趙 坤，李 文，歐 聰

（中煤科工集團(tuán)重慶研究院有限公司，重慶 400037）

煤炭開采尤其是煤與瓦斯突出煤層開采過程涌出的瓦斯對(duì)煤礦安全生產(chǎn)構(gòu)成嚴(yán)重的威脅，采掘前利用定向鉆孔遠(yuǎn)距離、大區(qū)域、精準(zhǔn)化預(yù)抽煤層瓦斯已是我國目前治理瓦斯的有效的手段之一，同時(shí)《防治煤與瓦斯突出細(xì)則》也首次將定向長(zhǎng)鉆孔預(yù)抽煤層瓦斯作為2 個(gè)“四位一體”中區(qū)域防突措施之一[1]。近年來，已形成較為成熟的硬煤順層定向鉆進(jìn)、碎軟煤層頂（底）板梳狀鉆孔等定向鉆孔成孔工藝技術(shù)[2]。為改善低滲煤層滲透性，碎軟低滲煤層穿層梳狀定向鉆孔水力壓裂增透技術(shù)及裝備也得到了大量的研究與實(shí)踐[3-10]，目前主要有整體壓裂和分段壓裂2 種技術(shù)，整體壓裂技術(shù)所存在的最直接、最主要問題就是一次壓裂范圍過大，易造成壓裂效果不均衡，同時(shí)壓裂既作用于鉆孔煤層段也作用于鉆孔巖層段，進(jìn)而高壓水體極易從巖孔段裂隙發(fā)生濾失造成泵注壓力和排量難以達(dá)到壓裂煤巖層、延展裂縫的效果[11]，且鉆孔越長(zhǎng)濾失效應(yīng)越明顯；分段壓裂技術(shù)解決了壓裂不均衡問題，但壓裂還是既作用于鉆孔煤層段也作用于鉆孔部分巖層段，高壓水體仍然會(huì)從巖孔段裂隙發(fā)生濾失，進(jìn)而削弱水力壓裂效果。因此，為改善上述碎軟低滲煤層穿層梳狀鉆孔水力壓裂技術(shù)的不足，確保煤層壓裂效果，提出穿層梳狀分支孔煤層段精準(zhǔn)水力壓裂技術(shù)。

1 穿層梳狀分支孔煤層段精準(zhǔn)水力壓裂技術(shù)

1.1 技術(shù)方法

穿層梳狀分支孔煤層段精準(zhǔn)水力壓裂技術(shù)分為“先施工后壓裂”和“邊施工邊壓裂”，其中“先施工后壓裂”是指先施工完所有穿層梳狀分支孔，再逐孔進(jìn)行煤層段水力壓裂；“邊施工邊壓裂”是指施工完1 個(gè)穿層梳狀分支孔就壓裂1 個(gè)分支孔煤層段”。

以“先施工后壓裂”為例，進(jìn)行穿層梳狀分支孔煤層段水力壓裂技術(shù)方法簡(jiǎn)介。穿層梳狀分支孔煤層段精準(zhǔn)水力壓裂鉆具組合串連接示意圖如圖1，底板穿層梳狀分支孔煤層段精準(zhǔn)水力壓裂技術(shù)示意圖如圖2。

圖1 穿層梳狀分支孔煤層段精準(zhǔn)水力壓裂鉆具組合串連接示意圖Fig.1 Schematic diagram of string connection of drill assembly for precise hydraulic fracturing of coal seam section with comb branch hole through layers

圖2 底板穿層梳狀分支孔煤層段精準(zhǔn)水力壓裂技術(shù)示意圖Fig.2 Schematic diagram of precise hydraulic fracturing technology for coal seam section of comb drill hole through floor

壓裂施工工藝為：①利用定向鉆進(jìn)設(shè)備按設(shè)計(jì)要求對(duì)目標(biāo)碎軟低滲煤層施工穿層梳狀分支孔；②退出定向鉆進(jìn)鉆具組合串并將鉆進(jìn)鉆具組合串中的孔底馬達(dá)、鉆頭依次更換為壓裂封孔器和彎頭導(dǎo)向篩管，進(jìn)而變?yōu)閴毫压ぞ呓M合串；③利用穿層梳狀分支孔重入技術(shù)將壓裂封孔器定點(diǎn)送至分支孔煤層與巖層交界處；④利用高壓水泵將高壓水通過高壓膠管及壓裂鉆具組合串注入分支孔煤層段，實(shí)現(xiàn)壓裂封孔器的定點(diǎn)坐封及煤層段的壓裂；⑤采用后退式或前進(jìn)式，依次對(duì)其它分支孔煤層段實(shí)施精準(zhǔn)水力壓裂，最終實(shí)現(xiàn)穿層梳狀鉆孔控制范圍內(nèi)的煤層增透。

1.2 關(guān)鍵技術(shù)

1）分支孔重入技術(shù)。穿層梳狀分支孔施工完后，利用隨鉆測(cè)量系統(tǒng)測(cè)量記錄的每根鉆桿施工參數(shù)將壓裂封孔器送入分支孔中巖孔段與煤層段的交界處。為了實(shí)現(xiàn)該技術(shù)，要求穿層梳狀鉆孔設(shè)計(jì)施工過程中，鉆孔盡可能的布置在巖性比較穩(wěn)定、成孔性較好的層位，且主孔及分支孔設(shè)計(jì)施工盡可能平緩，分支孔開孔處與主孔延伸方向的夾角盡可能小，同時(shí)利用彎頭導(dǎo)向篩管的彎頭進(jìn)行分支孔重入導(dǎo)向，并確保彎頭導(dǎo)向篩管彎頭的角度與分支孔和主孔延伸方向的夾角相匹配。除此，彎頭導(dǎo)向篩管前端可以螺紋連接鉆頭，若在分支孔重入過程中遇有跨孔或縮徑等情況時(shí)，可以實(shí)現(xiàn)旋轉(zhuǎn)鉆進(jìn)。

2）封孔器的坐封。煤礦井下壓裂孔多為近水平或上行孔，且為裸眼坐封，坐封難度大，且煤巖層破裂壓力較高，封孔效果應(yīng)保證一定的耐壓強(qiáng)度和穩(wěn)定性。膠囊封孔器的高質(zhì)量坐封要求穿層梳狀鉆孔應(yīng)根據(jù)目標(biāo)煤層頂?shù)装宓膸r性組合特征盡可能布置在巖性堅(jiān)硬穩(wěn)定的砂巖層中，同時(shí)確保分支孔用于坐封封孔器段設(shè)計(jì)施工平直，長(zhǎng)度與膠囊封孔器的封孔長(zhǎng)度相匹配并留有一定的安全長(zhǎng)度。

2 穿層梳狀鉆孔設(shè)計(jì)施工

2.1 鉆孔層位選擇

試驗(yàn)點(diǎn)選在新疆艾維爾溝礦區(qū)2130 煤礦4 號(hào)煤層24223 運(yùn)輸巷。4 號(hào)煤層，以焦煤為主，為突出煤層，煤層結(jié)構(gòu)相對(duì)復(fù)雜，含2 層夾矸及1 層煤矸互層；4 號(hào)煤層傾角平均為42°，厚度為2.8 m，破壞類型為II～Ⅲ，瓦斯壓力為0.2～0.85 MPa，瓦斯含量為8.28～14 m3/t，堅(jiān)固性系數(shù)為0.54；4 號(hào)煤層頂板巖性以粗砂巖為主，局部地段夾雜中砂巖，底板巖性以中砂巖為主；煤層距上部3 號(hào)煤層層間距約為23 m，距下部5 號(hào)煤層層層間距平均約為29 m。

艾維爾溝礦區(qū)主采煤層分布于下侏羅統(tǒng)八道灣組，巖性組合特征主要以“煤層+砂礫巖+泥巖”為主，此次試驗(yàn)?zāi)繕?biāo)煤層頂板主要為23 m 厚的粗砂巖，底板主要為29 m 厚中砂巖，均為巖性堅(jiān)硬穩(wěn)定層位，有利于鉆孔成孔。根據(jù)24223 運(yùn)輸巷開拓部署特征及鉆孔壓裂對(duì)封孔長(zhǎng)度的要求，此次設(shè)計(jì)采用穿底板梳狀鉆孔，開孔位置布置于25222 運(yùn)輸聯(lián)絡(luò)石門內(nèi)，開孔高度設(shè)計(jì)為1.6 m，主孔距離煤層法相距離設(shè)計(jì)為5～6 m。

2.2 鉆孔設(shè)計(jì)施工

此次穿底板梳狀鉆孔設(shè)計(jì)為2 級(jí)孔身結(jié)構(gòu)：第1 級(jí)孔身為開孔段，設(shè)計(jì)長(zhǎng)度為30 m，采用孔徑98 mm 鉆頭旋轉(zhuǎn)鉆進(jìn)至30 m 后，依次采用孔徑133、153 mm 擴(kuò)孔鉆頭擴(kuò)孔至30 m，然后下入20 根孔徑143 mm 護(hù)孔套管進(jìn)行護(hù)孔，并在鉆孔與護(hù)孔套管之間的環(huán)形空間內(nèi)高壓注入早強(qiáng)微膨脹型水泥砂漿進(jìn)行固孔；第2 級(jí)孔身結(jié)構(gòu)設(shè)計(jì)為裸眼梳狀分支孔結(jié)構(gòu)，孔徑為98 mm，鉆孔造斜段相鄰鉆桿之間的方位差及傾角差不大于0.5°，分支孔開孔方向與主孔延伸方向夾角為2°～5°。當(dāng)分支孔施工至距離煤層3 m 左右時(shí)，需將定向鉆進(jìn)調(diào)整為旋轉(zhuǎn)鉆進(jìn)，確保分支孔距離煤層3 m 范圍內(nèi)的孔段平直，進(jìn)而確保壓裂封孔器的高效坐封，當(dāng)分支孔進(jìn)入煤層后，再將旋轉(zhuǎn)鉆進(jìn)調(diào)整為定向鉆進(jìn)，確保分支孔煤層段沿煤層走向鉆進(jìn)。

施工采用后退式分支孔施工工藝，即在主孔鉆進(jìn)過程中不施工分支孔，只在分支孔設(shè)計(jì)位置預(yù)留開分支孔點(diǎn)，確保主孔連續(xù)、平滑、暢通，等到主孔施工至設(shè)計(jì)深度后，再依次退鉆至預(yù)留開分支孔點(diǎn)處施工分支孔。艾維爾溝礦區(qū)2130 煤礦4 號(hào)煤層24223 運(yùn)輸巷施工穿底板梳狀鉆孔主孔1 個(gè)，梳狀分支孔4 個(gè)，分支孔間距為70 m，鉆孔累計(jì)長(zhǎng)度為945 m，煤層段累計(jì)長(zhǎng)度248.3 m。煤層底板梳狀鉆孔實(shí)鉆軌跡圖如圖3。

圖3 煤層底板梳狀鉆孔實(shí)鉆軌跡圖Fig.3 Actual drilling trajectory of comb drilling in coal seam floor

3 壓裂參數(shù)

3.1 起裂壓力

目前水力壓裂設(shè)計(jì)過程中廣泛使用的巖石起裂壓力計(jì)算公式有2 個(gè)，即Hubbert Willis（H-W）公式（式（1））和Haimson-Fairhurst（H-F）公式（式（2））[12-13]，其中H-W 公式適用于非滲透性巖石，故計(jì)算的起裂壓力偏大，H-F 公式適用于滲透性巖石，故計(jì)算的起裂壓力偏小。

式中：pb為起裂壓力，MPa；σh為最小水平主應(yīng)力，MPa；σH為最大水平主應(yīng)力，MPa；T 為巖石的抗拉強(qiáng)度，MPa；p0為巖石初始孔隙壓力，MPa；η=α（1-2v）/2-2v，0≤η≤0.5；v 為煤體泊松比，無量綱；α取0.8。

此次試驗(yàn)?zāi)繕?biāo)煤層屬于特低滲煤層，煤層滲透率極低，為0.004 85×10-15m2，接近于非滲透性巖層，因此此次起裂壓力計(jì)算采用式（1）。此次穿層梳狀分支孔進(jìn)入煤層后主要沿著24223 運(yùn)輸巷走向鉆進(jìn)，由前文地應(yīng)力特征可知穿層梳狀分支孔主要沿著試驗(yàn)點(diǎn)水平最小主應(yīng)力方向展布，因此已施工的穿層梳狀分支孔主要受到試驗(yàn)點(diǎn)水平最大主應(yīng)力和垂直主應(yīng)力，結(jié)合目標(biāo)煤層試驗(yàn)點(diǎn)巖石力學(xué)參數(shù)（抗拉強(qiáng)度為0.75 MPa）及原始孔隙流體壓力（近似為煤層原始瓦斯壓力0.53 MPa）可求得穿層梳狀定向長(zhǎng)鉆孔分支孔的起裂壓力約為11.3 MPa。

3.2 裂縫擴(kuò)展特征

諸多學(xué)者通過數(shù)值模擬、煤巖體壓裂試驗(yàn)及工程應(yīng)用研究表明，鉆孔周圍地應(yīng)力的分布特征對(duì)水力壓裂的起裂壓力、起裂位置、破裂方式及裂隙延伸擴(kuò)展規(guī)律有明顯的不同[14-17]，利用RFPA2D-FIOW數(shù)值模擬軟件模擬目標(biāo)煤層試驗(yàn)地點(diǎn)地應(yīng)力條件下鉆孔水力壓裂以期掌握煤層破裂方式及裂縫延伸擴(kuò)展特征。試驗(yàn)地點(diǎn)的垂直主應(yīng)力為6.55 MPa，水平最大主應(yīng)力為5.88 MPa，水平最小主應(yīng)力3.55 MPa。

通過模擬發(fā)現(xiàn)，隨著鉆孔初始流體壓力的增加，模型首先以發(fā)生彈塑性形變?yōu)橹?，孔徑不斷擴(kuò)大并產(chǎn)生剪切損傷，但并沒有產(chǎn)生明顯破裂，孔隙水壓力呈圓環(huán)狀由鉆孔向四周依次均勻降低；隨著鉆孔流體壓力的進(jìn)一步增加，模型達(dá)到抗拉強(qiáng)度極限而發(fā)生拉張破裂，破裂壓力10.5 MPa，且破裂強(qiáng)度隨著鉆孔流體壓力的增加而逐漸加強(qiáng)，裂隙主要沿著垂直主應(yīng)力方向延伸擴(kuò)展，并在裂隙的尖端發(fā)育有大量的剪切微破裂區(qū)。沿目標(biāo)煤層走向布置鉆孔的壓裂裂隙擴(kuò)展及聲發(fā)射特征如圖4。

圖4 沿目標(biāo)煤層走向布置鉆孔的壓裂裂隙擴(kuò)展及聲發(fā)射特征Fig.4 Fracture propagation and acoustic emission characteristics of borehole fracturing arranged along the strike of target coal seam

4 壓裂施工

4.1 壓裂流程

穿層梳狀分支孔煤層段精準(zhǔn)水力壓裂所用到的設(shè)備除了部分定向鉆具外，還有：①BYW315/55 型壓裂泵組：其額定流量315 L/min，額定壓力55 MPa；②K344-80 壓裂膠囊封孔器：封孔壓力可達(dá)55 MPa；③自主研發(fā)的彎頭導(dǎo)向篩管：其彎頭角度為3°；④體積為8 m3的水箱。為了連續(xù)、準(zhǔn)確、實(shí)時(shí)記錄鉆孔壓裂過程中孔內(nèi)流體壓力及孔內(nèi)流體流量，試驗(yàn)配備了遠(yuǎn)程壓裂監(jiān)控系統(tǒng)和視頻監(jiān)控系統(tǒng)，能夠?qū)崿F(xiàn)實(shí)時(shí)監(jiān)測(cè)和儲(chǔ)存泵注流量和壓力等參數(shù)，為現(xiàn)場(chǎng)壓裂數(shù)據(jù)分析提供了保障。

此次穿底板梳狀分支孔煤層段精準(zhǔn)水力壓裂工程試驗(yàn)采取“后退式邊施工邊壓裂”工藝，在主孔施工完畢后，退出鉆進(jìn)鉆具組合串更換為壓裂鉆具組合串，并利用分支孔重入技術(shù)將壓裂鉆具組合串下入主孔內(nèi)，同時(shí)利用主孔已有施工參數(shù)確保壓裂封孔器準(zhǔn)確送達(dá)至距煤層3 m 范圍內(nèi)鉆孔平直處，隨后連接壓裂泵等孔口壓裂管路開展主孔煤層段水力壓裂，主孔煤層段壓裂及保壓完成后拆除壓裂泵等孔口壓裂管路并退出壓裂鉆具組合串更換為鉆進(jìn)鉆具組合串，將鉆進(jìn)鉆具組合串送至1-1 號(hào)分支孔開孔點(diǎn)處實(shí)施1-1 號(hào)分支孔的開孔鉆進(jìn)，1-1 號(hào)分支孔按設(shè)計(jì)參數(shù)施工完成后退出鉆進(jìn)鉆具組合串更換為壓裂鉆具組合串，并利用分支孔重入技術(shù)將壓裂鉆具組合串下入1-1 號(hào)分支孔內(nèi)，同時(shí)利用1-1 號(hào)分支孔已有施工參數(shù)確保壓裂封孔器準(zhǔn)確送達(dá)至距煤層3 m 范圍內(nèi)鉆孔平直處，隨后連接壓裂泵等孔口壓裂管路開展1-1 號(hào)分支孔煤層段水力壓裂，1-1 號(hào)分支孔煤層段壓裂及保壓完成后按上述流程依次完成1-2、1-3、1-4 號(hào)分支孔的定點(diǎn)開孔、定向鉆進(jìn)及分支孔煤層段的精準(zhǔn)壓裂。

4.2 壓裂過程

此次穿層梳狀分支孔煤層段精準(zhǔn)水力壓裂采用清水作為壓裂介質(zhì)，穿層梳狀鉆孔1 個(gè)主孔及4 個(gè)分支孔，總計(jì)壓裂煤層段長(zhǎng)度248.3 m，總計(jì)注液量5 730 m3，單孔段累計(jì)壓裂時(shí)間48 h。隨著壓裂液的連續(xù)泵入，鉆孔煤層段流體壓力連續(xù)升高，各孔段煤層起裂壓力介于10.6～11.8 MPa，最大泵注壓力介于14.9～16.8 MPa。梳狀穿層鉆孔主孔煤層段精準(zhǔn)水力壓裂壓力變化曲線如圖5。

圖5 梳狀穿層鉆孔主孔煤層段精準(zhǔn)水力壓裂壓力變化曲線Fig.5 Variation curve of precision hydraulic fracturing pressure in coal seam section of main hole of comb through layer drilling

壓裂開始后，隨著鉆孔內(nèi)高壓水體的不斷注入，鉆孔內(nèi)水體壓力快速升高，在孔隙水壓力梯度作用下，煤層段局部結(jié)構(gòu)弱面周期性打開形成微裂縫，當(dāng)注水時(shí)間為149 min 時(shí)，壓力由11.2 MPa 突然降低至9.5 MPa，判識(shí)煤層發(fā)生起裂，初次形成有效裂縫，該起裂壓力值與起裂壓力分析理論值接近。在煤層每次發(fā)生明顯破裂前，孔內(nèi)水體壓力均呈現(xiàn)出周期性鋸齒變化，表現(xiàn)為煤層微裂縫的不斷形成及擴(kuò)展的過程。隨著微破裂的持續(xù)累加及壓力的不斷升高，注水時(shí)間為653 min 時(shí)，壓力升高至13.1 MPa后突降至10.2 MPa，煤層發(fā)生第1 次明顯破裂，在注水時(shí)間為1 177、2 145 min 時(shí)，壓力分別由14.6、15.2 MPa 突降至11.3、11.8 MPa，煤層發(fā)生了第2次、第3 次明顯破裂。同時(shí)，隨著壓裂的持續(xù)，發(fā)生明顯破裂時(shí)的水體壓力在不斷的升高，發(fā)生明顯破裂時(shí)的周期也在不斷的加長(zhǎng)，說明隨著煤層裂縫的不斷形成和擴(kuò)展，煤層整體濾失性在不斷的增加，導(dǎo)致煤層破裂壓力不斷增高，難度不斷增大，直至無法形成新的有效壓裂裂縫。

4.3 保壓排水

各分支孔煤層段水力壓裂結(jié)束后，關(guān)閉孔口截止球閥對(duì)壓裂煤層段孔開展保壓作業(yè)，單孔段保壓時(shí)間為24 h，確保壓裂形成的以及原有的裂隙網(wǎng)絡(luò)得到充分的擴(kuò)展延伸交匯，鞏固壓裂增透效果，同時(shí)確?？變?nèi)高壓水體通過壓裂形成的及原有的裂隙、孔隙網(wǎng)絡(luò)向煤層深處充分?jǐn)U散滲透，有助于增加煤層的塑性特性，利于降低已有裂隙的閉合程度，促使壓裂后的煤層應(yīng)力分布狀態(tài)發(fā)生充分調(diào)整，直至煤層瓦斯壓力達(dá)到新的平衡狀態(tài)。

保壓期間孔內(nèi)水體壓力呈現(xiàn)出逐漸降低的狀態(tài)，同時(shí)壓力降梯度也呈現(xiàn)出逐漸降低的狀態(tài)[5]。保壓初始階段孔內(nèi)水體處于較高壓力狀態(tài)，一方面在已有裂隙網(wǎng)絡(luò)擴(kuò)展端連續(xù)濕潤(rùn)及損傷的情況下，裂隙網(wǎng)絡(luò)會(huì)產(chǎn)生一定程度的擴(kuò)展延伸進(jìn)而增加裂隙空間造成壓力快速降低；另一方面，裂隙之間及附近煤體在連續(xù)濕潤(rùn)及較高壓力作用下，煤體產(chǎn)生塑性收縮變形進(jìn)而增加裂隙空間造成壓力快速降低。隨著保壓時(shí)間逐漸延長(zhǎng)，孔內(nèi)水體能量逐漸損失、壓力逐漸降低，前文述及的保壓初始階段的2 方面作用均得到大幅度減弱，此時(shí)孔內(nèi)水體主要借助剩余壓力通過煤體裂隙及孔隙網(wǎng)絡(luò)緩慢的向煤層深處滲透擴(kuò)散為主，隨著孔內(nèi)水體剩余壓力進(jìn)一步減弱及滲透擴(kuò)散距離進(jìn)一步增加，孔內(nèi)水體壓力損失速率逐漸變慢，并最終平衡于煤層壓力。

5 壓裂效果

5.1 煤層增透效果

主要通過對(duì)比壓裂前后的煤層透氣性系數(shù)和鉆孔瓦斯流量衰減系數(shù)進(jìn)行煤層增透效果分析。壓裂前煤層參數(shù)測(cè)試地點(diǎn)為未進(jìn)行壓裂施工前，距離壓裂鉆孔20 m 位置原位煤層樣品。在25223 運(yùn)輸巷設(shè)置5 個(gè)鉆場(chǎng)，各鉆場(chǎng)位置分別與24223 運(yùn)輸巷穿層梳狀各分支孔煤層段相對(duì)應(yīng)，通過各鉆場(chǎng)向24223運(yùn)輸巷穿層梳狀各分支孔水力壓裂區(qū)域施工參數(shù)測(cè)試鉆孔，煤層參數(shù)測(cè)試結(jié)果對(duì)比見表1。

表1 煤層參數(shù)測(cè)試結(jié)果對(duì)比Table 1 Comparison of test results of coal seam parameters

由表1 可知，穿層梳狀分支孔煤層段精準(zhǔn)水力壓裂后，煤層平均透氣性系數(shù)提高至原來的14.08倍，鉆孔平均流量衰減系數(shù)降低至原來的56%。

5.2 瓦斯抽采效果

梳狀鉆孔最后1 個(gè)分支孔煤層段保壓排水作業(yè)完成后，即對(duì)試驗(yàn)穿層梳狀鉆孔進(jìn)行聯(lián)網(wǎng)接抽，同時(shí)在鉆孔與抽采支管之間的波紋管上安裝有GD3（b）型礦用瓦斯抽放多參數(shù)傳感器，并利用KJ90X 煤礦安全監(jiān)控系統(tǒng)對(duì)試驗(yàn)穿層梳狀鉆孔抽采瓦斯體積分?jǐn)?shù)、抽采流量、管道溫度等參數(shù)進(jìn)行連續(xù)檢測(cè)計(jì)量，為分析試驗(yàn)穿層梳狀鉆孔瓦斯抽放效果提供了堅(jiān)實(shí)的保障。穿層梳狀鉆孔瓦斯抽采數(shù)據(jù)曲線圖如圖6。

圖6 穿層梳狀鉆孔瓦斯抽采數(shù)據(jù)曲線圖Fig.6 Gas drainage data curves of comb-shaped boreholes through layers

圖6（a）為試驗(yàn)穿層梳狀鉆孔聯(lián)網(wǎng)接抽后1 個(gè)月的抽采數(shù)據(jù)，其中抽采負(fù)壓為38.21～46.80 kPa。數(shù)據(jù)表明其瓦斯抽采體積分?jǐn)?shù)和抽采純流量均表現(xiàn)出先增大，后減小至穩(wěn)定狀態(tài)的變化特征，平均抽采體積分?jǐn)?shù)為17.7%，平均抽采純流量為1.53 m3/min。為了驗(yàn)證壓裂試驗(yàn)效果，特選取前期該巷道同水平控制范圍相當(dāng)?shù)拇邮釥钽@孔整體水力壓裂試驗(yàn)鉆孔1 個(gè)月的瓦斯抽采數(shù)據(jù)進(jìn)行對(duì)比分析（圖6（b）），結(jié)果顯示相比于前期該巷道同水平控制范圍相當(dāng)?shù)拇邮釥钽@孔整體水力壓裂試驗(yàn)，此次穿層梳狀分支孔煤層段精準(zhǔn)水力壓裂試驗(yàn)后的單孔瓦斯抽采體積分?jǐn)?shù)提高了2.7 倍，瓦斯抽采純量提高了11.8倍。

6 結(jié) 論

1）壓裂后，區(qū)域煤層平均透氣性系數(shù)為2.732 m2/（MPa2·d），鉆孔平均流量衰減系數(shù)為0.327 d-1，相比于壓裂前，煤層平均透氣性系數(shù)提高至原來的14.08倍，鉆孔平均流量衰減系數(shù)降低至原來的56%。

2）對(duì)比穿層梳狀鉆孔整體水力壓裂試驗(yàn)，穿層梳狀分支孔煤層段精準(zhǔn)水力壓裂試驗(yàn)單孔瓦斯抽采體積分?jǐn)?shù)提高了2.7 倍，瓦斯抽采純量提高了11.8 倍。