煤系頁巖瓦斯吸附?解吸遲滯效應核磁共振譜實驗研究1)

唐巨鵬 田虎楠,2) 潘一山

* (遼寧工程技術大學力學與工程學院,遼寧阜新 123000)

? (遼寧大學物理學院,沈陽 110036)

引 言

煤系頁巖氣俗稱瓦斯,是陸相頁巖氣的重要組成部分之一,主要以吸附態(tài)和游離態(tài)形式存在.頁巖氣單井產能并非恒定不變,而是隨著累計產量增加而不斷遞減[1],初期單井產量高遞減快,以游離氣為主;后期產量穩(wěn)定,遞減慢,以吸附氣為主[2],隨著煤系頁巖瓦斯開采深度不斷增加,這一現(xiàn)象愈發(fā)明顯,而煤系頁巖瓦斯吸附?解吸過程差異即吸附?解吸遲滯效應在這一現(xiàn)象中影響不可忽略,因此通過實驗和理論從微細觀角度探究煤系頁巖瓦斯吸附?解吸遲滯規(guī)律就顯得格外重要.

煤系頁巖瓦斯吸附過程中隨著孔隙瓦斯壓力不斷增加,瓦斯(甲烷)分子在煤系頁巖基質和孔喉表面不斷吸附直到平衡如圖1(a)所示;裂隙游離態(tài)瓦斯采出引起的裂隙和基質壓力差使得基質表面吸附態(tài)瓦斯解吸[3],直到解吸平衡此時仍有部分瓦斯由于孔喉、吸附質以及納米孔隙變形等諸多因素影響而被阻塞或封閉在微孔隙和基質中如圖1(b)所示,與吸附平衡狀態(tài)相比,這些被阻塞和封閉瓦斯導致明顯滯后現(xiàn)象[4].

圖1 吸附?解吸遲滯效應示意圖Fig.1 Schematic diagram of adsorption-desorption hysteresis

國內外學者對頁巖瓦斯遲滯效應進行大量理論和實驗研究.Ekundayo 等[5-6]研究發(fā)現(xiàn)高溫高壓條件下頁巖甲烷吸附?解吸存在明顯滯后現(xiàn)象且遲滯程度與黏土和有機質碳含量有關;Zapata 和Sakhaee-Pour[7]認為頁巖氣吸附?解吸遲滯效應與孔隙毛細管冷凝以及吸附層厚度有關;Hazraa 等[8]研究發(fā)現(xiàn)貧瘠黑頁巖甲烷吸附?解吸遲滯曲線形狀與高嶺石含量相關;Elizabeth 等[9]認為吸附?解吸過程納米孔隙阻塞效應和孔隙彈性流體性質是產生遲滯效應原因;Mehmani 和Prodanovi?[10]則認為頁巖氣吸附?解吸滯后效應與樣品微孔隙結構喉道空間分布有關;Zhao 等[11]發(fā)現(xiàn)甲烷吸附?解吸遲滯效應可能與頁巖樣品孔隙改變有關;Chen 等[12]從分子動力學角度研究發(fā)現(xiàn)常溫條件下,頁巖氣吸附?解吸遲滯效應主要與孔喉尺寸變化有關,毛細管冷凝影響較小;Xu 等[13]通過采用玻爾茲曼法對頁巖納米孔氣體吸附?解吸模擬發(fā)現(xiàn)解吸遲滯曲線形狀高度依賴于孔隙形狀和孔隙空間凸曲率;關富佳等[14]研究發(fā)現(xiàn)頁巖氣解吸滯后程度與孔裂隙發(fā)育和頁巖物性參數(shù)有關;唐巨鵬等[15]通過核磁共振技術研究發(fā)現(xiàn)煤系頁巖瓦斯吸附?解吸存在遲滯現(xiàn)象,且存在臨界滯后瓦斯壓力;周銀波等[16]和陸壯等[17]分別從熱效應和變質程度方面對煤粉吸附?解吸遲滯效應進行了定量研究.

通過國內外學者大量理論和實驗研究,可以確定頁巖中甲烷吸附?解吸遲滯效應的確存在,但是相關研究還存在以下問題:對頁巖氣吸附?解吸遲滯效應發(fā)生機理,不同學者研究結論相去甚遠,且缺乏適用于頁巖氣吸附?解吸遲滯效應微細觀定量評價指標;研究對象多為海相或海陸過渡相頁巖氣而對儲量豐富煤系頁巖瓦斯吸附?解吸遲滯效應研究甚少.

對于以上研究不足,以雙鴨山盆地東保衛(wèi)煤礦三采區(qū)36# 煤層底板煤系頁巖為研究對象,提出了一種基于核磁共振譜理論煤系頁巖瓦斯遲滯效應微細觀定量評價指標;結合煤系頁巖瓦斯吸附?解吸遲滯效應核磁共振譜實驗進一步研究了吸附態(tài)、游離態(tài)以及微細觀方法測定的宏觀瓦斯遲滯規(guī)律,以期為雙鴨山盆地深部煤系頁巖開采提供理論基礎和實驗參考.

1 煤系頁巖瓦斯吸附?解吸遲滯效應微細觀定量評價指標

1.1 低場核磁共振譜實驗原理

低場核磁共振作為一種針對含H1流體(油/氣/水)等新型無損檢測技術,在能源勘探領域應用日趨廣泛.由低場核磁共振弛豫原理[18-19]可知橫向弛豫時間T2為

式中,FS為幾何形狀因子,無量綱;r平均孔隙半徑,μm;A為表面積,μm2;V為多孔介質體積,μm3;ρ2為表面弛豫強度,μm/ms;T2為瓦斯橫向弛豫時間,ms.

低場核磁共振譜技術探測的是煤系頁巖孔裂隙甲烷中氫原子核(H1),其核磁共振譜信號幅度與探測范圍內的甲烷質量成正比[20],單一孔裂隙煤系頁巖瓦斯質量與T2譜縱坐標幅值相對應,可以采用T2譜曲線縱坐標幅值積分表征煤系頁巖孔裂隙瓦斯量.煤系頁巖多孔介質結構的存在使其孔裂隙甲烷核磁共振橫向弛豫時間比自由態(tài)甲烷小得多,多孔介質中不同孔徑對應不同橫向弛豫時間,結合自由態(tài)瓦斯核磁共振譜特性試驗,可以在核磁共振T2譜定量劃分微孔隙、中?大孔?裂隙以及不受限自由空間范圍,進而對T2譜縱坐標積分求得吸附態(tài)和游離態(tài)瓦斯[15].

1.2 遲滯效應微細觀評價指標

煤系頁巖瓦斯主要以吸附態(tài)和游離態(tài)形式存在,有煤系頁巖(80～100 目頁巖粉)瓦斯吸附?解吸核磁共振譜實驗研究發(fā)現(xiàn),吸附態(tài)和游離態(tài)瓦斯解吸過程均有遲滯效應[15].國內外學者在高分子聚合物、煤巖和土壤等領域研究從宏觀角度給出了吸附?解吸遲滯效應定量評價指標,如表1 所示,HI(hysteresis index)為宏觀定量評價指標,但它們對于煤系頁巖遲滯效應微細觀評價并不完全適用.在文獻[25]基礎上,本文提出一種適用于煤系頁巖瓦斯遲滯效應微細觀定量評價指標,評價模型如圖2 所示.S為煤系頁巖瓦斯核磁共振T2譜幅值積分(煤系頁巖瓦斯量).

圖2 遲滯評價模型示意圖Fig.2 Schematic diagram of hysteresis model

表1 遲滯效應宏觀定量評價指標Table 1 Macro quantitative evaluation index of hysteresis

選取常用吸附?解吸模型分別擬合煤系頁巖瓦斯核磁共振譜數(shù)據(jù),采用相關系數(shù)R2作為最優(yōu)等溫吸附?解吸表征模型選取參數(shù).在尋找到最優(yōu)表征模型后,根據(jù)微細觀遲滯評價指標MHI (microscopic hysteresis index) 定量計算煤系頁巖瓦斯遲滯效應,如式(2)～式(4)所示

式中 σmin為積分起始邊界壓力,MPa;σmin為積分終止邊界壓力,MPa;Ahf為完全不可逆遲滯區(qū)域面積;Ahy為實驗遲滯區(qū)域面積;fad(σ)為最優(yōu)等溫吸附模型;fde(σ) 為最優(yōu)等溫解吸模型;f(σmax)為壓力為σmax最優(yōu)等溫吸附/解吸模型對應煤系頁巖瓦斯核磁共振T2譜幅值積分;M(σmax,f(σmax))為最優(yōu)等溫吸附和解吸模型曲線交點.MHI準確反映了煤系頁巖瓦斯微細觀遲滯程度,當吸附?解吸過程完全可逆時,吸附和解吸曲線重合,實驗遲滯區(qū)域面積趨于零,由式(4)可得MHI= 0;當吸附?解吸過程完全不可逆時等溫解吸曲線不存在,此時Ahf=Ahy.由式(4)可 得MHI= 1.

2 煤系頁巖瓦斯吸附?解吸遲滯效應核磁共振譜實驗

2.1 試樣采集和實驗設備

2.1.1 試樣采集

雙鴨山礦區(qū)煤系頁巖瓦斯儲量大且具有較高開采價值.試樣取自雙鴨山盆地東保衛(wèi)煤礦三采區(qū)36#煤層底板煤系頁巖,埋深578 m,物理參數(shù)如表2所示.

表2 頁巖特征參數(shù)Table 2 Shale characteristic parameters

取未風化煤系頁巖,實驗室粉碎研磨制取不同粒徑頁巖粉,并將足量巖粉在烘干箱中105 °C 烘干24 h.冷卻后將18.70 g (40～60 目)粗巖粉、37.45 g(80～110 目)細巖粉和3.15 g (30～40 目)松香,三者充分混合后在200 t 壓力實驗機上壓制成型,試樣直徑為24.87 mm,高度為50.12 mm,型巖試樣迅速用保鮮膜包裹,膠帶纏繞后,進行蠟封.

2.1.2 實驗設備

煤系頁巖瓦斯吸附?解吸遲滯效應核磁共振譜現(xiàn)場實驗如圖3 所示,實驗裝置連接如圖4 所示:主要有動力加載系統(tǒng)、壓力調節(jié)系統(tǒng)、溫度控制系統(tǒng)、MacroMR12-150H-1 低場核磁共振測試分析儀和數(shù)據(jù)采集系統(tǒng),煤系頁巖吸附氣采用高純度甲烷,實驗溫度25 ± 0.5 °C.

圖3 煤系頁巖瓦斯吸附?解吸遲滯效應現(xiàn)場實驗Fig.3 Field experiment on hysteresis effect of gas adsorption-desorption in coal shale

圖4 煤系頁巖瓦斯吸附?解吸遲滯效應實驗裝置連接示意圖Fig.4 Connection diagram of gas adsorption-desorption hysteresis effect experiment device for coal shale

2.2 實驗步驟

為進一步研究煤系頁巖瓦斯吸附?解吸遲滯效應,對同一試樣首次進行三維應力狀態(tài)吸附?解吸遲滯效應全過程低場核磁共振譜實驗,力求能從微細觀尺度對原位應力狀態(tài)下煤系頁巖瓦斯遲滯規(guī)律進行更為精細的實驗表征.

試樣和核磁共振夾持器上下壓頭之間存在微小空間,實驗過程中此空間內會充滿來自甲烷氣瓶的自由態(tài)瓦斯.為了能夠采用核磁共振T2譜方法計算吸附態(tài)和游離態(tài)瓦斯,有必要先對夾持器空隙自由態(tài)瓦斯進行核磁共振譜特性實驗,再進行煤系頁巖瓦斯吸附?解吸遲滯效應核磁共振譜實驗.

2.2.1 自由態(tài)瓦斯核磁共振譜特性實驗

將外徑25.10 mm、內徑4.2 mm、高49.60 mm的聚四氟乙烯試樣放入核磁共振夾持器中,如圖4所示連接好實驗裝置進行自由態(tài)瓦斯核磁共振譜特性實驗.

首先用氦氣驅除管線及核磁共振夾持器內其它干擾性吸附氣體,檢查管線氣密性,用真空泵負壓10 kPa 連續(xù)抽真空30 min,啟動低場核磁共振分析儀進行數(shù)據(jù)采集.

氮氣通過減壓閥、壓力表和恒溫水浴箱進入軸壓活塞腔內給試樣施加軸壓;啟動高壓氟油循環(huán)溫控系統(tǒng)(循環(huán)氟油溫度25 ± 0.5 °C),將高壓氟油由核磁共振夾持器圍壓入口注入,圍壓出口循環(huán)流出給試樣施加圍壓,同時給試樣提供穩(wěn)定溫度場;接通高壓瓦斯瓶,通過減壓閥、水浴箱和壓力表將瓦斯注入瓦斯參考缸中預熱至25 °C,預熱后瓦斯經六通閥流入核磁共振夾持器實驗腔體中,給試樣施加孔隙壓力.自由態(tài)瓦斯核磁共振T2譜標定實驗方案如表3所示,按順序依次完成實驗并采集和記錄相關數(shù)據(jù).

表3 自由態(tài)瓦斯核磁共振譜特性實驗方案Table 3 Experiment of free gas by NMR spectrums

2.2.2 煤系頁巖瓦斯吸附?解吸遲滯效應核磁共振譜實驗

頁巖埋深578 m,綜合考慮實驗安全和非磁性核磁共振夾持器極限承載能力,在這里采用地應力折減、瓦斯壓力不折減的方法對模型施加地應力和瓦斯壓力[25],選取煤系頁巖瓦斯壓力比例尺Cρ= 1,垂直地應力比例尺Cσ= 4,側壓系數(shù)為1.2,地層平均容重為25 kN/m3[26],可得實驗工況軸壓為3.61 MPa,圍壓為2.97 MPa,實驗甲烷壓力為2.24 MPa.同時對相鄰和深部煤系頁巖瓦斯進行實驗室相似工況模擬,模擬埋深分別為350 m,550 m,750 m,850 m,1050 m,1200 m 和1500 m.自由態(tài)瓦斯標定實驗結束后,將直徑24.87 mm、長度50.12 mm 型頁巖試樣放入核磁共振夾持器中,按圖4 所示重新連接實驗裝置,進行煤系頁巖瓦斯吸附?解吸遲滯效應核磁共振譜實驗.

(1)吸附實驗

首先用氦氣對管線和夾持器腔體進行沖掃,負壓10 kPa 連續(xù)抽真空120 min.啟動低場核磁共振分析儀進行數(shù)據(jù)采集,壓力加載順序為軸壓?圍壓?孔隙壓力,壓力加載方式和自由態(tài)瓦斯標定實驗相同,具體實驗方案如表4 所示,按順序依次完成實驗并采集和記錄相關數(shù)據(jù).

表4 吸附過程核磁共振譜實驗方案Table 4 Experimental adsorption of gas by NMR spectrums

(2) 解吸實驗

在煤系頁巖瓦斯吸附實驗結束后,立即進行煤系頁巖瓦斯解吸實驗,具體實驗方案如表5 所示,按順序依次完成實驗并采集和記錄相關實驗數(shù)據(jù).

表5 解吸過程核磁共振譜實驗方案Table 5 Experimental desorption of gas by NMR spectrums

3 實驗結果

煤系頁巖瓦斯吸附?解吸實驗過程中,核磁共振夾持器內測試樣品同時受到軸壓?圍壓?孔隙壓力共同作用,采用平均有效應力σe[27]表示三者對試樣應力場綜合作用效果,相關實驗結果如下.

3.1 自由態(tài)瓦斯核磁共振譜特性實驗結果

自由態(tài)瓦斯核磁共振譜特性實驗結果如圖5 所示,隨著平均有效應力增加,自由態(tài)瓦斯橫向弛豫時間T2逐漸增大,當平均有效應力在1.76～8.98 MPa,對應自由態(tài)瓦斯T2譜范圍為93.00～2710.63 ms,且T2譜曲線只有一個特征峰,這與前人研究結論一致[28].

圖5 自由態(tài)瓦斯T2 譜Fig.5 T2 spectrum of free gas

3.2 煤系頁巖瓦斯吸附?解吸遲滯效應核磁共振譜實驗結果

煤系頁巖瓦斯遲滯效應核磁共振譜實驗結果如圖6 和圖7 所示.

圖6 吸附過程T2 譜Fig.6 T2 spectrum of shale gas adsorption

圖7 解吸過程T2 譜Fig.7 T2 spectrum of shale gas desorption

由圖5 可以確定圖6 中橫向弛豫時間T2大于103.69 ms 部分為自由態(tài)瓦斯譜峰(>T2C2= 103.69 ms).由式(1)可知孔隙越小T2時間越短,因此微孔隙橫向弛豫時間要比中?大孔隙?裂隙橫向弛豫時間短,所以圖6 中橫向弛豫時間T2小于2.86 ms 部分為吸附態(tài)瓦斯譜峰(T2C4= 115.61 ms)、吸附態(tài)瓦斯T2譜峰(

4 煤系頁巖瓦斯吸附?解吸遲滯效應分析

由圖6 和圖7 可得吸附態(tài)和游離態(tài)瓦斯遲滯效應評價模型如圖8 和圖9 所示.

圖8 吸附態(tài)瓦斯遲滯效應評價模型Fig.8 Evaluation model for hysteresis effect of adsorbed gas

圖9 游離態(tài)瓦斯遲滯效應評價模型Fig.9 Evaluation model for hysteresis effect of porous mediumconfined gas

4.1 吸附態(tài)瓦斯遲滯效應分析

4.1.1 吸附態(tài)瓦斯遲滯現(xiàn)象

由圖8 可知吸附態(tài)瓦斯量(吸附態(tài)瓦斯T2譜幅值積分S)與平均有效應力 σe之間具有明顯非線性特征,使用D-A,D-R 和BET 等溫模型對吸附態(tài)瓦斯吸附過程模擬時均需飽和蒸汽壓力P0,而實驗溫度25 ± 0.5 °C(甲烷臨界溫度?82.6 °C),因此采用虛擬飽和蒸汽壓力替代飽和蒸汽壓力,采用Dubinin 算法[29]可得實驗條件虛擬飽和蒸汽壓力為11.24 MPa.

選取具有代表性的吸附和解吸模型,分別模擬吸附態(tài)瓦斯吸附?解吸核磁共振譜實驗數(shù)據(jù),模型公式及其相關系數(shù)R2如表6 和表7 所示.由表6 可得采用D-R 模型擬合吸附態(tài)瓦斯吸附實驗數(shù)據(jù),對應相關系數(shù)R2值為0.99475 擬合程度最高;由表7 可得采用Weibull 函數(shù)模型擬合吸附態(tài)瓦斯解吸實驗數(shù)據(jù),對應相關系數(shù)R2值為0.996 6 擬合程度最高;因此選用D-R 模型和Weibull 函數(shù)模型分別作為吸附態(tài)瓦斯吸附和解吸過程最佳表征模型.

表6 常用吸附模型Table 6 Common adsorption models

表7 常用解吸模型Table 7 Common desorption models

由圖8 可得吸附過程擬合曲線

解吸過程擬合曲線

吸附過程S1(T2)與解吸過程S2(T2)在高應力階段相交于M3點,且存在臨界滯后壓力7.70 MPa.當平均有效應力大于7.70 MPa,吸附曲線S1(T2)比解吸曲線S2(T2)高,無明顯遲滯現(xiàn)象;當平均有效應力在1.88～7.70 MPa,解吸曲線S2(T2) 在吸附曲線S1(T2)之上,解吸過程具有明顯滯后環(huán).

4.1.2 吸附態(tài)瓦斯遲滯區(qū)域面積

由圖8 可知,吸附過程發(fā)生在平均有效應力1.88～8.94 MPa 范圍內,而解吸過程平均有效應力為1.10～8.94 MPa,因此以 σe1= 1.88 MPa 作為吸附態(tài)瓦斯遲滯起始邊界,并將其代入解吸曲線S2(T2) =求得S2(T2) =175.10,即解吸實驗曲線模擬終點M1(1.88,175.10);吸附?解吸曲線交點橫坐標為7.70 MPa,對應吸附態(tài)瓦斯幅值積分為2133.91 即M3(7.70,2133.91);吸附?解吸遲滯區(qū)域起始邊界和上邊界交點為M2(1.88,2133.91).在此邊界條件結合式(2)～式(3)可得吸附態(tài)瓦斯完全不可逆遲滯區(qū)域面積Ahf?ad和實驗遲滯區(qū)域面積Ahy?ad如式(5)～式(6)所示, σe?min—積分起始邊界壓力,MPa

4.2 游離態(tài)瓦斯遲滯效應分析

4.2.1 游離態(tài)瓦斯吸附?解吸遲滯現(xiàn)象

由圖9 可得游離態(tài)瓦斯量(游離態(tài)瓦斯T2譜幅值積分S)與平均有效應力 σe之間具有明顯線性特征.設游離態(tài)瓦斯吸附和解吸最佳表征模型均為S=Kσe+C,K為斜率,C為截距.

吸附過程擬合曲線

解吸過程擬合曲線

當平均有效應力大于8.47 MPa,游離態(tài)瓦斯解吸曲線S4(T2)低于吸附曲線S3(T2),無明顯遲滯現(xiàn)象;當平均有效應力在1.88～8.47 MPa 范圍內,游離態(tài)瓦斯解吸曲線S4(T2)高于吸附曲線S3(T2),游離態(tài)瓦斯解吸過程具有明顯遲滯效應,且存在臨界遲滯壓力8.47 MPa.

4.2.2 游離態(tài)瓦斯遲滯區(qū)域面積

由圖9 可知游離態(tài)瓦斯吸附過程發(fā)生在平均有效應力1.88～8.94 MPa 范圍內,而解吸過程平均有效應力為1.10～8.94 MPa,因此以 σe2= 1.88 MPa 作為游離態(tài)瓦斯遲滯起始邊界,并將其代入解吸曲線S4(T2) = 39.472σe+ 240.124,求得S4(T2) = 314.33,即得游離態(tài)瓦斯解吸實驗曲線模擬終點M1(1.88,314.33);游離態(tài)瓦斯吸附?解吸曲線交點橫坐標為8.47 MPa,對應幅值積分為574.48 即M3(8.47,574.48);在此邊界條件結合式(2)～式(3)可得游離態(tài)瓦斯完全不可逆遲滯區(qū)域面積Ahf?pm和實驗遲滯區(qū)域面積Ahy?pm如式(7)～式(8)所示, σe?min—積分起始邊界壓力,MPa

4.3 煤系頁巖瓦斯微細觀遲滯規(guī)律

煤系頁巖瓦斯主要以吸附態(tài)和游離態(tài)形式存在(忽略極少量基質固溶態(tài)瓦斯),因此可以用吸附態(tài)和游離態(tài)瓦斯幅值積分之和,近似表征吸附?解吸過程中煤系頁巖瓦斯宏觀吸附量和解吸量,從微細觀角度探究煤系頁巖瓦斯宏觀吸附?解吸遲滯規(guī)律.結合式(2)～式(8)可得煤系頁巖瓦斯宏觀遲滯系數(shù)MHImac,以及吸附態(tài)和游離態(tài)瓦斯遲滯系數(shù)MHIad?mac和MHIpm?mac如式(9)～式(11)所示,并由此可得瓦斯遲滯系數(shù)與平均有效應力關系,如圖10所示

由圖10 可得煤系頁巖瓦斯宏觀遲滯系數(shù)與平均有效應力具有明顯冪函數(shù)關系.宏觀遲滯效應中由吸附態(tài)或游離態(tài)瓦斯引起的遲滯系數(shù)與平均有效應力均可采用二次多項式擬合,且兩曲線交于點M(6.30,15.13).

圖10 瓦斯遲滯系數(shù)與平均有效應力關系Fig.10 Relationship between hysteresis index of gas and average effective stress

當平均有效應力 σe在高應力狀態(tài)(6.30～7.14 MPa)游離態(tài)瓦斯遲滯系數(shù)曲線(b)在吸附態(tài)瓦斯遲滯系數(shù)曲線(c)之上且兩曲線變化趨勢相反,游離態(tài)瓦斯對宏觀瓦斯遲滯效應貢獻大于吸附態(tài)瓦斯;當平均有效應力 σe在(1.88～6.30 MPa)游離態(tài)瓦斯遲滯系數(shù)曲線(b)在吸附態(tài)瓦斯遲滯系數(shù)曲線(c)之下,此階段宏觀瓦斯遲滯效應受控于吸附態(tài)瓦斯遲滯效應.

4.3.1 煤系頁巖瓦斯宏觀遲滯規(guī)律

由核磁共振譜方法測定的煤系頁巖瓦斯宏觀遲滯系數(shù)MHImac= 0.23σe2.021+ 20.407,R2= 0.97708,隨著平均有效應力減小,瓦斯宏觀遲滯系數(shù)呈冪函數(shù)減小趨勢如圖10 中(a)曲線所示,當平均有效應力從7.14 MPa 降低到1.88 MPa,對應瓦斯宏觀遲滯系數(shù)由34.02%降低到20.54%,瓦斯宏觀遲滯效應逐漸減小.隨著宏觀遲滯系數(shù)減小,煤系頁巖瓦斯解吸量逐漸增大.

4.3.2 吸附態(tài)瓦斯遲滯規(guī)律

宏觀遲滯效應中由吸附態(tài)瓦斯引起的遲滯系數(shù)MHIad?mac= ?0.664σ2e+ 6.038σe+ 3.481,R2=0.82395.

隨著平均有效應力降低,吸附態(tài)瓦斯遲滯系數(shù)呈現(xiàn)出先增大后減小趨勢如圖10 中(b)曲線所示.當平均有效應力從7.14 MPa 降低到4.55 MPa,對應遲滯系數(shù)反而從11.35%增加到17.21%,然而當平均有效應力從4.55 MPa 降低到1.88 MPa,對應遲滯系數(shù)則由17.21%逐漸降低到13.12%.

這一變化規(guī)律與煤系頁巖原生微孔隙重新吸附和新生孔隙吸附有關.煤系頁巖微孔隙吸附態(tài)瓦斯處于吸附?解吸可逆動平衡狀態(tài),卸壓初始階段(4.55～7.14 MPa)雖然平均有效應力有所降低,但此時煤系頁巖仍處于高應力狀態(tài),當平均有效應力大于部分微孔隙端部應力強度因子,微孔隙裂紋會繼續(xù)擴展,形成新微孔隙[30],同時新生微孔隙也會使吸附態(tài)瓦斯擴散通道迂曲度變大,吸附態(tài)瓦斯向外擴散受限.此時解吸出的吸附態(tài)瓦斯一部分在高瓦斯?jié)舛葪l件下重新在原生微孔隙表面吸附,一部分則會在新生微孔隙吸附,高平均有效應力階段,雖然平均有效應力降低36.27%,但由吸附態(tài)瓦斯引起宏觀遲滯系數(shù)反而增加51.63%.

隨著繼續(xù)卸壓(1.88～4.55 MPa),平均有效應力由4.55 MPa 逐步減小,新微孔隙產生速度減慢,孔隙變形損傷減小.同時隨著游離態(tài)瓦斯不斷采出,孔裂隙瓦斯?jié)舛忍荻戎饾u變大,在瓦斯?jié)舛忍荻茸饔孟挛綉B(tài)瓦斯加速向中?大孔隙?裂隙結構擴散,吸附態(tài)瓦斯引起的宏觀遲滯效應逐漸變小,吸附態(tài)瓦斯開始迅速大量解吸.

4.3.3 游離態(tài)瓦斯遲滯系數(shù)

宏觀遲滯效應中由游離態(tài)瓦斯引起的遲滯系數(shù)MHIpm?mac= 0.895σ2e? 5.856σe+ 16.499,R2=0.91806.

隨著平均有效應力降低,遲滯系數(shù)呈現(xiàn)先減小后增大趨勢如圖10 中(c)曲線所示.當平均有效應力從7.14 MPa 降低到3.27 MPa,對應遲滯系數(shù)由22.67%減小到6.92%,但是當平均有效應力從3.27 MPa 繼續(xù)降低到1.88 MPa,對應遲滯系數(shù)反而從6.92%增加到8.65%.

煤系頁巖初始卸壓階段(3.27～7.14 MPa),隨著平均有效應力逐步減小中?大孔隙?裂隙損傷逐漸變大,游離態(tài)瓦斯散失通道迂曲度增加.但此時游離態(tài)瓦斯流動近似為達西流動且大部分處于超臨界狀態(tài),其滲透性遠超出常溫常壓狀態(tài)[31],即使孔隙裂隙迂曲度增加游離態(tài)瓦斯仍然快速向井壁滲透,游離態(tài)瓦斯引起的遲滯系數(shù)急速下降.

繼續(xù)卸壓進入低應力階段(1.88～3.27 MPa),中?大孔隙?微裂隙部分繼續(xù)閉合,游離態(tài)瓦斯向井壁散失通道進一步受限,且此時游離態(tài)瓦斯壓力在其臨界壓力4.59 MPa 以下,滲透性明顯減弱,游離態(tài)瓦斯?jié)B透能力降低,遲滯系數(shù)隨著平均有效應力減小反而增加25.04%.

5 遲滯效應對煤系頁巖瓦斯開采影響

隨著煤系頁巖瓦斯開采深度不斷增加,受高滲透壓、高地應力和高地溫綜合影響,煤巖體中瓦斯高度聚集,瓦斯壓力急劇增大[32],煤系頁巖瓦斯深部原位賦存環(huán)境變得更為復雜.由本文研究結論可知:隨著埋深增加平均有效應力逐漸變大,煤系頁巖瓦斯吸附?解吸遲滯系數(shù)呈冪函數(shù)增加趨勢.但深部煤系頁巖在高地應力和高孔裂隙瓦斯壓力作用下,內部孔裂隙損傷會進一步加大,進而加劇微孔隙吸附態(tài)瓦斯擴散受限和中?大孔隙?裂隙游離態(tài)瓦斯?jié)B透阻力變大,滲流路徑迂曲度增加[33],而這些會進一步加劇深部煤系頁巖瓦斯遲滯效應,使深部煤系頁巖瓦斯解吸?擴散?滲流機理變得更為復雜.因此建議使用三維應力狀態(tài)煤系頁巖瓦斯等溫解吸模型去評估深部煤系頁巖瓦斯可采儲量,替代常用一維(僅考慮瓦斯壓力)等溫吸附模型.

深部煤系頁巖儲層孔隙度和滲透率都很低,同時受煤系頁巖瓦斯吸附?解吸遲滯效應影響,煤系頁巖瓦斯自然采收率普遍偏低,因此煤系頁巖瓦斯商業(yè)化開采必須依賴于有效的水力壓裂改造措施.由上述研究可知煤系頁巖瓦斯宏觀遲滯效應中,由吸附態(tài)或游離態(tài)瓦斯引起的遲滯系數(shù)與平均有效應力均具有明顯二次多項式函數(shù)關系,因此在煤系頁巖瓦斯水力壓裂開采過程中,應該科學把控支撐劑充填時間節(jié)點和不同粒度充填劑合理配比,同時嘗試在高應力卸壓階段向微孔隙結構中輸送和鋪置粒徑更小,強度更高支撐劑,以增加對煤系頁巖微孔隙結構改造,進一步減小吸附?解吸過程中由吸附態(tài)瓦斯引起的遲滯效應,加速吸附態(tài)瓦斯解吸擴散,提高煤系頁巖瓦斯產量.

6 結論

由煤系頁巖瓦斯吸附?解吸遲滯效應核磁共振譜實驗研究主要得出以下結論:

(1)吸附過程中吸附態(tài)瓦斯量與平均有效應力符合D-R 模型而解吸過程Weibull 函數(shù)模型擬合程度更高;游離態(tài)瓦斯量和平均有效應力呈線性關系,且解吸過程均有滯后性;

(2)宏觀遲滯效應中由吸附態(tài)或游離態(tài)瓦斯引起的遲滯系數(shù)與平均有效應力均可采用二次多項式擬合;而煤系頁巖瓦斯宏觀遲滯系數(shù)與平均有效應力則具有明顯冪函數(shù)關系;

(3)煤系頁巖瓦斯吸附?解吸遲滯效應變化規(guī)律與孔裂隙應力損傷以及微孔隙瓦斯擴散受限有關.