Mechanisms behind mine earthquake-induced dynamic instability of thick top coals in high-stresses roadways
-
摘要:目的
厚煤层沿底掘进煤巷普遍存在厚顶煤，工作面矿震对巷道厚顶煤产生动载作用，易诱发厚顶煤动力失稳和冒顶−冲击复合灾害，亟需探究矿震动载作用下巷道厚顶煤动力失稳机制。
方法以陕西彬长矿区深部厚顶煤巷道为工程背景，调研分析深部高应力巷道厚顶煤动力失稳特征，数值模拟研究不同静动载作用下巷道厚顶煤多场演化规律，提出矿震诱发高应力巷道厚顶煤动力失稳机制。
结果和结论结果表明，巷道厚顶煤冒顶区域距回采工作面较远，冒顶后裸露平整顶板，顶板锚索拉断，冒顶区域附近均发生大能量矿震，呈现冒顶−冲击复合灾害现象。随静载增加，巷道围岩裂隙发育深度及变形不断增加；随动载作用时间和动载强度增大，顶煤震动速度、加速度及裂隙发育程度不断增大，顶煤离层量显著增加；顶板锚杆索均位于顶煤裂隙发育区，支护性能大幅降低。静动载作用下巷道厚顶煤累积损伤及离层量不断增大，大能量矿震动载使浅部破碎顶煤震动速度及加速度显著增大，作用在锚索上载荷超过其承载能力，锚索被拉断，浅部破碎煤体以较高速度冒落，诱发厚顶煤动力失稳和冒顶−冲击复合灾害。在此基础上，提出了采用重建厚顶煤主被动支护和加强卸压的深部巷道厚顶煤动力失稳灾害的防治方法。
Abstract:ObjectiveThick top coals are common in roadways excavated along the bottom of thick coal seams. Mine earthquakes along the mining face can exert dynamic loading on thick top coals in roadways, prone to induce the dynamic instability of thick top coals and even roof fall-rock burst compound disasters. Therefore, there is an urgent need to explore the mechanisms behind the dynamic instability of thick top coals in roadways under dynamic loading induced by mine earthquakes.
MethodsThis study investigated a roadway of deep thick top coals in the Binchang mining area, Shaanxi. Specifically, this study analyzed the dynamic instability characteristics of deep thick top coals in the high-stress roadway, investigated the multi-field evolutionary patterns of thick top coals in the roadway under different static/dynamic loading using numerical simulations, and determined the mechanisms behind the mine earthquake-induced dynamic instability of thick top coals in high-stress roadways.
Results and ConclusionsThe results indicate that the roof fall zone of thick top coals in the roadway is far from the mining face. Roof falls were followed by the exposure of the flat roof and the breaking of anchor cables in the roof. Concurrently, high-energy mine earthquakes occurred near the roof fall zone, resulting in roof fall-rock burst compound disasters. An increase in static load corresponded to continuously increasing fracture depths and deformations of surrounding rocks in the roadway. As the time and intensity of dynamic loading increased, the vibration velocity, acceleration, and fracture developmental degree of top coals increased gradually, along with significantly increasing detachment layer number of top coals. The anchor bolts and cables for the roof, all located in the fracture zone of top coals, showed significantly reduced support performance. Under the static/dynamic loading, the cumulative damage and detachment layer number of thick top coals in the roadway increase gradually. The dynamic loading induced by high-energy mine earthquakes leads to significantly elevated vibration velocity and acceleration of shallow broken top coals. Consequently, the anchor cables break off when the load acting on them exceeds their bearing capacities, and the shallow broken coals fall at a relatively high speed, thus inducing the dynamic instability of thick top coals and even roof fall-rock burst compound disasters. Based on these results, this study proposes preventing and controlling the dynamic instability of deep thick top coals in roadways by reconstructing the active and passive supports of thick top coals and reinforcing pressure relief.
-
低渗透油藏储层致密且物性差，常规聚能射孔完井时又极易造成压实带和碎屑残留，进一步扩大储层非均质性。针对常规射孔后储层受到伤害等问题，提出了自清洁、后效体等新型射孔技术。自清洁射孔弹药型罩里具有特种含能反应材料，含能材料爆炸产生的高温高压气体能够产生向井筒的涌流，可有效清洁孔道并优化孔道形状，减小射孔污染。后效体射孔弹前端安装了高能火药仓，实现二次爆炸、产生区域缝网，实现油井增产[1]。
自清洁与后效体射孔技术在现场已有应用，其对低渗储层的增产效果显著。大庆油田2018年在国内首次进行了自清洁射孔技术的应用，应用超过7万发，有效采液强度提高19.4%。后效体射孔技术现已在南海珠江口盆地、北部湾盆地等地区应用，共计2600口井，增产效果较常规射孔增加34%，孔径提高13%。同时国内外学者针对自清洁与后效体射孔技术开展了射孔效果数值模拟分析。吴焕龙等[2]建立聚能射孔弹射孔圆柱体应力砂岩的有限元模型，研究应力对射孔弹穿深的影响规律。闫炎[3]、李中[4]、窦益华[5]等基于ANSYS/LS-DYNA软件研究单一储层参数对射孔穿深的影响。Yi Jianya等[6]利用光滑粒子流体力学(SPH)方法和AUTODYN有限元软件，研究了聚四氟乙烯(PTFE)、尼龙(PA)和聚碳酸酯(PC)等自清洁聚合物药型罩形成聚能射流的特性。上述研究大多集中于新型射孔技术的现场应用和单一储层条件与孔深、孔径的模拟研究，缺乏从射孔弹型、射孔参数、地层参数等细分层面对新型射孔技术的理论研究。
本文基于上述研究，通过LS-DYNA 的显示时间积分算法及ALE (Arbitrary Lagrange-Euler)流固耦合机理，建立了常规、自清洁、后效体射孔工艺动态射孔数值仿真模型，结合射孔弹型、储层参数条件进行对比分析，全面研究自清洁、后效体新型射孔技术的射孔效果及适用性问题，为中低渗储层射孔完井增效开发提供思路与建议。
1 新型射孔技术动态射孔数值仿真模拟方法
采用有限元动态射孔数值仿真模拟方法并结合ALE流固耦合算法，构建常规、自清洁、后效体射孔技术“射孔弹−射孔枪−射孔液−套管−水泥环−砂岩储层”有限元模型，并进行材料选择、网格划分、边界条件设置。
1.1 ALE流固耦合算法
药型罩在炸药作用下形成聚能射流和射孔的过程中存在大变形和高速流动，采用Lagrange算法，会出现单元畸变的现象，而Euler算法为了精确地捕捉固体材料的变形响应需要很精细的网络，极大地增加了数值分析的成本。ALE方法兼具Lagrange和Euler方法的优点，其计算网格不以空间位置固定，独立于物质而存在，如图1所示。便于处理边界问题和流动问题描述[7-8]，在求解过程中使炸药及其他材料的网格不会出现严重畸变且相对于坐标系可以作任意位置调整，最终实现射流形成、冲击传播及爆炸载荷对结构影响的仿真。
![]()
1.2 几何模型
有限元几何模型如图2所示。图2a为常规深穿透射孔技术有限元模型；图2b为增加了射孔弹的铝镍药型罩的自清洁射孔技术；图2c是在常规射孔弹的前端固定高能药盒的后效体射孔技术。
1.3 材料方程
LS-DYNA求解的模型信息和分析选项一般通过关键字文件进行输入和设置，在建模、划分网格、施加约束、求解等建模过程中，材料模型的材料特性和状态方程的选择是基础并且至关重要。数值模拟所选用的炸药、药型罩、空气域、射孔液、射孔枪外壳、套管、水泥环及砂岩靶的材料模型本构方程及状态方程情况详见表1[9-14]。
表 1 材料模型及其状态方程Table 1. Material models and its equations of state材料 材料模型 状态方程 炸药 *MAT_HIGH_EXPLOSIVE_BURN *EOS_JWL *MAT_ADD_EROSION *EOS_JWL 药型罩 *MAT_Johnson-Cook *EOS_GRUNEISEN 空气域 *MAT_NULL *EOS_LINERA_POLYNOMLAN线性多项式状态方程 射孔液 *MAT_NULL *EOS_LINERA_POLYNOMLAN线性多项式状态方程 射孔枪外壳 *MAT_PLASTIC_KINEMATIC *GRUNENSIN 套管 *MAT_PLASTIC_KINEMATIC *GRUNENSIN 水泥环 *MAT_PLASTIC_KINEMATIC *GRUNENSIN 砂岩靶 *MAT_RHT *GRUNENSIN 注：在LS-DYNA的关键字文件中，通过*MAT_HIGH_EXPLOSIVE_BURN等关键字系列定义单元的基本信息，模型、材料方程前的*是其固有写法。 1.4 网格划分与边界条件
网格划分需要在考虑模拟结果良好的同时，合理控制单元格大小和总数，减少模拟时间[15-16]。常用的网格有Euler网格和Lagrange网格，Euler网格的优点是网格以空间坐标为基础，网格和物质是独立的，物质可以在网格中流动，在模拟过程中多用于流体的分析，但该方法在边界问题处理上较为困难，因而多用于流体的分析，因此在建立有限元模型时，药型罩、空气域、液层采用Euler网格进行流体的分析。Lagrange网格多用于固体物质的应力应变分析，网格和物质是相互关联的，可以很容易处理物质的边界运动，但在流体变形运动时网格会发生畸形，因而不利于计算的进行，因此，在建立有限元模型时，射孔弹壳、枪片、套管片、水泥层和岩石靶采用Lagrange网格[17-18]可以很好地解决边界问题。
图3为射孔弹网格划分与“射孔枪外壳−射孔液−套管−水泥环−砂岩靶”网格划分。射孔弹系统有限元模型中共有1 538 218个节点，1 451 279个单元，网格划分中主要运用了四面体网格，网格大小为0.5 mm。
设置对称边界条件，非反射边界条件，如图4所示。对称边界条件是为了减小模型计算量，采用1/2对称模型模拟射孔。非反射边界条件是对模型周围空气、枪管、套管、水泥环、砂岩靶施加的，消除射孔过程中的爆轰波影响，防止其对射流成型和穿深效果造成影响。
2 新型射孔技术动态射孔数值仿真模拟研究
2.1 数值模拟方案
基于有限元模型并结合射孔弹型、储层条件制定动态射孔数值仿真模拟实验方案。设定套管片厚度为10.36 mm，水泥环厚度20.64 mm，制定了3种射孔技术(常规射孔、自清洁射孔、后效体射孔)、5种弹药类型(DP34HMX20、DP40HMX25、DP43HMX32、DP45HMX40、DP46HMX45)、5种储层参数(孔隙率、弹性模量、抗压强度、负压值、围压)的动态射孔数值仿真模拟方案(表2)。
表 2 动态射孔数值仿真模拟方案Table 2. Scheme for dynamic numerical simulation of perforation射孔技术 射孔弹类型 孔隙率/% 弹性模量/GPa 抗压强度/MPa 常规射孔
自清洁射孔
后效体射孔DP34HMX20
DP40HMX25
DP43HMX32
DP45HMX40
DP46HMX455、10、15、20、25 1.2、2.4、3.6、7.2、14.5 5、10、20、30、60 负压/MPa 围压/MPa 套管片厚度/mm 水泥环厚度/mm 侵彻时间/μs 0、2、5、7、10 0、10、20、30、40 10.36 20.64 常规射孔：600
自清洁射孔：600
后效体射孔：800注：射孔弹DP46HMX45：DP表示深穿透射孔弹，常见其他射孔弹还有BH大孔径射孔弹、EH等孔径射孔弹；46为药型罩直径，mm；HMX表示高温炸药；45表示装药量，g，其他同。 2.2 数值仿真模拟可靠性验证
为验证数值仿真模拟可靠性，优选一组API砂岩标靶实际数据(表3)进行对比分析。
表 3 不同射孔技术标靶数据Table 3. Target data for different perforation techniques射孔技术 套管外径/mm 枪外径/mm 射孔弹型号 炸药量/g 相位/(°) 孔密/(孔·m−1) 孔深/mm 孔径/mm 抗压强度/MPa 常规 177.8 127 DP45HMX40-2 40 60 16 485 9.6 36.6 自清洁 177.8 127 DP45HMX40-2 40 60 16 369 13.4 36.6 后效体 177.8 127 DP45HMX40-2 40 60 16 416 11.3 36.6 基于不同射孔技术标靶数据进行动态射孔模拟，数值模拟云图如图5所示。
![]()
图 5 DP45HMX40射孔弹性能对比云图Figure 5. Contour maps showing the performance of different perforation techniques using perforation charge DP456HMX40图6为标靶数据与数值模拟孔深、孔径对比：
![]()
图 6 DP45HMX40标靶数据与数值模拟结果对比Figure 6. Comparison between target data and numerical simulation results using perforation charge DP45HMX40DP45HMX40标靶数据与数值模拟对比，误差结果显示：孔深、孔径误差小于6.89%，误差较小，在可接受范围内。射孔弹数值模拟效果较好，仿真模拟具有可靠性。
2.3 不同射孔技术和射孔弹条件下数值模拟结果分析
基于动态射孔数值仿真模拟实验方案，设置射孔侵彻时间(常规、自清洁射孔为600 μs，后效体射孔为800 μs)，选择孔隙率10%、抗压强度20 MPa、弹性模量3.6 GPa、负压值为7 MPa、地层压力(围压)为20 MPa为基础数据。通过有限元模拟软件进行动态射孔侵彻模拟，得到3种射孔技术(常规、自清洁、后效体)的5种不同射孔弹在该组基础数据下穿透砂岩靶的孔深、孔径变化，比较不同射孔弹的孔深、孔径效果。
以自清洁射孔技术为例，不同时刻下动态射孔侵彻效果云图如图7所示(常规、后效体射孔侵彻效果云图与其相似)。
![]()
图 7 不同时刻射孔效果Figure 7. Contour maps showing the perforation performance at different times常规、自清洁、后效体射孔技术分别在五种射孔弹下不同侵彻时间的射孔孔深、距靶口不同位置的孔径大小如图8—图10所示。
![]()
图 8 不同射孔弹下常规射孔效果Figure 8. Effects of conventional perforation using different perforation charges![]()
图 10 不同射孔弹下后效体射孔效果Figure 10. Effects of after-effect perforation using different perforation charges如图8a所示，常规射孔不同射孔弹的孔深随着侵彻时间的增加而增大，各曲线变化趋势相近。在400 μs时递增趋势逐渐变缓。孔深随着射孔弹弹药量的增加而依次增大。孔深最大值接近700 mm。如图8b可得不同射孔弹常规射孔的平均孔径大小为10.19 mm。
如图9a所示，自清洁射孔不同射孔弹的孔深随着侵彻时间的增加而增大，各曲线变化趋势相近。在400 μs时递增趋势逐渐变缓。孔深随着射孔弹弹药量的增加而依次增大。孔深最大值接近500 mm。如图9b可得不同射孔弹自清洁射孔的平均孔径大小为11.82 mm。
![]()
图 9 不同射孔弹下自清洁射孔效果Figure 9. Effects of self-cleaning perforation using different perforation charges如图10a所示，后效体射孔不同射孔弹的孔深同样也随着侵彻时间的增加而增大，各曲线变化趋势相近。在500 μs时递增趋势逐渐变缓。孔深随着射孔弹弹药量的增加而依次增大。孔深最大值接近600 mm。如图10b可得不同射孔弹后效体射孔的平均孔径大小为11.53 mm。
对3种射孔技术5种射孔弹的射孔效果分析，常规射孔平均孔深552.63 mm，较自清洁射孔(447.23 mm)增大23.56%，较后效体射孔(502.13 mm)增大9.96%；自清洁射孔平均孔径11.82 mm，较常规射孔(10.19 mm)增大16%，后效体射孔平均孔径11.53 mm，较常规射孔(10.19 mm)增大13.2%。
同时，引入孔道容积量化不同射孔技术的射孔效果，孔道容积越大，越有利于油气的产出，油气井产能越大。基于常规、自清洁与后效体射孔后的孔道形态，假设常规、自清洁与后效体射孔孔道为圆台形。基于孔深、平均孔径值计算其体积，即为孔道容积。基于动态仿真模拟侵彻得到的孔深、平均孔径大小计算的孔道容积见表4。
表 4 孔道容积对比Table 4. Comparison of perforation tunnel volumes射孔弹类型 孔道容积/10−5 m3 较常规增大/% 常规 自清洁 后效体 自清洁 后效体 DP40HMX25 2.93 3.32 3.41 10.24 16.38 DP43HMX32 3.78 4.21 4.45 11.38 17.72 DP43HMX32 4.64 5.23 5.19 12.71 11.85 DP45HMX40 5.48 6.07 5.98 10.77 9.12 DP46HMX45 6.09 6.25 6.46 2.63 6.08 不同射孔弹下的自清洁与后效体射孔技术孔道容积较常规射孔增大。自清洁射孔孔道容积较常规平均增大9.55%，后效体射孔孔道容积较常规增大12.23%。可见，自清洁与后效体射孔效果更好。
2.4 不同射孔技术数值模拟结果分析
不同射孔弹射孔效果变化规律相似，且DP46HMX45射孔弹射孔效果最好。基于动态射孔数值仿真模拟方案参数(表2)，采用单一变量法并选取DP46HMX45射孔弹进行动态射孔侵彻模拟，即假设其他参数保持不变，只改变其中一个参数，分别依次改变孔隙率、抗压强度、弹性模量、负压、围压，分析不同参数下的储层物性对孔深、孔径的影响规律。通过孔深、孔径计算孔道容积对不同射孔效果进行量化分析。
2.4.1 孔隙率
当储层孔隙率为5%、10%、15%、20%、25%时，射孔侵彻效果如图11所示(抗压强度、弹性模量、负压、围压下的侵彻效果云图与孔隙率相似)。
![]()
图 11 不同射孔技术、不同孔隙率条件下侵彻效果云图对比Figure 11. Contour maps showing the penetration effects under different perforation techniques and porosities不同孔隙率条件下常规、自清洁、后效体射孔动态仿真模拟射孔孔深与孔径对比如图12所示。
![]()
图 12 不同射孔技术、不同孔隙率条件下孔深与孔径变化规律Figure 12. Laws of changes in perforation depths and diameters under different perforation techniques and porosities3种射孔技术条件下孔深、孔径都随孔隙率的增大而增加。常规射孔孔深效果最好。孔隙率在5% ~15%时，自清洁射孔技术孔深增加幅度较大；自清洁射孔孔径效果最好。孔隙率在5% ~15%时，后效体射孔孔径增幅较大，在15% ~25%时增幅较为平稳。
2.4.2 抗压强度
不同抗压强度条件下常规、自清洁、后效体射孔动态仿真模拟射孔孔深与孔径对比如图13所示。
![]()
图 13 不同射孔技术、不同抗压强度条件下孔深与孔径变化规律Figure 13. Laws of changes in perforation depths and diameters under different perforation techniques and compressive strengths3种射孔技术条件下孔深、孔径都随抗压强度的增大而减小。常规射孔孔深效果最好。3种射孔技术下降趋势相似。抗压强度在10~20 MPa时，自清洁和后效体射孔孔径下降幅度较大，在20~60 MPa时，自清洁和后效体射孔孔径下降趋势缓和。
2.4.3 弹性模量
不同弹性模量条件下常规、自清洁、后效体射孔动态仿真模拟射孔孔深与孔径对比如图14所示。
![]()
图 14 不同射孔技术、不同弹性模量条件下孔深与孔径变化规律Figure 14. Laws of changes in perforation depths and diameters under different perforation techniques and elastic moduli3种射孔技术条件下孔深、孔径都随弹性模量的增大而减小。弹性模量在1.2~2.4 GPa时，3种射孔技术孔深下降幅度较大；弹性模量大于2.4 GPa时，3种射孔孔深下降趋于平行。同样，弹性模量在1.2~2.4 GPa时，3种射孔技术射孔孔径下降较快；弹性模量大于2.4 GPa时，下降逐渐平缓并趋于平缓。
2.4.4 负 压
不同负压条件下常规、自清洁、后效体射孔动态仿真模拟射孔孔深与孔径对比如图15所示。
![]()
图 15 不同射孔技术、不同负压条件下孔深与孔径变化规律Figure 15. Laws of changes in perforation depths and diameters under different perforation techniques and negative pressures3种射孔技术射孔孔深都随负压的增大而减小，孔径都随负压的增大而增大，曲线总体趋势较为平缓。负压值的变化对单一射孔技术的射孔孔深、孔径大小影响较弱，即对单一射孔效果影响较小。
2.4.5 围 压
不同围压条件下常规、自清洁、后效体射孔动态仿真模拟射孔孔深与孔径对比如图16所示。
![]()
图 16 不同射孔技术、不同围压条件下孔深与孔径变化规律Figure 16. Laws of changes in perforation depths and diameters under different perforation techniques and confining pressures3种射孔技术条件下孔深、孔径都随围压的增大而减小。孔深下降幅度较缓且下降趋势相似，围压为0~10 MPa时，孔径大幅下降，围压在10~40 MPa时，孔径整体变化较为平缓。
3 新型射孔技术适用性分析研究
对不同射孔弹、不同储层条件下射孔技术动态射孔数值仿真侵彻模拟结果进行分析，不同射孔弹的射孔效果规律相似且射孔弹药量越大射孔效果越好。当射孔弹的弹药量达到45、40 g时射孔孔深较为接近，且显著大于25、20 g药量时的射孔弹孔深。同时，引入孔道容积对不同射孔弹、不同射孔技术射孔效果进行量化分析，发现自清洁与后效体射孔效果更好。
3种射孔技术下的孔深、孔径都随着孔隙率的增大而增大。对于低孔低渗、中孔低渗油气藏，采用自清洁与后效体射孔技术可以有效提高孔径，进行孔道扩容。同时改善因常规射孔造成的压实、污染等问题。随着地层深度的不断增加，3种射孔技术孔深都随抗压强度和弹性模量、围压的增大而减小。3种射孔技术下的孔深孔径随着负压值的改变整体趋势较为平缓，
综上，3种射孔技术条件下孔深及孔径与抗压强度、弹性模量、围压参数成反比，与孔隙率成正比，而负压对单一射孔效果的影响较小。
基于上述不同射孔技术、不同储层参数条件下的孔深及孔径，计算各种条件下的孔道容积，并根据自清洁与后效体射孔技术孔道容积较常规射孔的增大值，得到自清洁与后效体射孔技术不同储层参数的优选范围，见表5。
表 5 新型射孔技术、不同储层参数优选范围Table 5. Optimal ranges of different reservoir parameters for novel perforation techniques储层参数 参数范围 较常规增大/% 自清洁 后效体 孔隙率/% 5~15 8.64~10.97 9.83~13.08 >15~25 9.23~12.56 8.82~11.39 抗压强度/MPa 20~60 9.03~12.23 8.98~12.47 弹性模量/GPa 2.4~3.6 8.34~11.92 7.82~9.33 >3.6~14.5 8.25~9.47 8.44~11.89 负压/MPa 2~10 7.76~9.26 8.04~9.15 围压/MPa 10~20 9.26~13.56 8.96~12.12 >20~40 9.02~11.07 9.48~12.36 由表5可知，孔隙率在5%~15%、弹性模量在3.6~14.5 GPa、围压在20~40 MPa时，后效体射孔效果较好；孔隙率在15%~25%、弹性模量在2.4~3.6 GPa、围压在10~20 MPa时，自清洁射孔效果更好；抗压强度在20~60 MPa、负压在2~10 MPa时，自清洁与后效体射孔效果相近。
埋深较深的致密砂岩储层，具有低孔隙率、低渗透率、储层压力大等特点，而埋深相对较浅的疏松砂岩储层具有中孔低渗、储层压力相对较大等特点。针对致密砂岩油气藏和疏松砂岩油气藏，当射孔弹的药量满足射孔孔深的要求时，采用常规射孔会造成储层压实污染、渗透率降低，不利于油气资源的采出，建议选择孔径大且扩孔效果好的自清洁和后效体射孔技术。基于特殊油气藏区块特性及新型射孔参数的优选得到特殊油气藏区块储层条件与新型射孔技术的适应关系，见表6。
表 6 特殊油气藏区块储层条件与新型射孔技术适应性Table 6. Adaptability of novel perforation techniques to blocks of special hydrocarbon reservoirs类型 区块特性 孔隙率/% 抗压
强度/MPa弹性
模量/GPa推荐
负压/MPa储层
压力(围压)/MPa渗透率/10−3 μm2 优选射孔
技术低孔低渗 埋藏较深(大多大于3 000 m)，
致密砂岩储层5~15 20~60 3.6~14.5 2~10 20~40 0.1~40 后效体 中孔低渗 埋藏较浅(埋深1000~3000 m)，
疏松砂岩储层15~25 20~60 2.4~3.6 2~10 10~20 10~1000 自清洁 4 结 论
(1) 基于LS-DYNA 的显示时间积分算法及ALE流固耦合机理，构建常规、自清洁、后效体射孔技术“射孔弹−射孔枪−射孔液−套管−水泥环−砂岩储层”有限元模拟模型。基于标靶数据对数值仿真模拟模型进行可靠性验证，对比结果显示最大误差为6.89%，并基于模型开展后续动态射孔仿真模拟。
(2) 基于不同射孔技术动态射孔仿真模拟结果，分析不同射孔技术、不同射孔弹对地层孔深及孔径的影响规律，自清洁和后效体射孔较常规射孔孔深有所下降，但孔径较常规射孔扩大15%左右。
(3) 基于动态射孔数值仿真模拟结果，分析储层物性参数对射孔效果的影响规律。孔深和孔径与抗压强度、弹性模量、围压成反比，与孔隙率成正比，负压对单一射孔效果的影响较小。自清洁、后效体射孔技术孔道容积较常规分别增大9.55%、12.23%左右，射孔效果显著。
(4) 基于上述分析研究，建立了新型射孔技术与储层的适用性关系，进一步探讨了新型射孔技术的机理，对低渗储层(如低渗煤层)新型射孔工艺的优选提供了理论支撑。目前研究尚未考虑低渗储层采用新型射孔技术射孔后油气产能的增量，下一步拟将开展现场打靶实验与动态仿真模拟相结合的定制化研究，通过油气产能对新型射孔技术的实际应用效果进行评估，为低渗储层的开发提供更为可靠的指导。
-
![]()
图 2 301工作面回风巷道支护方案
Fig. 2 Support scheme for the air return roadway of the No.301 mining face
![]()
图 3 301工作面矿震震源位置及冒顶位置
Fig. 3 Locations of mine earthquake sources and roof fall accidents in the No.301 mining face
![]()
图 4 301工作面回风巷道典型冒顶显现特征
Fig. 4 Typical manifestations of roof falls in the air return roadway of the No.301 mining face
![]()
图 5 301工作面回风巷道顶煤裂隙孔中探测
Fig. 5 Borehole-revealed fractures in thick top coals in the air return roadway of the No.301 mining face
![]()
图 6 301工作面回风巷道冒顶区域围岩三向应力演化特征
Fig. 6 Three-dimensional stress evolutionary characteristics of surrounding rocks in the roof fall zone in the air return roadway of the No.301 mining face
![]()
图 7 冒顶区域受矿震动载影响情况
Fig. 7 Impacts of dynamic loading induced by mine earthquakes on the roof fall zone
![]()
图 8 巷道厚顶煤结构稳定性离散元数值模型
Fig. 8 Distinct element method-based numerical model for analyzing the stability of the thick top coal structure in the air return roadway
![]()
图 9 不同采动应力环境下围岩裂隙−变形特征
Fig. 9 Fracture and deformation characteristics of surrounding rocks under different mining-induced stresses
![]()
图 10 不同采动应力环境下厚顶煤变形特征
Fig. 10 Deformation characteristics of thick top coals under different mining-induced stresses
![]()
图 11 动载作用下厚顶煤结构失稳特征与现场显现对照
Fig. 11 Contrast between the instability characteristics of the thick top coal structure under dynamic loading and field manifestations
![]()
图 12 动载作用下不同位置顶煤震动速度及加速度响应特征
Fig. 12 Vibration velocity and acceleration characteristics of top coals at different locations under dynamic loading
![]()
图 13 峰值速度2.0 m/s动载作用不同时间巷道厚顶煤结构裂隙−变形特征
Fig. 13 Fracture and deformation characteristics of the thick top coal structure in the roadway at different times under dynamic loading at a peak velocity of 2.0 m/s
![]()
图 14 不同强度动载作用0.4 s时巷道厚顶煤结构裂隙−变形特征
Fig. 14 Fracture and deformation characteristics of the thick top coal structure in the roadway at 0.4 s under dynamic loading of different intensities
![]()
图 15 不同动载作用时间下厚顶煤结构位移演化特征
Fig. 15 Displacement evolutionary characteristics of the thick top coal structure at different dynamic loading times
![]()
图 16 不同强度动载作用下厚顶煤结构位移演化特征
Fig. 16 Displacement evolutionary characteristics of the thick top coal structure under dynamic loading of different intensities
表 1 301工作面回风巷道2021年冒顶情况统计
Table 1 Statistics of roof fall accidents in the air return roadway of the No.301 mining face in 2021
序号 日期 冒顶范围 微震监测情况 现象 1 2021-09-29 55 m
(超前323~378 m)能量4.7×105 J，震源位于煤层顶板18 m，超前工作面300 m，距回风巷道60 m 冒落高度2.5~4.0 m，宽度约4.5 m，冒顶区域顶部为平顶，
两肩窝上部均留有宽约1.0 m台阶状悬顶，拱部锚杆全部掉落，
靠近肩窝处锚杆均在1.1~1.5 m处断裂，顶板中部锚索拉断，
锚杆、锚索断裂处存在新、旧断裂面。地面震感明显2 2021-11-02 6 m
(超前128~134 m)能量3.6×105 J，震源位于煤层顶板20 m，超前工作面147 m，距回风巷道87 m 冒顶高度约2.0 m，顶板部分锚杆、锚索发生断裂 3 2021-11-30 30 m
(超前224~254 m)能量5.5×105 J，震源位于煤层中，超前工作面222 m，距回风巷道44 m 冒顶高度0.6~0.9 m，宽约3.0 m，部分顶锚杆、
锚索发生断裂，原扩修支护造假顶使用的工字钢倾斜变形
下载: 导出CSV
表 2 301工作面回风巷道顶煤裂隙探测结果
Table 2 Detection results of fractures in thick top coals in the air return roadway of the No.301 mining face
序号 距冒顶区距离/m 孔深/m 现 象 1 10 9 未见岩层，浅部孔壁存在明显竖向裂隙，5 m以上区域存在多条不规则横向裂隙 2 30 9 未见岩层，浅部孔壁存在明显竖向裂隙，6 m以上区域段，存在多条不规则横向裂隙 3 50 9 未见岩层，浅部孔壁存在明显竖向裂隙，6~7 m位置煤体破碎明显 4 70 9 未见岩层，浅部孔壁存在明显竖向裂隙 5 90 9 未见岩层，浅部孔壁竖向裂隙明显，6 m以上区域存在多条不规则横向裂隙 6 110 9 未见岩层，浅部孔壁竖向裂隙明显 7 140 9 未见岩层，浅部孔壁竖向裂隙明显，6 m位置存在一段煤体破碎区域 8 170 9 未见岩层，浅部孔壁竖向裂隙明显，6 m处煤体明显破碎，8 m以上区域横向不规则裂隙明显，涌水明显 9 200 9 未见岩层，浅部孔壁竖向裂隙明显，6 m以上存在多条横向不规则裂隙，7.0、8.6 m位置存在明显横向裂隙，涌水明显 10 230 9 未见岩层，浅部孔壁竖向裂隙明显，6.5 m以上存在多条横向不规则裂隙，8.8 m位置存在明显横向裂隙，涌水明显 11 260 9 未见岩层，浅部孔壁竖向裂隙明显，6 m以上存在多条横向不规则裂隙，6.5 m位置存在明显横向裂隙，
涌水明显12 290 9 未见岩层，浅部孔壁竖向裂隙明显，6 m以上存在多条横向不规则细小裂隙 13 390 9 未见岩层，浅部孔壁存在明显竖向裂隙，8 m处煤壁破碎较为明显，存在明显横向裂隙 14 410 3 浅部孔壁存在明显竖向裂隙(水压不足，未到设定深度)
下载: 导出CSV
表 3 模型应力边界条件
Table 3 Stress boundary conditions of the numerical model
序号 阶段 σx/MPa σy/MPa σz/MPa 1 初始应力 38.4 18.2 21.3 2 302工作面回采 40.7 20.8 26.0 3 301工作面回采(600 m) 44.2 23.4 33.7
下载: 导出CSV
-
[1] 曹安业,窦林名,白贤栖,等. 我国煤矿矿震发生机理及治理现状与难题[J]. 煤炭学报,2023,48(5):1894−1918. CAO Anye,DOU Linming,BAI Xianxi,et al. State-of-the-art occurrence mechanism and hazard control of mining tremors and their challenges in Chinese coal mines[J]. Journal of China Coal Society,2023,48(5):1894−1918.
[2] 李俊平,管婷婷,冯嘉禹,等. 矿震与冲击地压防治研究进展[J]. 中国安全科学学报,2024,34(1):85−93. LI Junping,GUAN Tingting,FENG Jiayu,et al. Research progress on prevention and control of mine earthquake and rock burst[J]. China Safety Science Journal,2024,34(1):85−93.
[3] 张广超,张广有,周广磊,等. 多工作面连续开采地表沉陷与强矿震联动响应规律[J]. 采矿与岩层控制工程学报,2024,6(1):117−130. ZHANG Guangchao,ZHANG Guangyou,ZHOU Guanglei,et al. The linking response law of surface subsidence and strong mine earthquake in continuous mining of multiple working faces[J]. Journal of Mining and Strata Control Engineering,2024,6(1):117−130.
[4] 潘一山,代连朋,李国臻,等. 煤矿冲击地压与冒顶复合灾害研究[J]. 煤炭学报,2021,46(1):112−122. PAN Yishan,DAI Lianpeng,LI Guozhen,et al. Study on compound disaster of rock burst and roof falling in coal mines[J]. Journal of China Coal Society,2021,46(1):112−122.
[5] 郭晓菲,郭林峰,马念杰,等. 巷道围岩蝶形破坏理论的适用性分析[J]. 中国矿业大学学报,2020,49(4):646−653. GUO Xiaofei,GUO Linfeng,MA Nianjie,et al. Applicability analysis of the roadway butterfly failure theory[J]. Journal of China University of Mining & Technology,2020,49(4):646−653.
[6] WANG Qingfei,PAN R,JIANG Bei,et al. Study on failure mechanism of roadway with soft rock in deep coal mine and confined concrete support system[J]. Engineering Failure Analysis,2017,81:155−177. DOI: 10.1016/j.engfailanal.2017.08.003
[7] 赵志强. 大变形回采巷道围岩变形破坏机理与控制方法研究[D]. 北京:中国矿业大学(北京),2014. ZHAO Zhiqiang. Mechanism of surrounding rock deformation and failure and control method research in large deformation mining roadway[D]. Beijing:China University of Mining & Technology (Beijing),2014.
[8] GUO Xiaofei,ZHAO Zhiqiang,GAO Xu,et al. Analytical solutions for characteristic radii of circular roadway surrounding rock plastic zone and their application[J]. International Journal of Mining Science and Technology,2019,29(2):263−272. DOI: 10.1016/j.ijmst.2018.10.002
[9] 贾后省,李国盛,王路瑶,等. 采动巷道应力场环境特征与冒顶机理研究[J]. 采矿与安全工程学报,2017,34(4):707−714. JIA Housheng,LI Guosheng,WANG Luyao,et al. Characteristics of stress-field environment and roof falling mechanism of mining influenced roadway[J]. Journal of Mining & Safety Engineering,2017,34(4):707−714.
[10] 马念杰,李季,赵志强. 圆形巷道围岩偏应力场及塑性区分布规律研究[J]. 中国矿业大学学报,2015,44(2):206−213. MA Nianjie,LI Ji,ZHAO Zhiqiang. Distribution of the deviatoric stress field and plastic zone in circular roadway surrounding rock[J]. Journal of China University of Mining & Technology,2015,44(2):206−213.
[11] 李季,马念杰,赵志强. 回采巷道蝶叶形冒顶机理及其控制技术[J]. 煤炭科学技术,2017,45(12):46−52. LI Ji,MA Nianjie,ZHAO Zhiqiang. Butterfly leaf type roof falling mechanism and control technology of mining gateway[J]. Coal Science and Technology,2017,45(12):46−52.
[12] 窦林名,周坤友,宋士康,等. 煤矿冲击矿压机理、监测预警及防控技术研究[J]. 工程地质学报,2021,29(4):917−932. DOU Linming,ZHOU Kunyou,SONG Shikang,et al. Occurrence mechanism,monitoring and prevention technology of rockburst in coal mines[J]. Journal of Engineering Geology,2021,29(4):917−932.
[13] ZHOU Kunyou,MAŁKOWSKI P,DOU Linming,et al. Using elastic wave velocity anomaly to predict rockburst hazard in coal mines[J]. Archives of Mining Sciences,2023,68(1):141−164.
[14] 姜耀东,赵毅鑫. 我国煤矿冲击地压的研究现状:机制、预警与控制[J]. 岩石力学与工程学报,2015,34(11):2188−2204. JIANG Yaodong,ZHAO Yixin. State of the art:Investigation on mechanism,forecast and control of coal bumps in China[J]. Chinese Journal of Rock Mechanics and Engineering,2015,34(11):2188−2204.
[15] CAI Wu,DOU Linming,SI Guangyao,et al. Fault-induced coal burst mechanism under mining-induced static and dynamic stresses[J]. Engineering,2021,7(5):687−700. DOI: 10.1016/j.eng.2020.03.017
[16] 吴学明,马小辉,吕大钊,等. 彬长矿区“井上下” 立体防治冲击地压新模式[J]. 煤田地质与勘探,2023,51(3):19−26. DOI: 10.12363/issn.1001-1986.22.08.0640 WU Xueming,MA Xiaohui,LYU Dazhao,et al. A new model of surface and underground integrated three-dimensional prevention and control of rock burst in Binchang mining area[J]. Coal Geology & Exploration,2023,51(3):19−26. DOI: 10.12363/issn.1001-1986.22.08.0640
[17] 史新帅,靖洪文,赵振龙,等. 大尺度三维巷道冲击地压灾变演化与失稳模拟试验系统研制与应用[J]. 岩石力学与工程学报,2021,40(3):556−565. SHI Xinshuai,JING Hongwen,ZHAO Zhenlong,et al. Development and application of a large scale 3D roadway rockburst disaster evolution and instability simulation test system[J]. Chinese Journal of Rock Mechanics and Engineering,2021,40(3):556−565.
[18] 曹安业,郭文豪,温颖远,等. 托顶煤巷道锚固“梁−拱” 结构分类及顶板冲击失稳机制[J]. 煤炭学报,2024,49(4):1752−1770. CAO Anye,GUO Wenhao,WEN Yingyuan,et al. Classification and instability mechanism of anchored “beam-arch” composite structure in rock burst roadways with top-coal[J]. Journal of China Coal Society,2024,49(4):1752−1770.
[19] 孙泽权,蒋力帅,郭涛,等. 动载扰动下复合顶板巷道围岩变形破坏特征[J]. 煤炭技术,2022,41(1):13−19. SUN Zequan,JIANG Lishuai,GUO Tao,et al. Characteristics of surrounding rock deformation and failure of composite roof roadway under dynamic load disturbance[J]. Coal Technology,2022,41(1):13−19.
[20] 刘学生,范德源,谭云亮,等. 深部动载作用下超大断面硐室群锚固围岩破坏失稳机制研究[J]. 岩土力学,2021,42(12):3407−3418. LIU Xuesheng,FAN Deyuan,TAN Yunliang,et al. Failure and instability mechanism of anchored surrounding rock for deep chamber group with super-large section under dynamic disturbances[J]. Rock and Soil Mechanics,2021,42(12):3407−3418.
[21] 温鹏飞. 顶板破断动载作用下巷道锚固系统的损伤规律研究[D]. 徐州:中国矿业大学,2020. WEN Pengfei. Study on damage law of roadway anchorage system under dynamic load of roof breaking[D]. Xuzhou:China University of Mining and Technology,2020.
[22] 靖洪文,吴疆宇,尹乾,等. 动载扰动下深部煤巷冲击冒顶的颗粒流数值模拟研究[J]. 岩石力学与工程学报,2020,39(增刊2):3475−3487. JING Hongwen,WU Jiangyu,YIN Qian,et al. Particle flow simulation of rock burst and roof fall of deep coal roadway under dynamic disturbance[J]. Chinese Journal of Rock Mechanics and Engineering,2020,39(Sup.2):3475−3487.
[23] 陆银龙,韩磊,吴开智,等. 特厚煤层沿空掘巷力源结构特征与围岩协同控制策略[J]. 中国矿业大学学报,2024,53(2):238−249. LU Yinlong,HAN Lei,WU Kaizhi,et al. Characteristics of stress sources and comprehensive control strategies for surrounding rocks of gob-side driving entry in extra thick coal seam[J]. Journal of China University of Mining & Technology,2024,53(2):238−249.
[24] 周坤友. 巨厚承压含水关键层的作用效应及疏水调压聚能诱冲机理[D]. 徐州:中国矿业大学,2022. ZHOU Kunyou. Effect of extra-thick and water-bearing key strata and its inducing rockburst mechanism by the drainage of confined water through stress adjustment and energy accumulation[D]. Xuzhou:China University of Mining and Technology,2022.
[25] 曹晋荣,窦林名,何江,等. 急倾斜特厚煤层工作面非对称冲击矿压机理[J]. 采矿与安全工程学报,2023,40(2):334−345. CAO Jinrong,DOU Linming,HE Jiang,et al. Mechanism of asymmetric coal bursts on the working face in steeply inclined and extra-thick coal seam[J]. Journal of Mining & Safety Engineering,2023,40(2):334−345.
[26] 朱广安,蒋启鹏,伍永平,等. 应力波扰动作用下断层滑移失稳的数值反演[J]. 采矿与安全工程学报,2021,38(2):370−379. ZHU Guang’an,JIANG Qipeng,WU Yongping,et al. Numerical inversion of dynamic behavior of fault slip instability induced by stress waves[J]. Journal of Mining & Safety Engineering,2021,38(2):370−379.
[27] ZHOU Kunyou,DOU Linming,LI Xuwei,et al. Coal burst and mining-induced stress evolution in a deep isolated main entry area:A case study[J]. Engineering Failure Analysis,2022,137:106289. DOI: 10.1016/j.engfailanal.2022.106289
计量
- 文章访问数: 85
- HTML全文浏览量: 0
- PDF下载量: 32
