第二项代表吸附在煤层基质中的原始气量, 第三项代表侵人煤层割理减去产出的水量, 第四项表示平均煤层压力p下残留在煤层割理中的气体, 而第五项则表示平均煤层压力p下吸附在煤层基质中的气体。那么, 在产出煤层气体积Gp时, 通过物质平衡方程可推出对应的煤层平均压力为:
加上气水相对渗透率计算方程、粘度方程等、煤层气偏差系数方程、体积系数方程等, 即可以构成系列方程组。
3.2 煤层气井开采模拟
在羽状分支水平井产能公式和Langmuir方程以及一些辅助性方程的基础上, 根据物质平衡原理, 编制软件, 即可预测煤层气开采生产指标 (图1) , 可快速评价增产措施、井底压力和其它作业条件的影响, 从而优化煤层气的开采, 为制定科学合理的开发方案提供依据,
符号注释:
Lb为羽状水平井单分支长度, cm;
Lmain为羽状水平井主干井筒长度, cm;
n为羽状水平井分支数;
α为羽状水平井分支井筒与主干井筒的夹角;rw—羽状水平井井筒半径, cm。
Kh为水平方向渗透率, μm2;
Kv为垂直方向渗透率, μm2;
h为煤层厚度, cm;
pe为供给压力, MPa;
pL为虚拟水平井井壁压力, MPa;
μ为地层流体粘度MPa·s;
re为供给半径, cm;
a为水平井距煤层底部的距离。
A为泄气面积, m2;
Bgi为原始条件下的气体体积系数, m 3/m 3;
为平均压力下的气体体积系数, m3/m3;GpBg为累积采气量, m3;
Sw为含水饱和度, 小数;
Swi为原始含水饱和度, 小数;
p为平均地层压力, MPa;
We为水侵量, m3;
煤层气水平井 篇3
目前多分支水平井常规的技术是施工一口多分支水平井同时在煤层着陆点附近再施工一口垂直排水井, 增加了生产成本。同时由于工农关系协调或环境保护等原因, 无法施工垂直排水井时, 在靶点与着陆点落差不大于50 m情况下, 一般采用上扬钻进, 在工程井下入排采设施进行排水。常规的管式泵+ 抽油机、螺杆泵等存在杆管偏磨、卡泵、砂埋煤层等问题, 已不能满足排采要求, 急需一种新泵型能够在水平井中任何位置进行排水采气, 同时需要满足排量调节范围大、排煤粉能力强等条件。
同心管射流泵排砂采油工艺技术于2011 年7月应用于煤层气井的排水采气生产, 目前已应用于上百口煤层气井中, 有直井、水平井、定向井, 取得了巨大成功。特别是在水平井H井上该技术的成功应用 ( 泵深下至水平段的A点) , 使得煤层气水平井的开发改变了U井的完井模式, 取消了直井, 直接利用工程井投产。
1 射流泵与其他泵优缺点对比
通过对多种泵的调研, 目前有3 种排采泵能够满足水平井排采要求: 电潜螺杆泵、射流泵及液压泵。经对比分析, 射流泵比较符合晋城矿区水平井排采要求。
1. 1 电潜螺杆泵
电潜螺杆泵专为煤层气生产而设计, 综合了螺杆泵和电潜泵的优点, 适用于直井、斜井和水平井。
( 1) 优点: ①电潜螺杆泵没有抽油杆, 因此避免了有杆泵难以应用于斜井和水平井的问题; ②电潜螺杆泵作为容积泵可以在高含气、高含砂等电潜泵难以应用的井况下正常工作; ③地面设施少、运转安静、节能和自动化排采控制等诸多优点, 同时可以明显提高排气量。
( 2) 缺点: 排量调节范围为0 ~ 50 m3/ d。通过对晋城矿区煤层气水平井排采分析, 水平井前期排水降压时, 单井排水量大, 介于0 ~ 200 m3/ d之间, 电潜螺杆泵不太适合晋城矿区水平井, 更适合定向井或产水量小的水平井。
1. 2 液压泵
水力无杆排采系统是集自动化控制、液压、机械一体化的高技术产品, 主要原理就是用液压动力装置取代筒式泵抽油杆的往复运动, 能有效解决量偏磨问题。
( 1) 优点: 排量无级可调, 能耗低, 易于远程控制; 每个冲程上止点, 高压动力液进入泵腔内冲洗固定阀, 增加携带煤粉能力, 防止泵气锁出现气锁现象 ( 每个冲程上止点有高压液进入泵腔提高泵充满度) ; 空芯杆不运动, 无杆管偏磨, 无光杆密封器, 可在一定程度上解决盘根漏气问题; 适用大斜度井或直接下入水平段; 可从空芯杆内注入洗井液, 完成油管清洗; 地面换向可靠, 井内机组结构简单, 运行寿命长。
( 2) 缺点: 排量调节范围为0 ~ 120 m3/ d。与晋城矿区煤层气水平井排水量要求还有一定的距离。
1. 3 射流泵
射流泵特点: ①不受井斜角度的影响。井口与井下工具没有运动部件, 适应任何角度的生产井。生产过程中固定阀处于常开状态, 无偏磨。②排砂能力强。井口井下设备无运动件, 适应于地层砂含量小于10% 、砂子粒径小于2 mm情况。③减少卡泵。吸入口有绕丝筛管保护, 保证排砂采气生产。④维护方便, 作业免修期长。无需动管柱液力起下检泵, 检泵周期956 d以上, 捞泵周期14. 25 个月。⑤调整工作参数方便。微调时调节变频器频率, 控制地面泵出口流量和压力, 大幅调整时, 不动管柱起出泵芯, 调整喷嘴喉管面积比, 实现油井产液量0 ~200 m3/ d无级调整, 扬程在0 ~ 3 000 m。
2 射流泵的工作原理、系统组成及技术参数
( 1) 工作原理。射流泵工作原理是以高压水为动力液驱动井下同心管射流泵工作 ( 图1) 。以动力液和采出液之间的能量转换达到排砂采油的目的。动力液由井口通过Ø48 mm油管到达井下排砂采油装置, 地层产出液携地层煤粉 ( 砂) 通过尾管被吸入到井下射流泵的喷嘴、喉管之间并随动力液一起进入喉管, 在喉管内动力液和产出液混合形成混合液, 增压后的混合液沿Ø48 mm油管和Ø73 ( Ø89) mm油管之间的环空到达地面。
( 2) 射流泵的系统组成。射流泵突出优点是井下机组没有运动件, 对动力液质量要求低 ( 回注污水即可作动力液) 。射流泵的核心部件喷嘴、喉管、扩散器等结构紧凑, 适用于任意型喷射泵工作筒, 依靠液力传递能量, 更易发挥动力液的载体潜能, 对煤层气的开发具有较强的适应能力[3,4,5]。射流泵系统组成如图2 所示。
( 3) 射流泵技术参数。固定式射流泵的射流元件与工作筒设计为一体, 泵体尺寸小、排量大[6,7,8], 主要技术参数见表1。
3 射流泵应用实例
( 1) 矿区煤储层特点。晋城矿区含煤地层主要为石炭系上统太原组 ( C3t) 和二叠系下统山西组 ( P1s) , 下石盒子组和本溪组中偶尔有煤线发育。山西组和太原组共含煤15 层, 自上而下山西组含1、2、3 号共3 层煤层; 太原组含5、6、7、8-1、8-2、9、11、12、13、14、15、16 号共12 层煤。其中山西组的3 号煤 ( 厚4 ~ 6 m) 和太原组的15 号煤 ( 厚2 ~ 5 m) 为主采煤层。煤变质程度为无烟煤与贫煤。区域主要含水岩组有: 寒武系至中奥陶系的碳酸盐岩类含水岩组; 上石炭统太原组的碎屑岩夹碳酸盐岩类含水岩组, 含层间岩溶裂隙水, 富水性极不均一, 富水性强弱取决于岩溶及裂隙发育程度; 三叠系, 二叠系的碎屑岩类含水岩组; 第三系、第四系松散岩类组成的松散岩类含水层组。该区煤层气井生产水主要来源于本煤层的水, 或裂隙、陷落柱导通的奥陶水或上石炭统太原组的碎屑岩夹碳酸盐岩类含水层的水, 总体来说, 晋城矿区煤层气水平井产水量介于0 ~ 200m3/ d之间。
( 2) 射流泵在晋城矿区多分支水平井的应用。分析晋城矿区里必矿内施工的1 口多分支水平井, SP-01 井, 该井三开完钻, 垂直段长度为425 m, 造斜段长度为405 m, 主井眼水平段长度为837 m, 共有7 个分支, 分支长度分别为633, 432, 232, 782, 581, 377, 182 m, 合计煤层中进尺4 956 m。煤层上倾, 最大井斜为90°, 套管放在主井眼分支之前, 内径为124. 26 mm, 最大全角变化率为9° /30 m。该井使用射流泵排采, 泵筛管位于多分支水平井主井眼着陆点附近煤层低处。该井于2015 年3 月17 日投入运行, 排水正常, 平均日产水量60 m3/ d, 动液面逐渐下降 ( 图3) , 由于排采时间较短, 井底流压较高, 目前尚未见气。排采过程中设备运行稳定, 未出现卡泵、停机等现象。
4 结语
通过对射流泵工作原理及系统组成的研究, 将射流泵应用到晋城矿区施工的一口多分支水平井上, 直接在工程井中排采, 不施工垂直排采井, 取得了较好的效果, 解决了常规排采设备的杆管偏磨、卡泵、生产不连续、生产成本高等问题。
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煤层气水平多分支井连通技术 篇4
1 扩孔技术
为了易于实现水平井与洞穴井在煤层中成功对接并且建立气液通道, 需要在洞穴井的煤层部位造一洞穴, 洞穴的直径一般为0.5~0.6m, 长度为2~5m。目前有两种造穴方式, 即水力射流造穴和机械工具造穴。水力射流造穴法是利用高压水射流能量来破碎岩石。施工中用钻具把特殊设计的水力射流装置送入造穴井段, 开泵循环, 使钻井液在经过小喷嘴时产生高压水力射流, 破坏煤储层形成洞穴。
机械工具造穴利用机械切削的原理, 用钻具把特殊设计的机械装置送入造穴井段, 然后通过液压控制方式使造穴工具的刀杆张开, 并在钻具的带动下旋转, 切削储层, 形成满足实际需要的洞穴。目前采用的就是利用水力割刀来造穴, 它铣套快, 在煤层段形成的洞穴稳定性强。
2 精确控制技术
2.1 连通仪器的组成及工作原理
两井连通过程主要采用近钻头电磁测距法, 英文缩写为RMRS。
2.1.1 RMRS连通仪器的组成
RMRS仪器主要由探管、加重杆、地面接口箱、磁接头、通讯装置、仪器工程车、电缆、绞车和控制器、发电机、计算机和软件组成 (图3) 。RMRS仪器没有累积误差, 能够直接引导钻头钻穿目标靶点。目前RMRS技术在CBM井、SAGD和控制井喷等领域得到了广泛应用。强磁接头里的横向孔里镶嵌着永久性磁体, 它能产生总量达几百Am2磁偶矩。直径1.8in的传感器元件通过电缆 (单芯电缆或多芯电缆) 连接到地面接口箱上, 再连接电脑, 运行RMRS软件获取、储存、分析数据。
2.1.2 RMRS连通仪器的工作原理
RMRS连通设备的硬件构成包括永磁短节和强磁计或探管。永磁短节的长度约为400mm, 由横行排列的多个永磁体组成, 它主要用来提供一个恒定的待测磁场, 电磁信号的有效传播距离为60-80m。探管由三部分组成:扶正器、传感器组件、加重杆, 其长度约为3m。当钻头旋转时, 强磁接头就会产生一个交变磁场, 这磁性信号被附近目标井内的传感器探测到。当旋转的永磁短节接近目标井附近区域时, 探管可采集永磁短节产生的磁场强度信号, 最后通过采集软件准确计算两井间的距离和当前钻头的位置。RMRS必须与MWD和马达等配合使用, 钻具组合通常为:钻头+永磁短节+马达+无磁钻挺+MWD+钻杆。在钻进过程中, 强磁接头绕着S轴线旋转 (S轴是与钻头端面垂直的井眼轴线) , 产生一个磁偶极矩M。目标井内的探管包含一个三相交流磁力计, 用以测量由M产生的交变磁场 (H) , 探管还包括一个三相加速计和一个直流磁力计, 分别测量地球的重力场和静磁场。当探管放置在裸眼井段时, RMRS可测得约50米远地层信息。在钢套管中则会削弱磁场且减小其测量范围, 而且测量范围与信号强度成立方根关系。钢套管可以使测量范围成30倍地衰减, 产生严重的磁干扰, 静磁场不能使用, 分析靶点位置数据只能结合重力场数据和钻井测量数据来定位, 会严重影响到数据分析的精度。煤层气钻井连通过程中, 探管通常下入目标井中预定的深度保持不变。
2.2 连通技术
两井连通的方法是, 首先在直井中下入探管, 在水平井的钻头处连接一个永磁短节。连通前首先将两个井井底所测的陀螺数据输入到RivCross配套采集软件中, 初始化坐标系。当钻头进入到探头的测量范围后, 接收仪器就可以不断地收到当前磁场的强度值 (Hx、Hy和Hz) , 定向井工程师根据采集的测点数据判断当前的井眼位置, 实时计算当前测点的闭合方位并预测钻头处方位的变化, 然后通过调整工具面及时地将井眼方向纠正至洞穴中心的位置。接近洞穴时, 根据防碰原理, 利用专用的轨迹计算软件进行柱面法扫描, 判断水平井与洞穴中心的距离, 从3D视图上分析轨迹每接近洞穴一步的变化趋势, 以达到连通的目的。
3 定向井与水平井连通技术
针对设计、工具、人员、设备等造成系统误差关键因素, 提出一体化技术, 包括一体化设计技术, 一体化施工技术。
3.1 连通方式概念模型
在空间范围内, 直井的轨迹变化量较小, 一口较为理想的垂直井, 其轨迹主要是垂直井深的变化。而定向井则不同, 既有垂直井深的变化, 又有N/S值、E/W值的变化, 其空间轨迹变化量远远大于直井。结合定向井轨迹控制难度大、水平位移大、轨迹数据误差大等难点, 建立了可能出现的点对面、点对线、点对点三种连通方式概念模型 (图5) 。
(a, 点对面;b, 点对线;c, 点对点)
a模型中, 如果定向井与水平井在二维空间内, 连通范围为整个煤层, 连通方式为点对线 (面) 的连通;如果定向井与水平井在三维空间内, 连通范围至少为洞穴, 连通范围至少为洞穴, 连通方式为点对面的连通。b模型, 定向井与水平井在二维空间内, 连通范围为整个煤层, 连通方式为点对线连通。c模型, 定向井与水平井在三维空间内, 连通范围仅为一点, 连通方式为点对点连通。
3.1.1 点对面的连通方式
定向井和水平井间井口距离近了, 井底距离还应保持相当的距离, 才能保证连通的成功, 这就导致定向井具有较大的井斜和方位。虽然定向井与直井井眼轨迹有很大的差异, 导致连通点差异很大, 但如果像直井一样在连通点造穴, 在一定程度上也会降低连通的难度 (图6) 。
由图6可以看出, 要实现点对面的连通方式, 必须在煤层段中造穴。而定向井煤层段连通点井斜大 (50-60°) , 若像直井一样在煤层段造出直径0.5~1m的洞穴, 理论上能大大降低了连通的难度。然而, 在煤层造穴, 一方面, 煤层易形成大肚子使井壁不稳定, 很容易引起井壁坍塌, 导致连通施工中断甚至定向井眼报废, 不仅耽误大量的建井周期, 还会导致大量的人力、物力、财力的浪费。另一方面, 昂贵的磁导向仪器下入定向井进行导向时, 磁导向仪器下入连通点无法放置, 甚至落入洞穴而无法取出, 导致仪器损毁, 造成不必要的财产损失。鉴于定向井中煤层造穴, 有着巨大的潜在的安全风险, 因此, 为防止因井壁不稳而带来潜在的井下复杂, 定向井不能人为造穴, 点对面的连通方式难度虽然最低, 但在水平井与定向井连通中不能实现, 也使连通难度变大。
3.1.2 点对线的连通方式
点对线连通与点对面连通相比, 连通难度变大。然而其连通范围为整个煤层, 某种程度上讲, 该种方式连通难度适中。从连通范围为整个煤层的角度来看, 点对线连通是最易成功的连通方式, 但其关键是控制水平井和定向井轨迹在二维空间内 (图7) 。
从施工的难度上来看, 在连通前仅需要控制好水平井的方位即可。然而, 要实现点对线的连通方式, 必须保证井眼轨迹设计合理, 设计轨迹在二维空间内;且轨迹控制精准, 严格按照轨迹设计进行施工;轨迹数据准确, 误差最小化, 保证轨迹在二维空间。从目前的技术手段上讲, 控制井眼轨迹在二维空间内完全可以实现, 但必须进行精心的设计和良好的施工才能完成。点对线连通是水平井与定向井连通的最易实现, 也是最佳的连通方式。
3.1.3 点对点的连通方式
点对点的连通是水平井和定向井连通最难实现但最易出现的连通方式。最易出现表现在: (1) 数据误差导致的设计不合理; (2) 虽然设计合理, 但轨迹控制不精确, 造成与设计偏差过大; (3) 虽然设计合理, 但煤层较软容易失稳, 在设计的轨迹上井眼发生坍塌, 必须重新设计, 重新钻井设计连通。最难实现表现在连通目标为一点靶, 点靶的可抽象为一矩形靶框。根据以往的钻井经验, 靶框长不足50cm, 宽不足15cm, 是名副其实的点靶 (图8) 。
连通目标为点靶, 靶框特别小, 实现连通难度特别大。要实现点对点的连通, 必须做到: (1) 轨迹数据准确无误, 误差最小差; (2) 连通点的坐标、垂深等参数必须精确无误; (3) 轨迹控制必须精确, 严格按到连通设计进行施工。
综上所述, 点对面的连通难度最小, 然而定向井煤层段不能做洞穴, 减小了连通接触的面积, 增加了连通难度;而如果井眼轨迹设计合理, 轨迹控制精准, 数据准确, 连通施工容易实现二维空间内点对线连通;否则, 易出现连通井段在空间方位上发生变化, 连通目标区的控制范围则更加苛刻, 出现三维空间内点对点连通, 该连通的难度特别大, 甚至是对连通施工的挑战。总之, 在水平井与定向井连通过程中, 点对线连通是最容易实现的连通方式, 而点对点最难实现但最易出现的连通方式。因此, 点对线的连通方式是水平井与定向井连通设计和施工最合理、最佳的选择。
3.2 形成了一体化设计和施工的技术方案
煤层气要实现丛式井组开发排采的方式, 其关键在于水平井与定向井的连通。针对分支水平井与定向井连通的技术难点, 对目前施工存在的技术瓶颈进行了攻关研究, 为了能够实现点对线的连通方式, 提出了定向井和水平井进行一体化设计和施工思路, 从一体化设计上保证水平井与定向井井眼轨迹在二维空间, 从一体化施工上保证轨迹控制和数据误差最小化。形成了一体化设计和施工的技术方案, 为水平井与定向井连通提供了理论和技术支持。
3.2.1 一体化设计
丛式井组开发煤层气为一系统工程, 必须做到一体化设计。一体化设计包括井口位置及其间距、施工顺序、水平井主井眼方位、定向井井眼方位、井眼轨迹、连通点位置和着陆点位置的设计。水平井主井眼方位是一体化设计的基础。只有在甲方给定了水平井主井眼的方位后, 才能根据主井眼方位和井场实际情况进行合理布局井口间距。根据井口间距选择井口位置, 测量井口坐标, 再进行井眼轨迹设计。一体化设计定向井和水平井的轨迹剖面, 在很大程度上优化了连通方式, 并合理地选着陆点和连通点的位置, 能较好地控制井眼轨迹在二维空间内。而施工顺利目前常规的都是先钻排采井, 后钻工程井与之对接, 因此, 首先进行定向井井眼轨迹设计, 定向井施工结束后, 再根据实测数据对水平井井眼轨迹进行设计。
3.2.2 一体化施工
因水平井轨迹是根据定向井实钻数据进行设计的, 在一体化设计的前提下, 要实现水平井与定向井连通成功, 就须要求水平井与定向井井眼轨迹控制精确、轨迹数据误差最小化, 才能保证连通成功。水平井与定向井连通的关键之一是取得的井眼轨迹数据精确可靠。而使用不同人员操作、不同仪器测量, 都会使数据误差扩大化。因此, 一体化施工十分必要, 除了统一组织、统一规划外, 关键在于保证水平井和定向井施工应由同一支钻井队伍承担, 同一队伍承担水平井与定向井施工任务的优点在于:
(1) 同一支钻井队伍, 在加压、送钻、工具面控制有其较为定式的操作习惯, 同时对自己施工过的井还能做到心中有数, 这就最大限度地减少了施工过程中的系统偏差。
(2) 同一支钻井队伍, 轨迹数据测量应用同一套测量工具, 这就能消除不同仪器间的仪器误差, 最小化轨迹数据误差, 为水平井轨迹设计提供真实可靠的轨迹数据。
因水平井与定向井连通是国内首例, 无经验可循。两井对接属于高难度、高精细工艺施工, 其工艺难度特别大, 具有很大的挑战。要求施工人员必须精细操作, 同时两井都必须使用相同测量工具测得的轨迹数据, 以消除不同仪器间的系统误差, 最大程度上保证数据误差就会最小化, 使获得轨迹数据准确可靠, 是连通成败的决定因素。
3.2.3 判断连通效果
在一体化设计和施工的前提下, 通过精细操作和及时预测, 钻进施工至预计连通点时, 要对连通成功与否做出正确判断。根据水平井进行连通施工, 定向井井口敞开的情况, 判断连通成功依据有:
(1) 水平井泵压突然下降;
(2) 水平井发生漏失失返现象;
(3) 定向井井口返水;
(4) 水平井返出的砂子中含有水泥。
在连通施工钻至预计连通井深时, 要及时对连通效果的判断, 以便为后续施工提供依据。
摘要：由于我国煤层气储层具有渗透率低压力低的特点, 直井煤层控制面积小, 产量低, 钻单支水平井不利于后期的排水降压作业, 所以现在煤层气开发多采用羽状水平井, 羽状水平井需要工艺井与排采井之间的连通, 两井连通需要对两井距离方位偏差新的靶点坐标、南北坐标、东西坐标等进行精确测量, 找出新的靶点, 然后对定向井进行定向指导, 确保成功连通。
关键词：煤层气开发,水平井连通
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煤层气水平井 篇5
下掘深度:
斜长: (为煤层倾角)
当二号下山掘进斜长L米后, 在工作面标设C点, 用经纬仪高程求出HC, 并与计算的C点高程相比较, 符合后就可以作为下平巷掘进的起点。
例:设;;
则
4 控制平巷按投计的坡度掘进。掘进时要用水准测量测设腰线点, 随时检查坡度并及时填图。
这一类贯通由于沿煤层掘进而不需要标设巷道的中线, 但是高程必须严格掌握, 因为它不仅会引起贯通竖直方向上的偏差, 还能引起平面上的偏差, 如图2所示。由于高程测量误差ΔH引起巷道由D移至D', 在平面上产生的偏差为:
同一高程误差所引起的水平面内横向偏差值的大小, 随煤层倾角的大小而变化。
当时,
当时,
当时,
从以上数字可以看出, 当很小时, 由于误差所产生的很大,
因而只有在大于30O的煤层条件下, 才可以不给中线。而在倾角小于30O的煤层内掘进平巷, 必须标设巷道中线的方向。
在技术方面, 我们需要在实际施测过程中根据实际的结果衡量所达到的精度, 要有可靠的检核办法, 要经常检查和调整贯通方向和坡度, 以保证正确的贯通。必要时可以采取某些施工上的措施, 应尽量减少测量误差对工程的影响。
摘要：简要分析了沿倾斜煤层贯通水平巷道工作中煤层倾角对误差的影响。
煤层气水平井 篇6
长壁放顶煤采煤法的典型巷道迫使煤层底部沿着顶煤形成裂缝或严重的空洞, 这会引发自然发火。在顶煤下掘进不可避免地造成巷道高冒区发火频繁, 约占综放开采发火次数的2/3。其次, 工作面推进后, 放顶煤工作面端头与区段平巷的顶煤均不能及时放出而垮落在采空区, 成为下一个工作面开采时相邻采空区着火的重要隐患。如果这部分顶煤能比较完全的采出, 不仅煤的回采率能大大提高而且能大大减少自燃发火问题。因此, 提出了水平厚煤层采全高的“三区段”技术。
1 水平厚煤层的错层位巷道布置
错层位巷道布置既可以用于分层开采又可以用于一次采全高的近水平厚煤层, 如图1所示。这是一种厚煤层采全高的新的巷道布置方法。在这个系统中, 工作面两端的区段进风平巷与区段回风平巷分别布置在厚煤层的不同层位。区段进风巷1沿底板布置在厚煤层的下部层位, 回风巷2沿顶板布置在厚煤层的上部层位, 当上一工作面采空区稳定后, 进风平巷1可以在上一工作面的采空区下掘进。为便于对比, 将放顶煤开采较典型的巷道布置用图2表示。
由图1知, 区段平巷2上方与过渡支架上方的顶煤已由上一工作面采出。在图2中, 巷道1与4上方的顶煤及过渡支架上方的顶煤均滞后于工作面垮落, 形成松散易漏风的丢失浮煤, 相邻的窄小煤柱也在顶板压力下破坏, 易漏风引发自燃;另一种情况是巷道1与4之间留设约20m的区段煤柱, 煤损严重而在图1的系统中, 不仅端头顶煤被采出, 端头煤损也成为三角形煤柱, 区段煤柱被取消, 煤损大为减少。
为了了解错层位巷道采煤方法的作用, 一项新的采矿地表显现技术和一系列的放顶煤技术要被研究。
2 地表显现的特性和在采矿技术中的影响
理论研究和采矿实际表明沿工作面的支撑压力分布是不均匀的。工作面压力分布见表1, 3D立体计算数字的模拟, 该工作面的长度为100 m, 直接顶为沙页岩厚3 m, 老顶为砂岩厚7 m, 煤层厚度5 m, 开采深度为200 m。最大的支撑压力点大约在距工作面0.5 m远工作面中间的巷道壁, 压力值为19.2 MPa, 集中指数为3.65。支撑压力值和集中指数从工作面的中间到两个端头逐渐减少, 其值分别为8.91 M Pa和1.69。在工作面中间的70 m范围内支撑压力大约是3倍的r H, 而在工作面两端头15 m范围内支撑压力均小于3r H, 其最小为1.5r H。这些显示出沿着工作面壁支撑压力分布是不同的。
在采矿实践中, 工作面中央的地表显现比工作面两端头更明显是一个常见的现象。在采矿中的影响就是顶煤在中间要比在两端头容易破碎, 且回采率很高。
在目前的开采实践中, 虽然沿工作面整体长度顶板的压力不同, 顶部煤的破碎程度不同, 均采用同一的开采技术, 因此很难有好的经济效益, 从而激励我们去探索新的开采方法。
3 分层开采技术的分析
在中国分层开采已经成为一种主要的开采厚煤层的采矿技术, 到目前为止它仍然很重要。对于厚煤层, 高回采率和低巷道交叉率的优越性在分层开采中高于放顶煤开采, 特别是在两端顶煤不能成功的放下。分层开采的巷道布置如图3示。
4“三区段”采煤技术
上述分析表明回收两端不能放下的顶煤是十分必要的。相邻工作面之间的巷道2和巷道3的距离L应该与顶煤不能放下的长度相等。假如单个支架的宽度为1.5 m, 而且这里有3架不能放出顶煤, 则L的值为4.5 m与正常巷道宽度相等。与此同时巷道3在减压区开掘而且很容易维护。
此采煤技术在这种巷道布置系统中很特别。通常, 在当今开采厚煤层时整个工作面只能采用一种采煤技术, 例如长壁放顶煤或上行分层开采或下行分层开采。
错层位巷道布置系统是上述三种采煤技术在相同工作面不同部位的一种典型它将称为特别的“三区段”采煤技术, 如图1。
图1中的a的宽度比那两条巷道的宽度宽一点, 这部分的开采使用上行分层开采, 它的范围包括回风巷道, 而且在上采空区下面开掘巷道。长壁放顶煤工作面回风巷道的宽度为4m。这就意味大约将有10m需要准备铺设假顶为了运行和开采下一个分层。此时上层假顶要采用, 而且支柱的横梁要光滑以免损坏假顶。这与分层开采中假顶或假底都可用是不同的, 在这部分, 回风巷道2位置如图2, 需要准备足够的假顶以避免下分层工作面割煤壁时在过度支架范围内冒落破碎矸石。铺网的数量和长度要保持上分层的过度支架的范围, 因为巷道3将要在其下面开掘。
1.进风平巷;2.回风平巷;3.相邻上区段回风平巷;4.相邻下区段进风平巷
图1中的c部分, 准备假顶不是重要, 但是必须注意采煤机的采高来避免损坏上分层的假顶。
除了上述提出的部分, 还有d部分如图1示。在这部分长壁放顶煤采矿技术被采用, 但是此时在低端头的第一个支架的放顶煤需要注意避免破碎顶煤和矸石的混合, 如果铺设的假顶的质量好, 其混合将要减少。与图2所示的系统相比, 这部分的拉延比大, 因为当煤柱留设时顶煤的破碎程度不是很好。在图2中的系统, 不仅仅是顶煤不能在两端头放出, 而且在过度支架附近的放顶煤支架上的拉延效应不好因为顶煤的不完全破碎。按照结果, 拉延效应在中间是好的 (大约全长的70%) 而在两端头是坏的 (大约全长的30%) 。
在错层为巷道布置系统中随着无煤柱的出现b部分的破碎程度提高了。从第一假放顶煤支架的拉延效应也提高了, 因为c部分没有顶煤了而且在b部分和c部分的顶煤的自由面增加了。在c部分和b部分之间足够的假顶能解决碎煤和矸石的混合。
5 结语
错层位巷道布置改变了在长壁放顶煤采煤方法中进风巷和回风巷布置在同一岩层的概念。巷道能在减压区开掘 (如图1) , 一个坚实的巷道布置系统开始认识到无煤柱开采, 其运行和开采难度并没有增加。在平硐中它是不同于传统巷道布置在相邻工作面不同巷道的交叉点。这个系统改变传统矩形煤损失 (如图2) 为一个小的三角煤 (如图1) 。相关力学联系和顶煤损失减小而且很容易维护巷道。根据巷道布置系统, “三区段”采煤技术被推广在同一工作面的不同部分。
“三区段”技术的应用可以减少工作面两端煤的损失和极大的提高煤的回收率, 它的回收率不仅多于普通的长壁放顶煤采煤技术而且也多于在不设区段煤柱时分层开采的回收率。这种系统改变了在煤柱中压力集中的难题, 且减少了地面沉陷的缺点。巷道的掘进和维护也得到改善, 且回风巷的布置有利于瓦斯通风。
基于错层位巷道布置的“三区段”技术有很大的应用前景, 这个系统所产生的问题能够在具体实践中解决。此方法已被列入全国关键技术革新工程的名单。理论成果和专利技术正在完善和指导实践生产, 且在实践中得到完
参考文献
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煤层气水平井 篇7
神华新疆能源有限责任公司乌东煤矿南采区位于准格尔盆地南缘, 天山山脉下坡中段, 位于乌鲁木齐东北部。在回采过程中发现+575水平45#煤层西翼南巷变形量过大, 围岩处于不稳定状态, 经分析发现原有支护方案并不合理, 导致支护体系未能达到控制围岩变形, 保持围岩稳定性目的。本文首先对原有支护进行优化设计, 并对优化前及优化后的支护效果进行对比分析, 为相似工程提供了理论及实践依据。
1 工程概况
+575水平45#煤层西翼南巷开口在+475水平分层运输石门内, 水平标高+475m。B1巷道设计总长2523m, 自西向东3‰度上坡施工。B1巷道断面形状为圆弧拱。净高3500mm (掘进高度3600mm) , 净宽4400mm;净断面积12.85 m2。该工作面回风顺槽顶板为层状复合顶板, 煤层上岩体为软硬交替层状岩石, 其中有少量夹矸, 夹矸平均厚度为0.15m。巷道顶板直接顶为泥岩, 老顶为砂岩, 老顶单轴抗压强度Rc=23MPa, 抗拉强度Rt=23MPa。老顶岩性为上部粗砂岩, 下部细砂岩, 岩体中含石英, 长石及云母。直接顶泥岩平均为1.9m, 含植物化石及黄铁矿结核。直接底为粉砂岩, 平均厚为1.5m, 灰色、灰黑色, 硬度中等, 夹石英砂岩薄层。老底为粉砂岩加石英砂岩, 平均厚度为11.43m, 灰色, 黑灰色, 粉砂岩、石英砂岩互层, 硬度中等, 为石英砂岩时硬度较硬, 含植物化石及含黄铁矿结核。巷道顶板各层岩层的物理力学性质如表1。
2 原有支护方式分析
原有顶板支护参数如下: (1) 锚杆为左旋无纵筋螺纹钢筋, 长度2.5m;锚杆间排距, 每排4根锚杆, 与顶板垂直;钻孔直径为, 锚固长度为; (2) 锚索采用钢绞线锚索, 长度为8m, 外露长度;锚索间排距, 锚固长度。原有巷帮支护参数如下:锚杆采用规格为左旋螺纹钢, 排距为, 锚杆间距, 每排3根锚杆。巷道施工采用锚杆 (索) 联合支护如图1所示。
在上述支护条件下, 对+575水平45#煤层西翼南巷的顶板下沉情况, 两帮收敛情况进行了实时监测[5,6]。以下对所得的监测结果进行分析研究。
+575水平45#煤层西翼南巷监测断面的实时监测时间为20d, 期间巷道顶底板的位移变化量为17.95mm, 顶底板最大移动速率为6.69 mm/d, 最终移动速度小于0.15mm/d;期间两帮累计收敛量达56.93mm, 最大收敛速率为23.39mm/d, 最终收敛速率不超过0.49mm d, 分别见图2~5。
由以上监测结果可以看出+575水平45#煤层西翼南巷在巷道开挖后12天后顶板变形趋于才稳定, 原有支护体系存在一些缺陷, 对顶板岩层及两帮的控制力度不够。在巷道开挖后, 支护抵抗顶板垂向荷载的效果不好, 导致顶板下沉量大, 巷道收敛变形大, 所以需要对支护参数进行优化。
3 支护参数优化效果分析
对+575水平45#煤层西翼南巷支护参数优化方案如下: (1) 锚杆。顶部9根锚杆, 型左旋螺纹钢锚杆, 间排距为650×800mm, 锚固长度120mm, 与顶板垂直布置;巷道两帮各3根锚杆, 型左旋螺纹钢锚杆, 间排距为700×800mm, 锚固长度120mm。 (2) 锚索。取锚索长度为8.0 m, 锚固长度为1.8 m (注:单根锚固剂长600mm) , 锚索间排距为1500×3000mm。综上所述+575水平45#煤层西翼南巷锚杆 (索) 支护参数优化如图6所示。
在对+575水平45#煤层西翼南巷支护体系进行优化后, 在+575水东翼45#运输巷50m进行试验段研究, 对应用优化后支护体系进行效果评价。图7~图8显示的是试验段围岩变形的跟踪监测结果分析图。
通过对比研究发现, 在采用新支护参数情况下, +575水东翼45#运输巷顶板最大下沉量为34mm, 两帮最大移近量为55mm。虽然两种支护体系下的巷道稳定时间没有太大区别, 但是参数优化后的巷道顶板最大下沉量为17.8 mm, 小于原支护体系下的顶板下沉量, 同时巷道两帮最大收敛量减小到32.6mm, 效果较明显。
4 结论
文章通过对围岩压力及变形进行科学分析, 对原有支护参数进行优化。通过两种支护体系的围岩变形进行监测, 说明应用优化后支护方案后, 巷道顶板稳定性良好, 巷道两帮也没有出现明显片帮现象, 有效控制了顶底板变形, 保持围岩稳定性。由此说明优化方案是合理的, 可以为其他类似地质条件巷道的支护设计提供理论依据及实践参考。
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