婁 毅 ，梁龍軍 3 ，陳 捷 3 ，邵林杰 ，陽富芹 ，易 旺

（1.貴州盤江煤層氣開發(fā)利用有限責(zé)任公司, 貴州 貴陽 550009；2.貴州省煤層氣頁巖氣工程技術(shù)研究中心, 貴州 貴陽 550009；3.貴州省煤田地質(zhì)局一五九隊(duì), 貴州 貴陽 550009）

0 引 言

在貴州地區(qū)，高瓦斯礦井占比高達(dá)70%[1]，采空區(qū)卸壓瓦斯高效抽采能有效降低煤礦瓦斯事故[2-3]，也是為了積極響應(yīng)國家“雙碳”政策，同時(shí)將貴州地區(qū)的“氣”優(yōu)勢快速轉(zhuǎn)化為經(jīng)濟(jì)優(yōu)勢。因此“采氣促采煤”的技術(shù)理念是煤與煤層氣共采技術(shù)在瓦斯防治與煤層氣產(chǎn)業(yè)化發(fā)展的必然趨勢。隨著盤江礦區(qū)山腳樹礦對10 號、12 號煤層的開采后，工作自后方形成大面積采空區(qū)。要地面鉆井抽采采空區(qū)裂隙帶里游離瓦斯及對下伏煤層氣開發(fā)，采用常規(guī)的鉆井技術(shù)很難穿越。直井常作為開發(fā)井來對采空區(qū)的卸壓瓦斯及下伏煤層氣進(jìn)行抽采利用，但貴州地區(qū)屬于典型的喀斯特地貌，地表溝壑縱橫，井場選擇難[4]，有時(shí)候不得不選擇定向井作為卸壓抽采和下伏煤層煤層氣的開發(fā)井型。在貴州地區(qū)，對煤礦多層采空后采空區(qū)鉆井的探索研究少，可查閱的文獻(xiàn)資料不多，在實(shí)施過采空區(qū)卸壓井或煤層氣井時(shí)，對面臨的裂隙帶井漏嚴(yán)重、井眼尺寸設(shè)計(jì)偏大、成井難、參數(shù)設(shè)計(jì)不合理及井身結(jié)構(gòu)適配性差等問題也沒有系統(tǒng)的認(rèn)識研究[5]，常借鑒山西或安徽地區(qū)針對單煤層開采探索總結(jié)出來的經(jīng)驗(yàn)?zāi)Ｊ?，但針對貴州地區(qū)煤系及非煤系地層巖性發(fā)育特征，借鑒的“山西模式”或“安徽模式”常存在水土不服的情況[6]，對指導(dǎo)定向井軌道設(shè)計(jì)及完井井身結(jié)構(gòu)設(shè)計(jì)等可參考性不強(qiáng)。

鑒于上述難題，以盤江礦區(qū)山腳樹礦為例，在采空區(qū)實(shí)施一口定向井，對過采空區(qū)多煤層定向鉆井在井位選擇、軌道設(shè)計(jì)、鉆具組合、鉆井方式及完井井身結(jié)構(gòu)等方面做了技術(shù)研究和優(yōu)化，探索出與貴州地區(qū)相匹配的過采空區(qū)多煤層定向鉆完井技術(shù)的“貴州模式”，同時(shí)結(jié)合在實(shí)鉆過程中井漏、風(fēng)損、機(jī)械鉆速等變化情況來定量劃分多煤層采空疊置條件下“三帶”縱向發(fā)育特征。

1 研究區(qū)概況

山腳樹礦位于六盤水煤田盤關(guān)向斜西翼北段，主采煤層為中階焦煤，為高瓦斯突出礦井，礦區(qū)主采煤層瓦斯壓力大、瓦斯含量高、滲透率低等特點(diǎn)。山腳樹礦對10 號及12 號煤層采用長壁式垮落法采煤工藝技術(shù)[1]，隨著采煤不斷推進(jìn)，中淺部區(qū)域10 號及12 號煤已形成大面積采空區(qū)破碎帶。礦區(qū)構(gòu)造復(fù)雜，圖1 為山腳樹礦“三區(qū)”分布及構(gòu)造剛要圖。

圖1 礦區(qū)“三區(qū)”分布及構(gòu)造剛要Fig.1 Distribution and structure of “three areas” in mining area

礦區(qū)龍?zhí)督M中上部1 號煤、3 號煤、4 號煤、6 號煤、10 號煤、12 號煤、號和號煤層瓦斯賦存狀態(tài)主要為吸附態(tài)，各煤層的含氣飽和度高，大部分煤層處于飽和或過飽和狀態(tài)，煤層內(nèi)存在少量的游離態(tài)和水溶態(tài)氣體；其中主采煤層10 號煤層原始平均含氣量10.12 m3/t，煤層平均厚度1.34 m；12 號煤層平均含氣量11.16 m3/t，煤層平均厚度3.19 m；號煤層平均含氣量12.05 m 3 /t，煤層平均厚度1.54 m，181中號煤層平均含氣量13.96 m3/t，煤層平均厚度2.67 m。圖2 為礦區(qū)主采煤層的等溫吸附曲線。根據(jù)礦區(qū)綜合柱狀圖，10 號煤層與12 號煤層平均距離為18.0～20.0 m；12 號煤層與181上號煤層平均距離為60 m；號煤層與號煤層平均距離約2.3 m。礦區(qū)主采煤層原始滲透率較低，10號煤層原始滲透率為0.014×10-3μm2， 12 號煤層原始滲透率為0.044×10-3μm2，號和號煤層原始滲透率分別為0.049×10-3μm2、0.039×10-3μm2。地層壓力表現(xiàn)為略欠壓-正常壓力，壓力系數(shù)0.85～0.89。

圖2 礦區(qū)主采煤層等溫吸附曲線（空氣干燥基，30 ℃）Fig.2 Isothermal adsorption curve of main coal seam in mining area (air drying basis, 30 ℃)

2 采空區(qū)覆巖應(yīng)變規(guī)律分析

礦區(qū)10 號及12 號煤層采空后使得煤巖體原始應(yīng)力平衡被打破，隨著煤層頂?shù)装鍘r層的移動(dòng)變形，上覆及下伏煤巖層應(yīng)力重新分布。隨著采煤工作面正常往深部接替推進(jìn)過程中，煤層頂板處于采前壓縮、采后彎拉和應(yīng)力釋放狀態(tài)，煤層底板處于采前壓縮、采后膨脹和應(yīng)力恢復(fù)狀態(tài)。采用數(shù)值模擬方法來初步分析采空區(qū)頂?shù)装迕簬r層應(yīng)力變化特征，進(jìn)而在地層傾向上主要分為5 個(gè)應(yīng)力區(qū)：原始應(yīng)力區(qū)、應(yīng)力集中區(qū)、壓縮區(qū)、應(yīng)力釋放區(qū)、應(yīng)力恢復(fù)區(qū)[7]。10 號及12 號煤層采空后，上覆煤巖層經(jīng)垮落、拉張及斷裂等應(yīng)力釋放產(chǎn)生大量不等徑網(wǎng)狀復(fù)雜中大裂隙和微裂隙，裂隙間聯(lián)通性好，卸壓后，上覆煤層內(nèi)甲烷由吸附態(tài)變?yōu)橛坞x態(tài)并大量游離于裂隙帶里，同時(shí)在縱向上形成穩(wěn)定的“三帶”；同理，12 號煤層底板的下伏煤巖層經(jīng)過緩慢的應(yīng)力釋放形成穩(wěn)定的卸壓區(qū)，緊鄰12 號煤層底板的裂隙主要為順層彎拉裂隙和巖層破斷后垂直、斜交層理形成的穿層裂隙，裂隙連通性較好；遠(yuǎn)離12 號煤層底板號和號煤層處于變形帶區(qū)域，煤巖層發(fā)生微膨脹變形，裂隙以順層張裂隙為主，進(jìn)而導(dǎo)致煤巖層滲透率大幅增大。通過對采空區(qū)上覆及下伏巖層應(yīng)力變化特征的分析，為下一步定向井施工在參數(shù)優(yōu)選、軌道設(shè)計(jì)、鉆井方法優(yōu)選等提供科學(xué)依據(jù)；同時(shí)通過經(jīng)驗(yàn)式（1）和式（2）初步推算出該礦區(qū)采空區(qū)“三帶”在縱向上的發(fā)育高度，如圖3 所示。

3 過采空區(qū)多煤層定向鉆完井關(guān)鍵技術(shù)優(yōu)化

3.1 井位選擇

圖4 井位布置示意Fig.4 Schematic diagram of well location layout

3.2 “三帶”高度計(jì)算

山腳樹礦采煤為上保護(hù)層開采，即先采10 號煤再采12 號煤，采煤方式為長壁式全垮落法，221013采煤工作面及號煤暫未開采。通過經(jīng)驗(yàn)式（1）[9]和式（2）[11]推算出采空區(qū)垮落帶及裂隙帶的發(fā)育高度：

①垮落帶：礦區(qū)采空區(qū)上覆巖層主要為飛仙關(guān)組及龍?zhí)督M上部的中硬砂泥巖互層為主。通過式（1）計(jì)算出10 號與12 號煤層采空后垮落帶高度：

②裂隙帶：通過式(2)采用采高疊加最大化法初步計(jì)算出10 號與12 號煤層采空后裂隙帶高度：

式中：M為礦層開采厚度；10 號煤層采高1.80 m；12號煤層采高3.5 m；

礦區(qū)地層傾角約10°，不考慮10 號煤層采空后下伏應(yīng)力釋放對12 號煤層垮落帶發(fā)育高度的影響，初步計(jì)算出采空區(qū)10 號煤采空后垮落帶發(fā)育高度為6.0～11.0 m，12 號煤采空后空后垮落帶發(fā)育高度8.54～13.54 m。但針對層間距不等的多層煤采空后裂隙帶發(fā)育高度在國內(nèi)可查閱的資料較少，也無相應(yīng)的技術(shù)規(guī)范。礦區(qū)由于10 號煤層與12 號煤層平均間距為18.0～20.0 m，層間距小，在計(jì)算裂隙帶發(fā)育高度采取采高疊加最大化法，即M值取10 號和12 號煤層采高疊加計(jì)算出裂隙帶發(fā)育高度為38.1～49.3 m（以10 號煤層頂板為基準(zhǔn)面），取最大值49.3 m。計(jì)算出裂隙帶發(fā)育最大高度后對指導(dǎo)后續(xù)優(yōu)化鉆井方法、井身結(jié)構(gòu)設(shè)計(jì)、鉆具組合、二開鉆井參數(shù)優(yōu)選具有重要的導(dǎo)向性。

3.3 軌道參數(shù)設(shè)計(jì)優(yōu)化

由于受地面條件的制約，該試驗(yàn)井設(shè)計(jì)為一口定向井，根據(jù)前文計(jì)算出的裂隙帶縱向最大高度為49.3 m，附加30%～40%安全高度，即裂隙帶縱向發(fā)育高度視為（64.09±5） m。221013 采煤工作面已采空的10 號與12 號煤層垂深分別為540～571 m、558～593 m（以試驗(yàn)井井口標(biāo)高為基準(zhǔn)計(jì)算），即可預(yù)測試驗(yàn)井鉆遇的裂隙帶頂界垂深為（480.91～511.91）±5 m。為有效降低成井難度、節(jié)約完井周期、降低滑動(dòng)摩阻及保證軌道平滑度，針對?311.15 mm 大尺寸井眼定向，優(yōu)化設(shè)計(jì)全角變化率為（4.0°～5.0°）/30 m，采用“三段制”軌道剖面[12]，設(shè)計(jì)最大井斜不宜大于30°，同時(shí)優(yōu)化設(shè)計(jì)一開軌跡在進(jìn)入裂隙帶前完成增斜定向施工，降低成井難度，保障成井安全。

3.4 鉆具組合優(yōu)化設(shè)計(jì)

針對定向井的鉆井施工鉆鋌長度設(shè)計(jì)尤為重要，設(shè)計(jì)過短，前期一開定向滑動(dòng)加壓困難，設(shè)計(jì)過長，由于鉆鋌尺寸較鉆桿偏大，與井眼接觸面積大，滑動(dòng)鉆進(jìn)時(shí)摩阻大且擠壓環(huán)空間隙，不利于復(fù)合快速鉆進(jìn)時(shí)大塊巖屑的返出。鉆鋌設(shè)計(jì)根據(jù)完鉆井深、最大井斜角、最大鉆壓、鉆鋌尺寸及鉆井液密度等參數(shù)合理優(yōu)化設(shè)計(jì)鉆鋌長度，同時(shí)要遵循最大鉆壓時(shí)鉆桿不承受壓縮載荷，即保持中和點(diǎn)始終在鉆鋌上的原則。針對不同井型合理的設(shè)計(jì)鉆鋌長度對加快機(jī)械鉆速具有重要作用。鉆鋌最優(yōu)長度可利用式（3）計(jì)算[13]：

式中：Lc為鉆鋌長度，m；SN為安全系數(shù)，一般取1.15～1.25；Wmax為設(shè)計(jì)最大鉆壓，kN；qc為鉆鋌線重，kN/m；Kf=1-ρ1/ρc，為浮力系數(shù)，其中ρ1為鉆井液密度，g/cm3，ρc為鉆柱鋼材密度，g/cm3；θ為設(shè)計(jì)最大井斜角；

3.5 井身結(jié)構(gòu)優(yōu)化及鉆井方法優(yōu)選

為延長試驗(yàn)井的使用周期，有效抵抗采空區(qū)巖層采空后彎沉錯(cuò)動(dòng)所施加在套管上的擠壓和剪切力，同時(shí)實(shí)現(xiàn)“一井兩用”的功能，優(yōu)化后試驗(yàn)井采用“三開制”+雙套管結(jié)構(gòu)，一開井身結(jié)構(gòu)優(yōu)化設(shè)計(jì)為?311.5 mmPDC 鉆頭 +?244.5 mm 表套[1,7]，但一開直接采用?311.15 mmPDC 鉆頭+?216/244.5 mm（1.25°）螺桿完成定向施工前期滑動(dòng)鉆進(jìn)機(jī)械鉆速較慢，完井周期長，經(jīng)優(yōu)化后先采用?215.9 mmPDC 鉆頭+?172 mm（1.25°/1.5°）螺桿完成定向增斜后穩(wěn)斜鉆至裂隙帶頂界，井口出現(xiàn)失返后一開完鉆，起鉆采用水泥封堵，待侯凝48 h 后采用?215.9 mm 三牙輪+?311.15 mmPDC 鉆頭組合入井?dāng)U孔至漏失段頂3～5 m 止，下入鋼級N80 外徑?244.5 mm 壁厚11.03 mm 表層套管固井，固井水泥漿返至地面，擴(kuò)孔組合鉆頭如圖5 所示。

圖5 擴(kuò)孔鉆頭組合Fig.5 Combination of reaming bit

鉆至采空區(qū)裂隙帶后井漏嚴(yán)重，不能正常建立循環(huán)，巖屑無法返出井口，巖屑隨鉆井液進(jìn)入地層裂隙，堵塞上覆地層裂隙通道，影響后期對采空區(qū)卸壓游離瓦斯抽采。若采用空氣鉆鉆進(jìn)，會導(dǎo)致一部分空氣注入采空區(qū)與瓦斯混合，易出現(xiàn)井下安全事故。若全井采用氮?dú)饣蛱坠茔@井配套工序復(fù)雜且不經(jīng)濟(jì)[14-16]。優(yōu)化后二開采用氮?dú)忏@進(jìn)，可有效消除井下安全隱患的同時(shí)也保障鉆井安全高效施工[17]。即二開采用?215.9 mm 空氣鉆頭+?203.2 mm 潛孔沖擊器[8,13]鉆至12 號煤底板10～15 m 完鉆，下入鋼級P110 外徑?193.7 mm 壁厚9.52 mm 技術(shù)套管，技套頂界與表套重疊10～15 m，低深下至12 號煤底板下10～15 m，距離表套管浮鞋上6～8 m 處安裝1 個(gè)外封隔器（要求避開套管接箍），外封隔器上端接1根公扣為常規(guī)正絲母扣為反絲的套管[7]，套管上再連接1 個(gè)公扣為反絲母扣為正絲的轉(zhuǎn)換接頭，采用?127 mm 鉆桿連接入井，套管下至設(shè)計(jì)井深后，固井注入G 級油井水泥封固套管低口，憋壓待侯凝結(jié)束通過提動(dòng)管柱方式打開外封隔器，同時(shí)將反扣裝置及以上鉆桿倒扣取出。

鉆至12 號煤底板后，三開改用常規(guī)鉆井技術(shù)鉆進(jìn)，即設(shè)計(jì)?171.4 mm 鉆頭鉆至號煤層底板后預(yù)留50～60 m“口袋”后完鉆[18-19]，循環(huán)干凈井眼，同時(shí)配置一定量2.5%KCl 溶液，采用洗井液充分替換出井筒內(nèi)鉆井液，再采用射孔槍入井在技套封隔的裂隙帶中上部采用多段多簇完成射孔，其目的是建立采空區(qū)上覆卸壓瓦斯抽采通道，射孔結(jié)束后下入鋼級N80 外徑?139.7 mm 壁厚9.17 mm 產(chǎn)套，固井要求水泥返至技套最下部射孔孔眼5～10 m 即可，保證號煤層頂板以上有60～70 m 優(yōu)質(zhì)水泥環(huán)即可。

3.6 完井井口優(yōu)化設(shè)計(jì)

進(jìn)入抽采階段，為實(shí)現(xiàn)上覆煤層卸壓瓦斯及下伏煤層壓裂后的煤層氣的同步抽采，采用常規(guī)完井方式無法滿足同步生產(chǎn)需求，需對完井井口進(jìn)一步優(yōu)化，實(shí)現(xiàn)同步且互不干擾抽采。優(yōu)化后的完井井口如圖6 所示。

圖6 優(yōu)化后的完井井口示意Fig.6 Schematic of optimized completion wellhead

3.7 鉆井關(guān)鍵工藝流程及設(shè)備

二開過裂隙帶鉆井從成井安全和裂隙保護(hù)角度綜合考慮，試驗(yàn)井二開鉆井采用空氣鉆鉆進(jìn)，循環(huán)介質(zhì)為氮?dú)猓@進(jìn)主要入口設(shè)備依次包括空壓機(jī)組、制氮機(jī)和增壓機(jī)組、排巖粉裝置、單流閥、放空裝置、井口等。出口裝置主要包括井口監(jiān)測裝置、除塵裝置、除塵水和排污池[7]。氮?dú)忏@井設(shè)計(jì)的設(shè)備參數(shù)主要包含注氮量、供氮壓力，同時(shí)鉆柱的直徑應(yīng)滿足最大輸?shù)亢凸ぷ鲏毫σ?。二開在裂隙帶鉆進(jìn)主要考慮注氮量、漏風(fēng)量和制氮機(jī)供氮能力，同時(shí)也要考慮采空區(qū)是否存在涌水。根據(jù)設(shè)備供氮能力及施工最大鉆壓來確定空壓機(jī)、制氮機(jī)及增壓機(jī)的使用數(shù)量。二開鉆進(jìn)供氮量可根據(jù)式（4）計(jì)算[7,14,18-19]：

式中：Q為空壓機(jī)供風(fēng)量，m3/min；V1為上返速度，一般取15～25 m/min；D2為井徑，mm；d2為鉆桿外徑，mm；K1為井深校正系數(shù)（由于井深環(huán)空間隙壓力損失增大，導(dǎo)致流量逐漸衰減）；井深大于 500 m 時(shí)，一般K1取1.3～1.5；K2為井內(nèi)有涌水或漏風(fēng)時(shí)風(fēng)量增加系數(shù)，與涌水量和漏風(fēng)量有關(guān)，一般K2取1.0～1.5。

4 疊置“三帶”分析及工程試驗(yàn)

4.1 多層采空后疊置“三帶”分析

通過對SJ-1 井實(shí)鉆各項(xiàng)參數(shù)統(tǒng)計(jì)分析后，將漏失井深442.5 m（垂深441.23 m）劃定為221013 采空面裂隙帶頂界，同時(shí)根據(jù)該采煤工作面已采空10 號煤、12 號煤層推算出實(shí)鉆軌跡鉆遇10 號煤及12 號煤頂板區(qū)垂深為（564.35±1） m、（586.59±1） m（考慮到實(shí)鉆測量誤差）。再根據(jù)裂隙帶和垮落帶巖層可鉆性、單軸抗壓強(qiáng)度等變化，進(jìn)而根據(jù)實(shí)鉆過程中機(jī)械鉆速（V2）和風(fēng)損量（Q1）變化情況推算出10 號煤層和12 號煤層采空后裂隙帶及冒落縱向發(fā)育高度。

從圖7 可以看出，當(dāng)鉆至井深541.9 m（節(jié)點(diǎn)1，垂深539.62 m）時(shí)，在各項(xiàng)鉆井參數(shù)變化不大的情況下，V2出現(xiàn)臺階式增大，但Q1無明顯增大；繼續(xù)鉆至井深555.8 m（節(jié)點(diǎn)2，垂深553.37 m），Q1出現(xiàn)增大趨勢，但V2無明顯變化，繼續(xù)鉆至井深558.0 m（節(jié)點(diǎn)3，垂深555.55 m），V2第2 次出現(xiàn)臺階式增大?，F(xiàn)假定鉆遇節(jié)點(diǎn)1 為10 號煤垮落帶頂，即推算出裂隙帶及垮落帶發(fā)育高度分別為98.39 m 和（24.73±1） m（以采空10 號煤頂板為基高，下同）；又假定鉆遇節(jié)點(diǎn)3 為10 號煤垮落帶頂，即推算出裂隙帶及冒落發(fā)育高度分別為114.32 m 和（8.8±1） m；綜合以上分析，結(jié)合Q1變化趨勢和式（1）反向推導(dǎo)，將鉆遇節(jié)點(diǎn)3劃分為10 號煤層垮落帶頂界較為合理；同理，推算出12 號煤垮落帶發(fā)育高度為（11.96±1） m。

圖7 SJ-1 井二開實(shí)鉆參數(shù)統(tǒng)計(jì)分析Fig.7 Statistical analysis of actual drilling parameters in second opening of Well SJ-1

綜上所述，結(jié)合該礦區(qū)10 號煤與12 號煤層采高分別為1.8 m 和3.5 m；單項(xiàng)定量針對10 號煤層計(jì)算出裂隙帶發(fā)育高度為采高63.5 倍，垮落帶發(fā)育高度為采高4.33～5.44 倍。同理，單項(xiàng)定量針對12 號煤層計(jì)算出裂隙帶發(fā)育高度為采高38.11 倍，垮落帶發(fā)育高度為采高3.13～3.7 倍。但針對多層煤采空后疊置“三帶”發(fā)育高度的計(jì)算不能簡單的將各煤層采高疊加計(jì)算，而是要充分考慮本采區(qū)上覆地層巖性特征、采空煤層間發(fā)育間距和巖性特征及采煤順序等。通過本井成功實(shí)施，探出了山腳樹礦區(qū)采空區(qū)疊置裂隙帶和垮落帶發(fā)育高度，垮落帶發(fā)育高度與式（1）較為吻合，需對裂隙帶式（2）進(jìn)行修正，詳見表1。

表1 疊置“三帶”高度計(jì)算公式Table 1 Formula for calculating height of superimposed “three belts” in goaf

其中：M為單煤層開采厚度，m；ΣMi為疊置裂隙帶內(nèi)煤層厚度之和，m；i為開采煤層層數(shù)；S1為系數(shù)，與相鄰采空煤層垂直間距、巖性等有關(guān)，一般取0.8～0.9；H3為相鄰2 個(gè)采空煤層底板到頂板的垂直距離，m。

4.2 工程試驗(yàn)

SJ-1 井為一口定向試驗(yàn)井，采空區(qū)221013 采煤工作面10 號煤層垂深540～571 m， 12 號煤層垂深558～593 m，及號煤層垂深618～650 m。該井設(shè)計(jì)為“三開制”+雙套管井身結(jié)構(gòu)，軌道設(shè)計(jì)采用“三段制”剖面，見表2，各開次鉆具組合見表3。

表2 SJ-1 井“三段制”軌道剖面設(shè)計(jì)Table 2 “Three-section system” section design of well SJ-1

表3 SJ-1 井各開次鉆具組合設(shè)計(jì)Table 3 Drilling assembly design for each run in well SJ-1

該井一開采用常規(guī)鉆井工藝技術(shù)，一開穩(wěn)斜鉆至井深442.5 m 出現(xiàn)井漏，漏速約6 m3/h，強(qiáng)鉆至井深458 m 井口完全失返，漏速大于108 m3/h（施工泵最大排量），起鉆采用水泥封堵成功后下鉆擴(kuò)孔，擴(kuò)孔至井深439 m 止，下入表套固井[20]。

二開采用“空氣錘+雙扶”鉆進(jìn)，設(shè)計(jì)沖擊鉆頭尺寸?215.9 mm，井徑擴(kuò)大率按6.0%計(jì)算，即井徑為?228.85 mm，鉆桿外徑?127.0 mm（未考慮鉆鋌尺寸影響），二開設(shè)計(jì)井深為605 m ，K1取1.5；該區(qū)煤系地層為弱含水，涌水量小，K2取1.3；巖屑上返速度取16 m/s；同時(shí)221013 工作面層采空區(qū)采空后預(yù)埋了瓦斯抽采管線，卸壓瓦斯抽采量為50～60 m3/min，假定鉆至裂隙帶和垮落帶漏風(fēng)量按工作面負(fù)壓抽采量的1/100 取值[3]，即風(fēng)損量取 0.5～0.6 m3/min；因此：Q1≥53.5 m3/min，即要求空壓機(jī)、制氮機(jī)、增壓機(jī)的供風(fēng)量應(yīng)不低于53.5 m3/min，同時(shí)要求工作風(fēng)壓不低于2.4 MPa，才能保證巖屑的正常排出。優(yōu)化設(shè)計(jì)后采用美國壽力空壓機(jī)2 臺，單臺最大供風(fēng)量為32.5 m3/min，2 臺空壓機(jī)并聯(lián)使用，同時(shí)配置制氮機(jī)和增壓機(jī)各1 臺，每臺制氮機(jī)排量為60 m3/min，每臺增壓機(jī)排量為69 m3/min。此外，同時(shí)增壓機(jī)與鉆井設(shè)備之間采用高壓軟管連接，耐壓能力35 MPa，二開鉆至井深601.31 m 后完鉆。

三開鉆至井深685.01 m 后完鉆，配置2.5%KCl溶液46 m3，充分替換出井筒鉆井液后采用102 射孔槍大孔徑彈（孔眼?16 mm）入井在井段508.21～545 m 井段完成3 段15 簇螺旋射孔，相位角60°，孔密16 孔/m，然后下入產(chǎn)套固井后完井，完井井身結(jié)構(gòu)如圖8 所示。該井最終順利鉆過采空區(qū)成井，在裂隙帶和垮落帶平均機(jī)械鉆速達(dá)12.46、26.95 m/h，全井完井周期16.8 d。

圖8 SJ-1 井完井井身結(jié)構(gòu)Fig.8 Structural diagram of completion of Well SJ-1

4.3 工程效果

該試驗(yàn)井于2021 年12 月完成鉆完井施工，2022 年2 月針對號和號煤層（厚度分別為1.2 m、2.86 m）采用“合層重復(fù)+投球暫堵” 壓裂技術(shù)順利完成壓裂施工，3 月完成該井負(fù)壓抽采設(shè)備（煤層氣增壓機(jī)規(guī)格型號TRBLG-50）及抽油機(jī)（規(guī)格型號CYJ4-1.2-4.5）安裝調(diào)試運(yùn)行；截至2022 年7 月底該井累計(jì)抽采卸壓瓦斯32.18 萬m3，累計(jì)瓦斯發(fā)電50.17 萬kW·h；現(xiàn)煤層氣日產(chǎn)氣達(dá)1396 m3（未達(dá)日產(chǎn)氣峰值，目前處于緩慢排水階梯降壓階段），日產(chǎn)水量約4.22 m3，井底流壓2.25 MPa,具備一定的高產(chǎn)潛力；較同礦區(qū)深部于2019 年針對號和號煤層實(shí)施的煤層氣試驗(yàn)井，在不考慮儲層慮物性差異、壓裂及后期排采等因素的影響，折算成單米厚度后對最高日產(chǎn)氣量的貢獻(xiàn)率提升63.2%以上。生產(chǎn)曲線如圖9 所示。

5 結(jié)論與建議

1）采空區(qū)實(shí)施定向井抽采上覆煤層卸壓瓦斯及開發(fā)下伏煤層煤層氣，實(shí)現(xiàn) “一井兩用”功能，建議采用“三開制+雙套管”井身結(jié)構(gòu)，對于采空區(qū)采空煤層埋深小于600 m 的定向井設(shè)計(jì)最大井斜不宜大于30°，且在軌跡在進(jìn)入裂隙帶前完成定向施工，降低成井難度。

2）針對在“采空區(qū)”實(shí)施定向井，一開需采用?311.15 mm 鉆頭定向時(shí)，建議優(yōu)先采用?215.9 mm+?172 mm（1.25°/1.5°）單彎螺桿完成定向施工，再采用“?215.9 mm 三牙輪+?311.15 mmPDC”鉆頭組合擴(kuò)孔，有效節(jié)約完井周期。

3）過采空區(qū)裂隙帶及垮落帶鉆井時(shí)，采用“空氣鉆+氮?dú)狻便@井的技術(shù)思路，工程應(yīng)用效果較為理想。但成本偏高，需進(jìn)一步優(yōu)化該鉆井技術(shù)，有效降低鉆井成本。

4）針對“一井兩用”的定向井，二開套管下至表套浮鞋上10～15 m 即可，有效節(jié)約完井成本。

5）對于多煤層采空區(qū)疊置裂隙帶及垮落帶的劃分，可根據(jù)地層可鉆性、抗壓強(qiáng)度等變化與井漏、風(fēng)損量及機(jī)械鉆速變化相結(jié)合來定量劃分采空區(qū)疊置“三帶”。