煤矿井下水力压裂是将高压水注入煤层，促使煤体产生新裂隙，同时促进原生孔隙、裂隙扩张、延伸和贯通，提高煤体孔隙率和裂隙间的连通性，形成三维立体高渗裂隙网络结构，降低瓦斯运移难度^[1-2]。国内外学者在水力压裂机理、煤层瓦斯运移及工程应用方面进行深入研究。压裂机理方面，邓广哲^[3]建立了(煤)岩体水力压裂裂纹断裂扩展以及固液耦合作用的数学模型。孟召平等^[4]基于格里菲斯(Griffith)强度理论计算了煤储层单轴抗拉强度，建立了煤储层破裂压力与最小水平主应力和抗拉强度之间的关系模型。胡千庭等^[5]分析了压裂过程中应力场演化规律以及渗流诱导应力的作用机制，建立了分段压裂渗流诱导应力的理论模型。瓦斯运移方面，唐建平^[6]根据瓦斯形态，研究了水力压裂后的煤体渗透率演化规律。聂百胜^[7-8]、刘水文^[9]等从微观层面探究了水分含量对煤体瓦斯解吸能力的影响，从宏观层面分析了瓦斯扩散系数随煤体尺寸、强度及注水压力的变化规律。孙可明^[10]、刘晓丽^[11]等考虑到气体溶于水及流体流动与煤体变形之间的相互影响，建立了水力压裂过程中气液相渗流方程与流固耦合渗流模型。张帆^[12]、孙逊^[13]、吕帅锋^[14]等开展了真三轴条件下的大尺寸煤岩水力压裂试验，研究了水力压裂裂缝扩展规律和空间分布特征。康红普等^[15]通过监测定向水力压裂压裂孔前后煤体应力的变化规律，探索出水力压裂效果的影响因素。工程应用方面，郭臣业等^[16]研究了水力压裂钻孔高效封孔方法，优化了水力压裂钻孔布置。石欣雨等^[17]提出控制水力压裂施工参数提高水力压裂裂隙网络的丰富程度。孙四清^[18-19]、贾秉义^[20]、郑凯歌^[21]、王建立^[22]等借助千米定向长钻孔优势，自主研发了煤层顶底板梳状钻孔不动管柱分段压裂工艺技术、整体压裂工艺技术、拖动式分段压裂工艺技术等关键技术及配套的压裂装备，并在陕西韩城、黄陵，山西阳泉，安徽淮南与淮北等矿区推广应用，取得了很好的瓦斯抽采效果。

以上研究多集中于水力压裂过程中裂缝扩展与瓦斯运移规律，现场试验多为碎软煤层顶底板压裂，针对硬煤层顺层钻孔水力压裂开展的工程应用研究较少。然而，煤体强度是影响煤层水力压裂效果的关键因素之一^[23-25]，硬煤层宏观裂隙发育较差，透气性系数较小，抗压强度和抗拉强度较高，对压裂工艺提出了新的要求。因此，笔者选取高瓦斯低渗煤层(硬煤层)为研究对象，开展顺层长钻孔分段水力压裂增透技术研究，并在陕西彬长矿区进行工程试验，旨在完善硬煤层瓦斯抽采技术工艺，实现区域瓦斯超前治理，保障矿井安全、高效生产。

1   水力压裂作用原理及微观结构变化特征

1.1   水力压裂作用原理

在原始煤体中，基质中的吸附态瓦斯和孔裂隙中的游离态瓦斯处于“吸附–解吸”的动态平衡。瓦斯抽采过程中，游离态瓦斯被抽出，促使吸附态瓦斯发生解吸，补充为游离态瓦斯。因此，打破煤层瓦斯的动态平衡，可以使吸附态的瓦斯脱附，向抽采区域持续补充，从而实现高效抽采。水力压裂技术利用高压水作为动力，大排量注入到压裂分段，产生新裂隙、连通和扩展原有裂隙，使煤体内部裂隙空间重新展布，为游离态瓦斯增加运移通道，增大煤层透气性；进而改变瓦斯吸附−解吸的动态平衡，如图1所示。

图  1  顺煤层长钻孔分段压裂原理

Figure  1.  Schematic diagram of staged fracturing with long drilling along the coalbed

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水力压裂裂隙时，压裂液体在动力作用下，对煤体内部的裂隙面产生支撑作用，应力集中于裂隙尖端部位，使煤层裂隙变大、延伸扩展以及发生滑移，从而在煤体内部发生割裂，如图2所示。煤体裂隙、裂缝空间体积等同步产生扩展，并在裂隙之间连通，形成互相连通的网络状的瓦斯运移结构。

图  2  水力压裂作用下钻孔周围裂隙扩展

Figure  2.  Fracture expansion around the hole under the action of hydraulic fracturing

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1.2   硬煤微观结构变化特征

为了研究水力压裂煤层的微观结构特征，选取试验区煤样进行恒压15 MPa，持续时长48 h的压裂试验，采用JSM-6460LV高分辨率电子显微镜对比分析水力压裂前后煤样电镜扫描结果，如图3所示。

图  3  硬煤压裂前后微观结构变化

Figure  3.  Comparison of surface structure of coal samples before and after fracturing

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结果表明：煤体从单元结构上由块体构成，而在块体内又分布着大量密集的孔隙。煤体内的孔裂隙存在连通、部分连通、不连通3种情况。当水力压裂作用于硬煤层时，高压流体在煤层各种原生裂隙内对裂隙两壁面产生支撑作用，使裂隙发生张开、扩展和延伸，从而对煤层形成内部分割，如图3a、图3b所示。同时，这种分割过程还伴随有煤体原生孔隙、裂隙的扩张和连通，如图3c、图3d所示。呈现明显的以裂隙扩张延伸为主，孔隙扩展连通为辅的微观结构特点。经过水力压裂作用，通过原生裂隙、孔隙的张开、延伸、连通增加了煤层裂隙弱面的总体空间体积，如图3e、图3f所示。同时，通过裂隙、孔隙等的扩展、贯通增加了裂隙之间的连通性，从而形成一个相互交织的多裂隙连通网络，致使煤层的渗透率显著提高。

2   水力压裂装备及关键工艺技术

2.1   压裂技术装备

选用BYW65/400型煤矿井下压裂泵组，主要由主泵电机、液力变速器、压裂泵、远程智能监控系统等组成。电路系统、机械系统、信号传输系统、供水系统、回水系统等连接如图4所示。泵组设置5个档位，最大压力40 MPa，最大排量87.5 m³/h。

图  4  井下水力压裂泵组系统

Figure  4.  System of hydraulic fracturing pump set

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压裂工具选用中煤科工集团西安研究院有限公司自主研发煤矿井下水力压裂工具组合，如图5所示。封隔器可以实现钻孔环空封堵和阻隔，是硬煤水力压裂的关键设备。节流器设置关闭和打开2种工况，关闭时封闭环空、完成封隔器坐封，打开时与环空沟通、完成分段水力压裂施工。安全丢手在孔内遇卡埋钻时，通过机械动作断开孔底工具，是压裂应急的主要设备。单流阀：设定工作压力，阻隔压裂流体，使压裂流体从轴向改变为径向，从节流器开口流向分段压裂区域。引鞋：导向压裂工具组合送入孔内指定位置，并保护孔壁完整。油管：引导压力流体由压裂泵到压裂工具的通道，可以在高压状态时对压裂液进行密封。

图  5  井下水力压裂工具

Figure  5.  Hydraulic fracturing tools

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煤矿井下硬煤层分段水力压裂工具组合顺序为：引鞋+筛管+球座+封隔器1+油管+节流器+油管+封隔器2+液压丢手+油管至孔口，组合顺序如图6所示。

图  6  水力压裂工具组合

Figure  6.  Schematic diagram of fracturing tool combination

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2.2   压裂工艺流程

煤矿井下硬煤层分段水力压裂工艺流程包括压裂工具定位、裸眼坐封阶段、压裂阶段、保压放排4个阶段。采用由孔底向外的“后退式”压裂施工顺序，孔底为第一分段、向孔口后退，压裂工具依次拖动至设计位置进行压裂施工。

1)压裂工具定位

根据硬煤顺层定向长钻孔轨迹，确定硬煤定向长钻孔的分段数量和封隔器的封隔位置。按照图6中压裂工具组合连接压裂工具，送入指定有封隔位置。

2)裸眼坐封

压裂开始时，在高压泵组的驱动下，高压流体进入封隔器胶筒，胶筒在流体压力作用下发生膨胀，封堵钻孔环空空间，完成硬煤裸眼坐封。封隔器胶筒膨胀变形后，实现了钻孔环空封孔以及胶筒两端的阻隔。

3)分段压裂

裸眼坐封完成后，增加压裂泵组排量和压力，进行压裂施工。压裂过程，详实记录压力、流量等施工参数；由于硬煤裂隙以扩张延伸为主，还需要对施工区域煤岩浸水情况即时监测，为压裂效果分析提供依据。

4)保压放排

完成设计注水量，分段压裂施工结束。关闭压裂工具阀门，进入保压阶段。在自然滤失作用下，孔内压力自然降低、重新平衡。管柱压力小于地层压力时，保压结束。打开孔口阀门，封隔器解封，放排孔内积水，连接管路进行瓦斯抽采。

2.3   硬煤分段压裂关键技术

1)裸眼防塌压裂封隔技术

水压作用下，封隔器胶筒膨胀变形、持续挤压钻孔壁，并产生钻孔轴向摩擦力以实现对钻孔的封孔阻隔。持续高压可能使胶筒膨胀由弹性变形转变为塑性变形，压裂结束后胶筒无法恢复原状，胶筒外侧与孔壁之间摩擦阻力增大，导致孔内压裂工具串拖动困难，甚至无法拖动，引发压裂事故。基于硬煤层分段水力压裂对封隔器的要求，优化封隔器结构和封隔器胶筒的弹性变形特性。采用可伸缩式中心筒结构，解封时，里侧中心管由于坐封固定，外侧中心管带动约束挡碗向孔口移动，如图7所示，增加了胶筒解封收缩后的变形量，保障了硬煤裸眼坐封的安全施工。

图  7  可伸缩式中心管

Figure  7.  Schematic diagram of retractable central pipe

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采用Abaqus数值模拟软件对封隔器的力学及变形特性进行数值模拟，封隔器计算区域主要为上挡碗、下挡碗、1 200 mm长胶筒以及内径100 mm煤层裸眼钻孔4部分(水平孔，弹性模量1.3×10⁹ Pa，泊松比0.2)。胶筒内心加钢带，宽度25 mm，厚度5 mm。由于该结构为严格回转体结构，采用轴对称2D模型进行分析。胶筒本构模型采用Mooney-Rivlin双参数模型，抗拉(张)强度28 MPa。隔封器建模参数见表1。

表  1  封隔器零部件材料基本参数

Table  1.  Basic parameters of packer parts and materials

部件	内径/mm	外径/mm	弹性模量/MPa	泊松比
胶筒	63	75	16.95	0.50
挡碗	47	85	2×105	0.30
钢带层	—	—	4.61×104	0.35
注：钢带层的屈服强度为240 MPa、抗拉强度为410 MPa。

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模型的边界条件为：胶筒与上下挡碗设置绑定接触，上下挡碗两端、裸眼井壁设置为固定约束。网格划分：对于胶筒的网格划分采用高阶缩减积分CPS8R单元，其他实体采用C3D10四面体单元。

封隔器坐封完成后，开始注液压裂，此时压裂液会在坐封胶筒端部形成挤压，同时高压液体会从中心管流入胶筒内，胶筒内外压力发生变化。但是由于中心管尺寸较小且受过流压降影响，胶筒内压始终大于外压。

在内外压同时加载时，钢带局部最大应力超过屈服强度210 MPa，产生严重的弯折变形。应力值与变形量受内外压差影响，对比内压15 MPa、外压6 MPa，内压15 MPa、外压10 MPa以及内压17 MPa、外压15 MPa三种受力状态，如图8所示。表明内外压差过大时容易造成胶筒破裂，外压增加有助于减小钢带应力集中和变形。在压裂初期可通过缓慢注入液体减弱钢带的集中受力问题。

图  8  压裂加载钢带应力分布

Figure  8.  Stress distribution of fracturing loaded steel strip

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钢带变形同时会挤压胶筒变形，造成胶筒应力增加。其中，内压15 MPa、外压10 MPa与内压17 MPa、外压15 MPa两种情况下，胶筒最大应力超过28 MPa的抗拉极限，发生破裂。如图9b、图9c所示。因此，在地层起裂压力范围内，小排量(小于200 L/min)注入液体减小钢带变形，控制最大泵压减少胶筒内压，可以降低胶筒破裂风险。

图  9  压裂加载外胶筒应力分布

Figure  9.  Stress distribution of outer rubber cylinder under fracturing loading

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综上所述，根据硬煤压裂微观结构特点和井下压裂封孔封隔的需要，表明内压为15 MPa、外压10 MPa时，可保持硬煤钻孔结构完整，并产生最大的封隔摩擦力。

2)环空互层多向导流技术

压裂过程，高压水经过节流器在节流压力作用下打开出水口，直接喷射于钻孔壁，射流尖端持续冲击孔壁(图10a)，促使其作用范围内的煤体垮落，垮落后的煤渣在水流的作用下积聚在封隔器胶筒附近，形成缩径区域，压裂完成后由于泄压反排，导致破碎煤屑向节流器堆积、卡死。针对硬煤层分段压裂工程特点，对节流器进行优化，采用环空互层多向导流技术，节流器出水口增加外层导流装置，改变水流形态和方向，如图10b所示。高压水流呈多个扇形面喷射、注入煤体，降低了水流对硬煤孔壁的冲刷和打击作用，保护钻孔孔壁完整和钻孔结构稳定。

图  10  节流器射流形态优化前后对比

Figure  10.  Comparison of the jet shape of the restrictor

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3   工程试验

3.1   地质条件及钻孔布置

试验地点选择在陕西彬长矿区大佛寺矿4号煤层40204工作面，煤层埋深520.0~596.1 m，煤层厚度4.9~18.3 m，平均煤厚11.6 m，倾角2°~11°，煤的坚固性系数(f值)为1.1~1.3，属于硬煤层。煤层透气性系数0.25 m²/(MPa²·d)，瓦斯流量衰减系数为0.03 d^-1；瓦斯压力0.65~0.70 MPa，瓦斯含量5.5~6.0 m³/t。根据瓦斯治理要求，在回采区域沿工作面推进方向，布置3个水力压裂钻孔，钻孔直径为96 mm，长度为540~568 m，单孔分8段进行压裂；开孔点距煤层底板约1.5 m，沿煤层钻进，总体倾角约1.2 °。

3.2   压裂参数设计

为了使压裂区域裂缝分布更加均匀，本次试验采用硬煤层顺层长钻孔分段压裂技术，增加瓦斯抽采效果。设计水力压裂段间距50 m、封隔器卡距10 m，单孔压裂段数8段，压裂位置设计如图11所示。由于目标层为煤层，为降低压裂过程对煤层煤质的影响，选择清水作为压裂液，煤层破裂压力计算公式如下：

图  11  分段压裂设计

Figure  11.  Schematic diagram of fracturing construction

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式中：p_f为破裂压力，MPa；G_f为破裂压力梯度，MPa/m；H为深度，m；p_i为地层压力，MPa；p为上覆岩层压力，MPa；$\phi $为孔隙率，%；ρ_rm为岩石密度，g/cm³；ρ_l为地层流体密度，g/cm³。式(3)为经验公式。

试验区煤层实际埋深521.28 m，结合2.3节计算结果，确定泵注压力为15 MPa，外压10 MPa。根据煤层厚度，钻孔长度和预估水力压裂影响范围，设计单孔注水量910 ~1 154 m³。

4   试验结果分析

4.1   水力压裂泵注压力排量曲线特征

压裂顺煤层定向长钻孔3个，每孔分8段压裂，共计压裂24段，压裂排量39.71~40.83 m³/h，累计注液3 011 m³。各钻孔施工参数详见表2。水力压裂过程分为4个阶段。其中压裂工具定位和保压放排采用现场监测方法开展，所以硬煤典型压裂曲线包括裸眼坐封和分段压裂2个阶段。

表  2  钻孔压裂参数

Table  2.  Fracturing construction parameters

钻孔	长度 /m	段数	泵注排 量/m3	泵注压 力/MPa	注液 量/m3
D-1	540	8	40.83	12.86~14.43	947
D-2	555	8	40.53	13.07~14.85	910
D-3	568	8	39.71	14.28~15.58	1 154
合计		24			3 011

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硬煤裸眼坐封开始阶段，压裂泵组以低档位(1档)、小排量(12 m³/h)注入。随着注水量增加，泵注压力逐渐增大。管柱压力增加至设计坐封开始压力(0.5 ~ 0.6 MPa)，封隔器胶筒开始膨胀变形，泵注流量同步减小，管柱压力持续增加至5 MPa，硬煤裸眼坐封完成。由于煤质致密性差异，钻孔坐封时间不尽相同，D-1钻孔用时8 min，D-2钻孔用时18 min，D-3钻孔用时5.5 min，如图12所示。

图  12  典型硬煤压裂曲线

Figure  12.  Typical fracturing curve of hard coal

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随着泵注时间增加、泵注压力由10 MPa急剧下降，瞬时压力降至1 MPa，表明节流器出水口打开，压裂工具内部与钻孔环空导通，高压水直接作用于压裂分段钻孔煤壁。增加泵注排量，随着注水量的增加，管柱内部压力逐渐上升，进入分段压裂阶段。随着高压注水的持续进行，压力与流量曲线呈现周期性锯齿状的规律性变化，形成有效裂缝，为瓦斯运移提供通道。根据1.2节压裂后煤样微观裂隙变化特征，周期性锯齿实质为“裂缝扩张延伸—裂隙扩展连通—裂缝扩张延伸”变化过程。由图12可知，在高压注水过程，虽然能够周期性发生明显破裂，但整体破裂形成的周期逐渐延长，破裂压力逐渐升高，破裂难度增加。随着压裂液向原岩应力区的流动，地层渗透性差、层厚，使裂缝在高度方向延伸受阻，水平方向延伸缓慢。

由于钻遇煤质均匀，D-1钻孔压裂曲线线性规律清晰。初次破断压力13 MPa，整个压裂曲线呈现出3次明显破断、破裂压力逐步上升的趋势，如图12a。由于钻遇煤质差异较大，D-2钻孔压裂曲线起始阶段、煤质松散、环空挤压变形较大、压裂上升较慢；初次破断压力9 MPa，整个压裂曲线呈现出2次大破断、破裂压力明显上升的趋势；经过第2次压裂后，压裂曲线线性规律与D-1钻孔趋同，如图12b。由于钻遇煤质松散、煤质差异较大，D-3钻孔压裂曲线压力上升较慢，起始阶段初次破断压力9.5 MPa、二次破断压力15 MPa；整个压裂曲线呈现出3次大破断、破裂压力力逐步上升的趋势；压裂后期由于供水波动影响了泵注排量，导致压力下降，如图12c。

4.2   压裂影响范围

孔内瞬变电磁探测最大距离为终孔距离，施工钻孔中0~80 m处有金属套管，对瞬变电磁探测有较强干扰；实际施工工程中，钻机推送物探仪器及钻杆至380 m，钻机推进压力显示异常，因此实际探测距离为孔内80~380 m。

根据瞬变电磁测试结果，表明压裂影响范围为38~40 m。同时对邻近区域煤岩渗水情况实时观测，根据流水变化反演压裂裂缝的延伸连通范围，与瞬变电磁测试结果相互修正。邻近钻孔渗水处的水平投影长度为34~46 m。因此，确定压裂影响范围为34~46 m。

4.3   瓦斯抽采效果分析

压裂完成后，连接抽采系统进行抽采效果观测，观测期均为60 d。D-1钻孔瓦斯抽采体积分数为24.60%~87.78 %，平均为67.48%；钻孔瓦斯抽采纯量为0.61~2.55 m³/min，平均为1.73 m³/min，累计瓦斯抽采量157 136.47 m³。D-2钻孔瓦斯抽采体积分数为35.83%~70.00 %，平均为58.83 %；钻孔瓦斯抽采纯量为0.89 ~2.17 m³/min，平均为1.54 m³/min，累计瓦斯抽采量143 711.69 m³。D-3钻孔瓦斯抽采体积分数为18.24%~57.84 %，平均为42.60 %；钻孔瓦斯抽采纯量为0.32~0.87 m³/min，平均为0.72 m³/min，累计瓦斯抽采量66 724.90 m³。

以D-1钻孔为例，重点分析钻孔经水力压裂后的瓦斯抽采效果，如图13所示。压裂钻孔的瓦斯抽采体积分数和抽采纯量随抽采时间整体呈“上升−平缓−下降”趋势，其变化过程大致可分为3个阶段，即抽采初期、抽采稳定期和抽采衰减期。抽采初期的瓦斯体积分数和纯量较抽采稳定期而言相对较低，这是因为抽采初期压裂钻孔存在积水，瓦斯在水锁效应影响下不易流动。随着抽采时间的增长，水锁效应逐渐变弱，进入稳定抽采阶段，此时瓦斯抽采体积分数和纯量均较大。经过长时间的抽采，钻孔周围煤体瓦斯压力和瓦斯含量降低，逐渐进入抽采衰减期。

图  13  D-1钻孔瓦斯抽采参数曲线

Figure  13.  D-1 fracturing hole gas extraction parameter curve

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瓦斯抽采数据表明，D-1、D-2、D-3钻孔百米钻孔瓦斯平均抽采纯量分别为0.320、0.285 、0.143 m³/min；相比常规未压裂钻孔，瓦斯抽采体积分数提高了1.20~2.49倍，百米钻孔瓦斯抽采纯量提高了3.93~10.03倍，抽采效果对比如图14所示。

图  14  压裂钻孔瓦斯抽采效果

Figure  14.  Drainage effect of fracturing boreholes

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5   结 论

a. 根据硬煤水力压裂的特点，开发了一套适用于硬煤的顺煤层定向长钻孔后退式分段压裂技术。在陕西彬长矿区大佛寺矿4号煤层实现顺煤层定向长钻孔3个、540~568 m，每孔分8 段压裂，单孔注液量910~1 154 m³，累计注液量3 011 m³，最大泵注压力15.58 MPa。实现了煤矿井下硬煤顺煤层定向长钻孔分段压裂的技术突破。

b. 针对硬煤层压裂特点，优化节流器结构、研究了硬煤压裂封隔器的合理泵注压力；优选了煤矿井下硬煤顺层长钻孔裸眼分段压裂工具组合。形成了一套适合硬煤的煤矿井下顺层定向长钻孔裸眼拖动式分段压裂工艺和装备。适用地层条件：煤层坚固性系数f≥1，孔深≥500 m。

c. 现场试验表明，硬煤层顺层长钻孔分段压裂呈现“裂缝扩张延伸—裂隙扩展连通—裂缝扩张延伸”增透变化特点。分段水力压裂增透改造，煤层的透气性大幅提高。压裂钻孔平均瓦斯抽采体积分数42.60 %~67.48 %，平均瓦斯抽采纯量0.72~1.73 m³/min。与未压裂的钻孔对比，瓦斯抽采体积分数提高了1.20~2.49 倍，百米瓦斯抽采纯量提高了3.93~10.03 倍。孔内瞬变电磁测试表明压裂影响半径34~46 m，为硬煤大区域瓦斯超前治理提供了技术支撑。

d. 下一步需持续深入开展硬煤层顺层长钻孔分段压裂工艺优化和封隔器力学特性研究，提高硬煤层裸眼分段压裂的稳定性、适用性、经济性，实现煤矿井下瓦斯的“区域超前、先抽后采、降本增效”的安全高效治理。