物理相似模拟实验（共5篇）
物理相似模拟实验 篇1
异常高压气藏作为一种特殊复杂气藏, 主要分布在我国的四川、新疆等地, 在已发现的气藏中占有相当大的比例。随着全球能源供应的紧张, 其重要性日益凸显[1]。而物理模拟是油气藏开发研究的一个重要方法, 可以用来研究油气藏流体在岩石中的渗流规律, 为油气田开发方案设计提供指导。它的理论基础是相似理论, 通过影响油气藏一系列相似准数可以将油气田现场的单井模型按比例缩小转化为实验室的小模型, 用来研究各物理量之间的函数关系, 从而揭示油气藏开发规律[2,3]。
利用相似理论对油气藏物理模拟研究是从Leverett等人[4]开始的。Papoport等[5]总结了注水开采“成比例”实验研究结果。Geertsma等[6]用检查分析法和量纲分析法导出了冷水驱、热水驱和溶剂驱的相似准则, 并对可行性进行了讨论。Perkins等[7]根据两相流动控制方程推导了水驱油的相似参数, 通过采用折算饱和度和折算渗透率表示的相渗曲线解决了不同体系中相渗曲线形状差异很大的问题。Khan等[8]采用模型实验研究异常高压锥进的情况, 认为除非把油井的产量控制在经济极限以下, 否则是不可能消除异常高压锥进的。根据考虑重力和毛细管力的油、水两相油藏数学模型, 田启华等[9]运用方程分析方法, 推导了影响厚油层水驱油过程的相似准数。孔祥言等[10]以五点法井网为基础, 推导了水驱油物理模拟相似准则;推导过程中忽略重力影响、且假定束缚水和残余油饱和度在全场是均匀分布。白玉湖等[11—14]提出了相似参数的敏感性分析方法, 为定量确定水驱油、天然气藏、天然气水合物藏物理模拟主要相似参数及其实现部分相似提供了理论依据和设计原则。但是这些相似理论研究主要针对水驱油藏物理模拟, 对气藏开发物理模拟研究的相对较少。因此, 为了更好地模拟气藏开发, 针对异常高压气藏开发的特点, 从气藏气水两相基本方程出发, 应用检验分析法推导出了异常高压气藏物理模拟相似准则, 分析了各相似准数的物理意义, 完善了气藏物理模拟的相似理论, 为气藏开发物理模拟提供了理论指导。
1 数学模型
1.1 基本假设
(1) 气藏条件是高压、等温渗流; (2) 气和水两相不溶混, Darcy定律对气和水分别成立; (3) 地层是均质和等厚的; (4) 气、水粘度分别保持不变; (5) 储层介质为多孔介质, 具有各向同性; (6) 考虑重力和毛管力的影响。
1.2 基本方程
假设气、水相分别服从达西定律, 那么储层中气水两相控制方程可表示为:
对于异常高压条件下, 压缩系数C为一常数[15]。因此, 状态方程可表示为
式中, ρg0、ρw0分别为气藏原始压力下气相、水相的密度;pg0、pw0分别为气藏原始压力下气相、水相的压力;φ0为气藏原始状态下孔隙度;c为岩石压缩系数。
1.3 毛管力方程
式 (6) 中, σ为气水界面张力;θ为气水界面润湿角;J (sw) 为Leverrett J函数。
1.4 饱和度方程
初始条件:
边界条件:
假设气藏外边界为封闭边界, 则有:
2 相似准则的推导
引入无因次自变量:
引入无因次因变量:
引入无因次参量:
含水饱和度和相对渗透率归一化处理:
式中, qg为采气井单位时间采气量;Δs=1-scwsrg、xR、yR、zR分别为气藏三个方向的特征长度;scw、srg分别为束缚水饱和度和残余气饱和度, 无量纲;Kcwg、Krgw分别为束缚水条件下的气相的渗透率和残余气条件下水相的渗透率。
将以上无量纲参量和代入式 (1) 、式 (2) , 则有
气相方程:
水相方程:
状态方程无量纲化, 则有
毛管力方程无量纲化, 则有
饱和度方程
初始条件:
外边界条件:
由此, 得到异常高压气藏开发物理模拟的无量纲控制方程组。
储层中无量纲气相控制方程
储层中无量纲水相控制方程
无量纲状态方程
无量纲毛管力方程
无量纲饱和度方程
无量纲初始条件:
无量纲外边界条件:
通过以上分析, 可知异常高压气藏开发物理模拟相似准数共有23个:
各相似准数的物理意义如下:
π1表示束缚水条件下气相渗透率和残余气条件下水相渗透率之比;π2、π3表示几何相似的准数;π4、π9分别表示气相、水相重力和驱动力之比;π5表示残余气饱和度和可动气饱和度之比;π6、π11分别表示无因次气相、水相渗透率;π7表示气水粘度之比;π8、π12分别表示初始折算含气、含水饱和度;π10表示束缚水饱和度和可动气饱和度之比;π13、π15、π18表示采气量为qg时的驱动压差引起的气、水和岩石体积相对变化量;π14、π16分别表示气相、水相在原始地层压力下和在采气量为qg时的驱动压差之比;π17表示储层原始状态下的平均孔隙度;π19表示采气量为qg时毛管力和驱动压差之比;π20表示无因次毛管力函数;π21表示初始含水饱和度;π22、π23分别表示气相、水相重力和驱动力之比。
3 分析与讨论
在异常高压气藏开发物理模拟中, 若模型与原型采用相同的孔隙介质, 那么可以保证模型的气水两相流动规律的相渗曲线、毛管力曲线与原型相同;若模型与原型不是采用相同的孔隙介质, 那么就很难满足这两个条件, 从而模型与原型的研究结果就没有参考价值。从以上23个相似准则来看, π1、π4、π6、π9、π11、π13、π14、π15、π16、π18、π19、π22、π23是含有Kcwg或Krgw的受相渗规律影响的准则;π20是反映毛管力曲线特征的准则。与这两个方面相关的准数共有14个, 说明了其在物理模拟中的重要性。
π17是反映储层孔隙度的准则, 若模型与原型采用相同的孔隙介质, 那么这一准则在实验中满足。
π5、π8、π10、π20、π21是反映储层饱和度特征的准则, 若模型与原型采用相同的孔隙介质, 那么这一准则在实验中满足。
π2、π3是反映几何尺寸特征的准则, 这一准则在实验中容易实现。
π7是反映气、水两相粘度比例的准则, 这一准则在实验中容易实现。
在保证模型与原型采用相同的孔隙介质前提下, 下面我们以某实际气田井组物理模拟实验为例来说明模型与原型之间参数换算关系。
为了在实验室条件下模拟异常高压气藏开发生产, 需要将气田原型按一定比例缩小成相应的实验模型。若在实际单井气田开发中, 所研究井组长度为600 m, 宽度为100 m。实验室模型长度最大可做到60 cm, 从而可以确定长度比尺为1 000倍, 即模型长度比尺为1 000。由此确定模型宽度为10 cm。
由π22、π23可知, 在保证流体密度和粘度不变的情况下, 若要满足这两个相似准则, 则采气速度比尺应为长度比尺的平方, 其值为1.00×106。按井组采气速度为1.44×106方/天计算, 模型采气速度应为1 000 m L/min。
根据采气速度的定义, 时间比尺等于长度比尺的立方除以采气速度比尺, 那么其值为1 000, 即模型生产1 d (1 min) , 对应气藏生产1 000 d (16.67 h) 。
由π19可知, 若要满足这个相似准则, 在长度比尺和采取速度确定条件下, 需要将气水界面的张力缩小到1/103倍, 这在实验条件下很难完成。由π14、π16可知, 若要满足这2个相似准则, 那么需要将模型初始压力缩小到1/103倍, 这在实验条件下也是很难完成的。因此, 完全满足符合相似准则是很难实现的, 在某些情况下必须放松一些相似准则, 建立只满足部分相似准数的相似模型, 即对控制物理现象和过程的主要无量纲参数进行完全模拟, 而对次要相似准数进行放松。
4 结论
(1) 从异常高压驱气藏气水两相的基本方程出发, 应用检验分析方法推导了异常高压气藏开发物理模拟的相似准则, 分析了各相似准则的物理意义, 通过模型与原型参数的参数关系换算, 可以为异常高压气藏开发物理模拟提供理论依据和设计原则。
(2) 从分析与讨论中, 对于复杂物理问题要完全满足所有相似准则是很难实现的。因此, 在实际中, 对于复杂物理问题, 只能采用部分相似模拟, 在模拟中对主要的无量纲参数进行完全模拟, 对次要相似参数进行放松。
摘要：为了使物理模拟实验结果更好地应用到气田中, 为气田开发方案设计提供理论指导, 在前人针对水驱油藏研究的基础上, 针对异常高压气藏的特点, 从气藏气水两相的基本方程出发, 应用检验分析方法推导了异常高压气藏开发物理模拟相似准则, 分析了各相似准数的物理意义。在此基础上, 分析与讨论某实际气田井组原型与模型之间参数换算, 从而量化模型与原型的关系。从中可以看出, 对于复杂物理问题, 要完全满足所有相似准则是很难实现的;所以只能采用部分相似模拟, 即在模拟中对主要的无量纲参数进行完全模拟, 对次要相似参数进行放松。根据推导相似准则确定的模型与原型的换算关系, 可以为异常高压气藏开发物理模拟提供理论依据和设计原则。
关键词：异常高压气藏,物理模拟,相似准数,相似理论
物理相似模拟实验 篇2
中国放顶煤开采取得了很大成功, 成为开采厚煤层最有效的手段, 但研究成果主要体现于综合机械化放顶煤开采的装备配套[1,2], 对于厚度变化极大的急倾斜煤层, 采用悬移支架放顶煤开采的矿压及顶煤冒放规律涉及较少[3,4,5]。本文以昊华能源公司木城涧煤矿石炭纪煤层悬移支架放顶煤开采的工程应用为基础, 应用相似模拟实验研究了不同的放煤方式、放煤步距对顶煤破坏及放出率的影响。
1 地质概况
大台井田3#煤层位于太原组上部, 煤厚0 m~25.70 m, 平均煤厚6.56 m, 顶板以含炭或不含炭的泥岩、粉砂岩为主, 底板以含炭或不含炭的粉砂岩、泥岩为主;5#煤层位于太原组顶部, 在井田中部与3#煤层合并, 井田东部及西部则独立 (与3#煤层分叉) 赋存。与3#煤层间距为0 m~17 m, 煤厚1.19 m~17.8 m, 平均煤厚6.81 m, 为不稳定局部可采煤层。煤层顶板以含炭或不含炭的粉砂岩、泥岩为主, 煤层底板以炭质泥岩及含炭或不含炭的粗、细粉砂岩及其互层为主, 局部为砾岩、中粒砂岩及细晶岩。
2 放煤方式的选择
采用的放煤方式主要有三种:单轮顺序全量放煤 (简称单轮顺序) 、单轮间隔全量放煤 (简称单轮间隔) 、多轮均匀顺序等量放煤 (简称多轮顺序) 。采用相似模拟实验, 相似几何比1∶40, 放煤间距3 cm, 相当于实际的1.2 m, 依次设置7个放煤口, 图1表示平均单口回收率η和放煤高度h的关系, 表1为不同放煤方式放煤量。
从图1和表1分析, 可以表明:
a) 采用单轮顺序放煤方式, 相邻放煤口的影响较大, 除No.1放出量正常外, 其它放煤口的放出量均受上一放煤的影响, 放出量呈“两小一大”的规律。煤岩分界面形状也发生变化, 除No.1放煤是放煤口中心见矸外, 其它均在靠近上一放煤口侧的放煤口边缘见矸。且随着放出高度的增加, 放出率呈上升趋势, 放出高度大于10 cm (实际4 m) 后, 脊煤损失变化小 (减少9%) 。因此, 随着放出高度的增加, 上部煤体充分放出, 放出总煤量增大, 下部绝对脊煤损失量基本保持不变, 相对脊煤损失量下降, 回收率上升;
克
注:Q1到Q7为1号到7号放煤口放出煤量, g;q为脊背损失, g;h为放煤高度, cm
b) 采用单轮间隔放煤方式, 由于放煤口间距较大, 所以前、后放煤口影响较小, 因此, 第一轮单数放煤口放煤时, 每个放煤口均可认为不受其它放出体的影响;当双数放煤口放煤时, 放出高度已不再是顶煤厚度, 而且放煤时受两侧放出体的对称影响, 放出量也比较均匀, 在放煤口中心见矸, 脊煤损失较小。从放出量来看, 在单数放煤口放煤时由于放出体之间的相互影响较小, 放出量比较接近 (除NO.1外) ;双数放煤口放煤时由于各放出体所处的边界条件相近, 放出体参数相近, 放出量亦相近;
c) 采用多轮顺序放煤方式, 在放煤过程中, 煤岩分界面保持平稳下降。但在煤岩分界面附近有煤矸混杂现象。如果采用两轮放煤, 煤矸混杂比较少, 采用三轮放煤时, 混矸现象严重。尤其在h=40 cm条件下三轮放煤时, 前两轮放出高度共30 cm, 占放出总高度的64%, 平均单口放出纯煤量956 g, 占单口放出总量的87%, 虽然放出时没有矸石, 但此时的煤岩分界面已开始有混矸;当放第三轮时, 只放出少量煤体即有矸石窜出, 当窜出矸石有明显增多趋势时关闭放煤口, 每个放煤口放出矸石约有30 g~50 g不等。由此可见, 随着放出高度的增加, 上部煤体基本能够全部放出, 不能放出的煤体主要集中在顶煤的下部。
从三种放煤方式的平均单口放出率来看, 在不考虑窜矸的情况下, 放煤效果最理想的是多轮均匀顺序放煤, 但是如果考虑窜矸, 则情况有所不同。如果放煤次数少 (2轮) , 放出率提高不显著;如果放煤次数多 (3轮或更多) , 虽然能够提高顶煤放出率, 但对煤岩分界面的扰动次数增加, 煤岩分界面附近煤矸混杂区的厚度增加, 矸石放出量亦增大;从工作面的工作组织来看, 单轮放煤工序简单, 多轮放煤工序复杂, 而且每次放煤的放出高度不易掌握, 很难做到均匀放煤, 从而直接影响放出率。单轮间隔放煤较单轮顺序放煤, 顶煤的回收率高, 而且从放煤的结果看, 煤矸分界面的混矸层厚度较小, 放煤的含矸率低。因此, 单轮间隔放煤方式比较优越。
3 放煤步距的选择
在相似模拟实验中发现:放煤前煤体上方和后方均为矸石, 上方煤岩分界线为圆弧面 (线) , 前方为顶煤的破断面, 放煤时上方和后方的矸石按一定规律向放煤口运动。放煤步距较小时, 后方矸石先到达放煤口, 将造成上部大量煤体的丢失;放煤步距较大, 上部矸石先到达放煤口, 会造成后部煤体的损失。因此, 从放出率来考虑, 合理的放煤步距应能保证上部和后部煤岩分界线上的矸石同时到达放煤口。为了掌握放煤步距与顶煤损失的关系, 进行了连续推进放煤实验, 如图2所示, 不同放煤步距顶煤回收率如表2所示。
实验结果表明:一刀一放和二刀一放的含矸率基本相同, 后者的煤炭损失更为严重, 前者的含矸率较后者增加1.6%, 但顶煤回收率却提高了5.98%。因此, 一刀一放的放煤步距更合适。
4 结语
通过研究, 得出以下结论:
a) 从劳动组织、含矸率、煤矸分界面的混矸层厚度等综合分析, 单轮间隔放煤方式为最优放煤方式;
b) 综合分析含矸率、顶煤回收率等因素, 确定一刀一放的放煤步距为最优放煤步距。
摘要：通过进行急倾斜煤层综放开采的相似模拟实验, 对综放开采的合理放煤方式及放煤步距进行了研究。研究结果表明:综合考虑劳动组织、含矸率、煤矸分界面的混矸层厚度等影响因素, 确定单轮间隔放煤方式为最优放煤方式, 最优放煤步距为一刀一放。
关键词：放煤方式,放煤步距,放煤工艺优化
参考文献
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物理相似模拟实验 篇3
溜井是矿山最重要的采矿工程之一,矿山开采的矿岩都由此集贮和转运,它的稳定畅通与否对矿山生产影响极大,一旦破坏不但影响生产,而且威胁整个溜破系统和主井的安全[1,2,3,4,5,6]。由于溜井工程环境复杂,又长期受冲击载荷作用,稳定条件恶劣,一些生产能力大且矿岩软破的矿山都存在主溜井严重变形破坏问题,如程潮铁矿[3]、小官庄铁矿、张家洼铁矿、新城金矿等。破坏轻者需长时间停产进行返修,严重者井筒报废,给矿山造成了巨大的经济损失。因此,深入探讨主溜井的变形破坏机理,寻求合理有效的维护方法,对保证矿山安全生产具有极其重要的意义。
目前分析溜井的变形破坏问题大体有3种方法:理论解析法[4,5,6,7]、实验法[3,8,9]和数值模拟法[10,11,12]。自20世纪90年代始,国内外相关学者尝试运用相似性模拟实验的方法对溜井放矿破坏规律进行研究并得到了一定的成果。
美国国家职业安全和卫生研究所斯波坎实验室的实验人员使用悬吊式溜槽在爱达荷州北部的一个矿山构筑了一个等大的漏口框架模型[13],以研究矿岩作用于溜井漏口和闸门时的载荷。此次实验采用数值模型和模拟、小型实验和全规模实验相结合的方式,更深入了解和掌握了矿石溜井中矿石流的特点。这项研究获得的最大益处在于有效地防止了矿石溜井放矿过程中发生的工伤事故[14]。宋卫东等[7]以程潮铁矿东区3606号溜井为模拟对象,以1∶30的相似比制定模型,进行放矿冲击实验,并将理论推导与实测结果进行比对分析。实验得出,实验所得的冲击带比理论推导所得冲击带范围略大,分析原因主要是其理论推导过程是理想化的,所以理论和实验产生计算误差,实验所得到的冲击带更符合实际。
综上所述,相似材料模型系统能够直观地反映所研究的物理现象,可以解决目前理论分析和数值分析方法不能解决的多种物理力学问题[15],不但过程直观,实验条件可以控制,还可以重复实验,且实验周期短,观测方便,能够全面地反映采动围岩破坏过程与破坏形态,因此本文在几何相似、运动学相似和动力学相似原则指导下建立了溜井放矿相似性模拟实验台,通过井筒相似性模拟实验,对某铁矿3#溜井不同地质结构下的溜井放矿破坏规律进行了研究。
1 溜井放矿相似性模拟实验台搭建
1.1 实验设备和监测系统
实验设备主要是模拟实验台,包括框架系统、加载系统和测试系统等三大系统。框架系统是尺寸为1.2 m(长)×0.3 m(宽)×1.8 m(高)的平面应力模型实验台,顶部设有模拟50°溜槽的漏斗状附件。考虑应变片不能与岩体较好地粘合,且应变片的埋设会影响井壁冲刷破坏效果,因此采用摄影记录法和全站仪观测法记录岩层变化情况。摄影记录法通过对模型进行拍照,对比分析岩层运动规律;全站仪观测法是利用全站仪观测监测点的水平角和垂直角,计算得到监测点的水平、垂直位移。
1.2 相似性模型材料及尺寸
1.2.1 原型描述
该矿3#主溜井井筒直径4 m,井底标高-571 m,井口标高-425 m,井筒高度146 m,整体未支护,局部采用喷锚网支护,锚杆为管缝锚杆。详查报告显示,该段岩层构造为周集组上部白云石大理岩段直接覆于吴集组混合岩之上,缺失周集组下岩段,在接触界线两侧有一相当规模的破碎带,破碎带假厚61~125 m。该断层走向近南北,倾向西,倾角70°左右。
该段岩性主要为白云石大理岩、透闪金云白云石大理岩、石英透闪白云石大理岩等。矿体密度为2.83~3.3 g/cm3,矿石的抗压强度为62.5~227 MPa,抗拉强度为5.3~30.4 MPa。
溜井日倒矿8 500 t左右,块度不大于800 mm。3#主溜井根据井筒垮塌情况,现阶段一般存矿高度在35 m以上。
1.2.2 相似模型参数计算
从原型描述可以看出,现场井筒的一般存矿高度在35 m以上,则需模拟井筒净高度为146-35 m=111 m,考虑到部分冗余要求,选择模拟120 m。由于实验室高度仅有2.4 m,考虑到底座架设和顶部模拟倒矿的空间需求,试验模型的高度不能超过1.8 m,因此,最终确定模型的几何相似比为1.8∶120=3∶200,几何相似常数Cl=67。
参考以前研究的经验一般相似材料的密度控制在1.6~2 g/cm3[16]。则原型与模型的密度相似常数为:
根据相似准则,地层强度(包括弹性模量、内聚力、弹性抗力)的强度相似常数Cγ等于几何相似常数与密度相似常数的乘积,即:
1.2.3 相似材料选择
根据矿石的抗压强度和抗拉强度除以强度相似常数Cγ计算,得出所选用的材料的抗压强度应在0.58~2.12 MPa,抗拉强度应在0.049~0.284 MPa;根据矿石密度除以密度现实常数Cρ计算得出,所选材料的密度应在1.7~1.0 g/cm3。
根据李晓红院士《岩石力学实验模拟技术》中提供的材料配比和制作过程选取石灰石膏相似材料,配比号455,抗压强度为2.08 MPa,抗拉强度为0.25 MPa,密度为1.5 g/cm3。
1.2.4 构建试验模型
采用选定的相似材料,根据现场溜井结构,简化构建实验模型平台如图1和图2所示。
1.3 初始参数测量和检验
全站仪架设距离模拟实验台2.93 m处,选取模拟实验台顶端2角作为参照点(359°59'57″,74°25'36″;22°32'44″,75°35'42″),坐标测角精度为2″,反映在模型上的距离精度为2.84×10-5m,放大至实际溜井尺寸误差为1.89 mm级别,满足精度要求。从井筒初始测量数据(如表1所示)来看,井筒模型形态呈较为规则的圆柱体,水平角最大差值11'32″,对应模拟数值0.5 m数值较小。此外,其水平最大差值对应的垂直位置相差很大,为12°53'39″。对应溜井垂直距离69 m。井筒模型符合模拟要求。
2 实验方法
2.1 溜放情况说明
根据量纲相似准则质量相似常数为:Cm=Cρ×Cl3=1.6×673=4.8×105;按照日均8 500 t矿石计算每日需要的模拟投放量:M模=M原÷Cm=17.6(kg)。
在漏斗顶部边缘,人工模拟矿石以初始速度为0进行溜放。根据试验过程准备物料情况,一次连续溜放130 kg骨料,相当于模拟7.3天的溜放量。每个模拟情形总计溜放86次,约模拟两年的放矿情形。
2.2 无断层井筒破坏模拟
采用模拟平台,按照前述放矿模式,模拟均匀地质结构中的溜井井筒空井放矿。共进行86次相当于两年的倒矿模拟,并对井壁造成的破坏进行测量。测量时为了能够准确反映实际井筒剥离情况,选择测点为破坏的拐点处。保持同样参数,测量保留井筒内2/3矿石倒矿对井壁的破坏。
2.3 有断层井筒破坏模拟
采用模拟平台,按照前述放矿模式,模拟有断层破碎带地质结构中的溜井井筒空井放矿。共进行86次相当于两年的倒矿模拟。对井壁破坏进行测量。之后对该井筒进行不计量倒矿,并对井筒表面剥离情况进行观察。
2.4 实验结果换算
根据实验模型观察结果,按如下方法推断实际现场井筒破坏情况。在采用全站仪进行观察过程中,水平角按照实际观察角度计算,垂直角的观察设定天顶为0°进行起算。观察时,以模拟试验平台的顶端2角为参照点。
2.4.1 对于垂直距离的计算
以模拟平台的顶端为起算点,假定顶点垂直角为β',观察点垂直角为β。则观察点据起算点实际距离Y的计算方法为:
当β<90°时,Y=(tan(90-β)-tan(90-β'))×2.93×67(m);
当β>90°时,Y=(tan(β-90)+tan(90-β'))×2.93×67(m)。
2.4.2 对于水平的括刷破坏的计算
假定井筒内壁未破坏前的水平角为α',破坏后的观察点水平角为α,则括刷破坏的实际距离X的计算方法为:
3 结果分析与讨论
3.1 无断层破坏结果分析
无断层井筒破坏模拟测量结果如表2所示。测量结果表明,溜槽方向井壁第一点(6°21'59″,78°52'12″)即溜槽井筒交叉点同侧下方7~11 m处出现明显的井壁岩石剥离,最大剥离半径增加1.47 m,11~32 m处下向逐渐括刷较原井筒增大至0.55 m,随后-39 m处破坏加快至-43 m到达最大破坏位置点,括刷1.72 m。在冲击点下方井壁破坏明显减弱,到达86 m处括刷降至0.57 m,衬板处井筒半径还原至4 m。对侧井壁在交叉点垂直高度下方4~6 m发生明显冲击破坏,括刷1.53 m。冲击部分下方3 m内缩径后缓慢括刷,至-30 m处括刷破坏导致这一侧括刷0.56 m,-50 m后出现明显剥离加速,至-63 m最大剥离半径增加1.78 m,到74 m括刷减小至0.65 m,后括刷逐渐减小维持在0.3~0.5 m。
在保留2/3矿石放矿条件下能够保证溜井贮存矿石部分不受冲击破坏,观测到仅放矿时的摩擦剥离不显著,建议在井筒维护检查时间外,采区满井放矿能够有效保护井筒减少括刷对于溜井安全的威胁。
3.2 有断层破坏结果分析
有断层井筒破坏模拟测量结果如表3所示,根据测量结果,溜槽方向井壁在溜槽井筒交叉点(16°29'10″,78°52'12″)同侧垂直高度下方7.4~12.7 m发生明显冲击破坏,冲击部分下方缓慢括刷至-30 m处括刷破坏导致这一侧增大0.3 m,-59 m后出现明显剥离加速,至-67 m最大剥离半径增加6.7 m,到-74 m括刷减小至3.7 m,后括刷迅速减小-83 m处减小至2.3 m,然后括刷逐渐减小。对侧井壁距离交叉点垂直高度下方4~6 m处出现明显的井壁岩石剥离,最大剥离半径增加1.45 m,下方12~30 m处下向逐渐括刷较原井筒增大至0.65 m,随后-39 m处破坏加快至-43 m到达最大破坏位置点,括刷3.2 m。在冲击点下方井壁破坏明显减弱,在-59 m处减小至1.7 m,到达-86 m处括刷降至0.74 m,衬板处井筒半径还原至4 m。由样条曲线画出括刷轮廓线,如图3所示。
与无断层溜井破坏结果表明,有断层存在的60~85m区域处,破坏明显大于无断层的溜井,括刷半径差距最大的达到3倍左右。表明溜井所在地层存在断层带的地质构造易引发溜井的局部括刷严重。
不计量倒矿测试结果可以观察到半径方向最大剥离不明显,但上向剥离扩展显著。
4 结论
1)根据该铁矿3#主溜井周围岩层赋存情况和岩石物理力学性质,依据相似模拟参数计算原则,计算获取了3#溜井模拟模型的相关参数,为模型建立和模拟材料的选择提供了理论依据。其中:几何相似常数Cl为67,密度相似常数Cρ为1.6,强度相似参数Cγ为107,质量相似参数Cm为4.8×105。
2)采用相似材料搭建了无断层和有断层的溜井井筒模拟平台,并进行了无断层地质条件下的空井放矿和保留2/3矿石放矿模拟、有断层地质条件下的空井放矿和不计量放矿模拟,对模拟破坏结果采用全站仪进行观察。试验表明,采用物理模型的比对换算,可以初步推算实际溜井的冲击点位置和破坏情况。
物理相似模拟实验 篇4
目前, 国内许多学者对确定裂隙带高度有着不同的研究方法, 均取得了良好的效果, 如现场勘测、数值模拟等, 笔者根据相似三定律, 采用相似材料模拟的方法对裂隙带高度这一关键参数进行实验, 主要对上覆岩层测点最大下沉量、裂隙出现的空间分布规律进行分析。
1 相似模拟实验设计
1. 1 物理原型
2 号煤层地质年代为下山西组, 平均厚度5. 0m, 煤层稳定。2 号煤层周围共13 个岩层, 为了简化模型有些厚度较小的岩层忽略不计, 相邻岩层物理参数相似简化为一个岩层, 由于埋深较大, 且垮落不延伸至地表, 煤系地层以上的岩层不予模拟, 上覆岩层压力用实验仪器加压所替代。
1. 2 相似参数确定
实验采用模型架尺寸为300 cm × 210 cm × 30cm。取模型与原型的几何相似比为: Cl= 1 /50; 容重相似比为Cγ= 0. 6; 应力相似比按照相似原则, 应力相似比为Cσ= Cγ× Cl= 0. 012; 时间相似比Ct=Cl1 /2≈1 /6, 1 /6 的意义就是实验经历4 h, 现场实际为24 h, 即1 d。类比其他相似模拟试验中采用灯光透镜法、摄影法等对位移进行观测, 此次试验中采用的仪器为全站仪。
1. 3 测点的布置
测点布置在模型煤层上方, 共8 排。自煤层顶板开始, 每向上5 cm布置1 排, 布置3 排, 横向测点的间距也是5 cm; 距煤层较远的区域, 2 个相邻测点的横向、纵向距离均为10 cm。为了更鲜明的解析实验结果, 处理数据时, 选择了以下测点重点研究 ( 图1) 。
2 采动覆岩动态发育规律
2. 1 覆岩垮落来压分析
随着工作面推进, 直接顶暴露面积扩大, 上覆岩层的压力由前后方的煤柱支撑, 导致两端煤柱上方受压, 逐渐出现裂隙, 但并未出现离层裂隙。工作面继续推进, 可观测到纵向裂隙随工作面的推进向前延伸, 数量明显增加, 当推进距离足够大时, 出现平行于岩层层面之间的离层裂隙; 当推进至24 m时, 煤层上方裂隙发育清晰可见, 离层裂隙加剧导致直接顶垮落[2]。推进至32 m基本顶岩层垮落, 故基本顶初次来压约为32 m ( 图2) 。此后的垮落随工作面的推进接连发生, 上覆岩层的动态发展自下而上依次为显现弯曲, 裂隙范围扩大, 弯曲程度加深至垮落。上覆岩层动态弯曲、垮落交替出现, 直至稳定的规律。
通过分析可总结出表1, 由此可以看出煤层开挖后, 经历了直接顶垮落、基本顶垮落、基本顶周期性垮落3 个阶段, 在该实验共推进的60 m, 模拟过程有基本顶初次来压和4 次周期来压。顶板岩石的垮落破碎具有一定的规律性, 由于岩石分层延时垮落, 下部岩石破碎最为充分, 碎胀系数大, 上部岩层破碎程度低, 碎胀系数小[3]。
2. 2 离层裂隙变化趋势
两条竖直测线上 ( 测线4 和8) 测点沉降如图3、图4 所示。
由图3、图4 可知, 同一竖直测线上的点位于不同岩层, 随着开挖的进行, 下方岩层首先垮落, 然后依次延时向上发展。故各点发生位移突变并不是同步的, 图3 测线4 上测点的位移曲线更能体现出垮落的次第性。而且各点位移的最大下沉量均小于煤层开采厚度, 自下而上, 岩层位移的最大下沉量有所减小, 一方面说明岩层垮落后不同岩层垮落后碎涨系数有差异, 下方岩层充分破碎导致所占体积较大, 其上岩层的下沉量必定小于本层[4]; 另一方面也证实了离层裂隙的存在, 垂直位置前后非突变位移的时候, 离层裂隙是位移发生变化的主要原因。测线8 上测点的下沉曲线充分说明了这一点, A8、D8、G8的高度依次增加, 但最大下沉量随着高度的增加而减少。
2. 3 采动覆岩下沉规律分析
工作面的推进意味着顶板暴露面积的扩大, 在工作面推进前期, 未出现垮落, 从图中也可看出测点位移变化均不大[5]。随着工作面继续推进, 顶板的位移量逐渐增大离层裂隙出现并发生位移突变, 说明此时测点所在的岩层离发生垮落。随着垮落的相继发生, 测点所在的已垮落的破碎矸石层逐渐被压实, 下沉量继续增加。当工作面推进至25 m时, A2、A3所在的岩层已垮落; 伴随工作面的推进, 在A5、A6垮落之后, A3的沉降量继续增大[6]; 随后趋于平稳, 说明此时矸石已被压实, A3点的最终沉降量为4. 63m。综合测线A与测线D的下沉曲线 ( 图5、图6) 还可以发现, 最先垮落的点总是最先稳定, 而且开切眼附近的观测点位移不明显, 其他各处同一岩层上的测点下沉量相差不大。
3 “三带”演化分析
3. 1 “三带”高度理论分析
由于岩石具有碎胀性, 冒落后, 松散的岩石碎块的体积和必然大于埋藏时的总体积, 故岩层冒落到一定高度后就能把采空区内的空间占据。没有冒落的岩层划入裂隙带范围, 足够把采空区空间占据的岩石厚度即为冒落带厚度[7]。煤层采高M, 岩石的碎胀系数为K, 则H与M之间有下列关系[8]:
冒落带高度:
裂隙带高度:
实验原型平均采高M为5. 7 m, 代入公式计算可得, 冒落带高度值H1为10. 07 ~ 15. 07 m, 裂隙带高度值H2为17. 58 ~ 30. 58 m。
3. 2 模拟“三带”高度实验分析
在实验推过程中, 推进至48 cm时, 模型模拟的采场中, 冒落带的发育情况约为8 cm, 推进64 cm时模拟煤层上方冒落带发育情况为18 cm, 裂隙带同时发育。连续开挖至120 cm时, 采场覆岩垮冒形态达到稳定值, 冒落带高度为44 cm; 裂隙带高度为104 cm。
由实验数据可知羊东矿2#煤层裂隙带发育情况如下: 冒落带高度为44 cm; 裂隙带高度为104cm。实验方案中的模型尺寸的相似比为1∶ 50; 即表示在实际开采情况中, 2#煤层冒落带高度为22 m;裂隙带高度为52 m。
工作面推进60 m时, 三带模拟分布如图7 所示。
3. 3 修正分析
综合实验结果和工作面开采条件, 可得冒落带的高度为11 ~ 15 m, 为采高的2 ~ 3 倍; 裂隙带高度为22 ~ 30 m, 为采高的4 ~ 6 倍 ( 表2) 。
4 结语
采用理论计算和相似材料模拟相结合的方式, 初步确定里8260 工作面覆岩高度为11 ~ 15 m, 为采高的2 ~ 3 倍; 裂隙带高度为22 ~ 30 m, 为采高的4 ~ 6 倍。准确地预测出裂隙带的位置, 能为高位钻孔钻场布置提供科学有力的依据, 提高高瓦斯矿井的瓦斯抽采水平, 确保矿井安全生产以及人身财产安全。
摘要：基于相似三定律, 采用相似材料模拟的实验手段, 侧重“三带”发育的动态过程, 分析“三带”的分布情况, 为矿井瓦斯的高效抽采提供依据。在数据处理方面, 采用经验公式、实验手段相结合的方法, 保证实验结论真实有效, 对现场钻孔的设计具有指导意义。
关键词：“三带”高度,相似模拟,离层裂隙,煤层顶底板,裂隙带
参考文献
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物理相似模拟实验 篇5
本文主要针对水力压裂增透机理研究上存在的问题和不足, 采用水力压裂相似模拟试验[4], 着重研究压裂过程中水的运移轨迹, 水压对煤层顶底板的应力场的扰动规律以及瓦斯的运移轨迹等, 探讨水力压裂影响的位置区段的“渗流场、瓦斯场、应力场”的重新分布的规律, 完善水力压裂的增透机理[5]。本论文选题对水力压裂增透机理的研究以及压裂工艺的改良具有理论指导的作用[6]。
1 相似模拟实验
1.1 实验装置
实验设备为长方体箱体, 其四周壁面和底部是由10mm的Q345 钢板焊接而成, 箱体的内部空间尺寸是长500mm宽500mm高600mm, 按照1:30 的几何相似比, 该实验腔体可模拟15m×15m×18m范围的现场煤岩体。实验系统设计如图1 所示:
如图设计连接, 同时将各数据线接入YE2539 高速静态应变仪。
2 相似模拟实验的结果与分析
2.1 水压数据分析
本次分为两个类型四次实验进行, 前两次千斤顶未施加压力进行水力压裂实验以及经放水后再次进行水力压裂实验, 后两次千斤顶施加压力的同时进行水力压裂实验以及经放水后再次进行水力压裂实验。第一次实验箱体内试块水力压裂过程中的水力压裂孔水压与随时间的变化关系如图2 所示。
随着钻孔里面的水被迅速注满, 开始时水压力迅速升高, 在第78s时, 水压力达到最大值1.0MPa, 之后水压短暂处于高峰值, 水力压裂孔位置开始发生孔口破裂, 并且由于孔口破裂破裂导致储液空间开始突然变大, 水压力出现急剧的下降, 在短时间内降至0.7Mpa。此后, 维持在0.6MPa与0.5MPa之间来回变动, 水压裂缝的每一次的拓展都会同时伴随水压力的对应上升和下降。随着水的继续注入, 达到储液空间的压力重新平衡后, 水压不会再继续下降, 开始又一次升高, 水压裂缝进一步开始增加。水压力到达最大之后出现下降直到一稳定值, 该压力就是裂缝张开的压力, 一直到注水结束, 水压的最大值就是试块的初次破裂压力。
第二次实验箱体内试块在经过放水后, 又重新进行压裂, 水力压裂过程中的水力压裂孔水压与随时间的变化关系如图3 所示。
随着钻孔里面的水被迅速注满, 开始时水压力迅速升高, 在第62s时, 水压力达到最大值0.7MPa, 水力压裂孔位置开始发生孔口破裂, 并且由于孔口破裂导致储液空间开始突然变大, 水压力出现下降, 在短时间内降至0.6MPa, 之后维持一段时间。此后, 水压力维持在0.6MPa与0.5MPa之间来回变动, 之后在0.5MPa维持一段时间。水压裂缝的每一次的拓展都会同时伴随水压力的对应上升和下降。随着水的继续注入, 达到储液空间的压力重新平衡后, 水压不会再继续下降, 开始又一次升高, 水压裂缝进一步开始增加。水压力到达最大之后出现下降直到一稳定值, 该压力就是裂缝张开的压力, 一直到注水结束, 水压的最大值就是试块的初次破裂压力。
第三次实验箱体内试块水力压裂过程中的水力压裂孔水压与随时间的变化关系如图4 所示。
随着钻孔里面的水被迅速注满, 开始时水压力迅速升高, 在第66s时, 水压力达到最大值1.7MPa, 水力压裂孔位置开始发生孔口破裂, 并且由于孔口破裂破裂导致储液空间开始突然变大, 水压力出现急剧的下降, 在短时间内降至1.4MPa。此后, 维持在1.3MPa与1.2MPa之间来回变动, 后来在1.2MPa与1.1MPa之间来回变动。水压裂缝的每一次的拓展都会同时伴随水压力的对应上升和下降。随着水的继续注入, 达到储液空间的压力重新平衡后, 水压不会再继续下降, 开始又一次升高, 水压裂缝进一步开始增加。水压力到达最大之后出现下降直到一稳定值, 该压力就是裂缝张开的压力, 一直到注水结束, 水压的最大值就是试块的初次破裂压力。
第四次实验箱体内试块在经过放水后, 又重新进行压裂, 水力压裂过程中的水力压裂孔水压与随时间的变化关系如图5 所示。
随着钻孔里面的水被迅速注满, 开始时水压力迅速升高, 在第44s时, 水压力达到最大值1.2MPa, 之后水压维持在1.2MPa, 在第270s水压力出现下降, 降至1.1MPa, 此后在1.2MPa与1.1MPa之间来回变动, 之后在1.2MPa开始维持一段时间。水压裂缝的每一次的拓展都会同时伴随水压力的对应上升和下降。随着水的继续注入, 达到储液空间的压力重新平衡后, 水压不会再继续下降, 开始又一次升高, 水压裂缝进一步开始增加。水压力到达最大之后出现下降直到一稳定值, 该压力就是裂缝张开的压力, 一直到注水结束, 水压的最大值就是试块的初次破裂压力。
2.2 应力和应变的情况分析
第一次实验可以得出:煤层的应变数据虽波动较大, 但整体呈现上升趋势, 煤层形变逐渐变大, 顶底板的应力数据有上升也有下降, 可以看出在水力压裂过程中, 煤层顶底板出现应力的转移和应力的重新分布。
第二次实验可以得出:煤层的应变数据波动较大, 整体维持在一个范围波动, 煤层形变由于第一次压裂已达到一定程度, 并且由于前次的湿润, 煤层弹性形变能力增大。顶底板的应力数据有上升也有下降, 可以看出在水力压裂过程中, 煤层顶底板出现应力的转移和应力的重新分布。
第三次实验可以得出:煤层的应变数据虽波动较大, 但整体呈现上升趋势, 煤层形变逐渐变大, 顶底板的应力数据有上升也有下降, 但整体呈现上升趋势, 局部测点波动中又出现正态分布的峰值, 可以看出在水力压裂过程中, 煤层顶底板出现应力的集中、应力的转移和应力的重新分布。
第四次实验可以得出:煤层的应变数据波动较大, 整体维持在一个范围波动, 但水力压裂孔下方的测点在开泵与停泵时随水压剧烈变化也出现剧烈变化。顶底板的应力数据有上升也有下降, 可以看出在水力压裂过程中, 煤层顶底板出现应力的转移和应力的重新分布。
2.3 裂隙发育情况及水的运移轨迹分析
水力压裂实验结束后, 将煤层顶板去除, 并且将煤层断面剖开后, 对裂隙发育情况及水的运移轨迹进行分析。
水力压裂实验结束后, 在水力压裂孔周围可以看到明显的裂隙分布, 因为水中加有滑石粉所以水渗透到的地区会留下明显的白色痕迹。在煤层不同深度的切面, 被滑石粉染色的程度差别很大, 越靠近水力压裂孔出水孔的位置被染色的程度越深。因此可以推测出水的运移轨迹是以水力压裂孔出水孔的位置为中心, 往外不断拓展。裂隙以水力压裂孔为中心向外延伸, 因此可以推测水力压裂实验后煤层裂隙发育情况良好。
3 结论
通过煤层的水力压裂卸压增透相似模拟实验, 对相关参数的研究和分析得出以下结论:
(1) 水力压裂实验结束后, 水渗透到的地区会留下明显的白色痕迹。在煤层不同深度的切面, 被滑石粉染色的程度差别很大, 越靠近水力压裂孔出水孔的位置被染色的程度越深。因此可以推测出水的运移轨迹是以水力压裂孔出水孔的位置为中心, 往外不断拓展。在水力压裂孔周围可以看到明显的裂隙分布, 裂隙以水力压裂孔为中心向外延伸, 同时结合电阻率测试系统的数据分析可以推测出水力压裂实验后煤层内部裂隙发育情况良好。
(2) 随着钻孔里面的水被迅速注满, 水压力迅速升高, 水压力达到最大值后短暂处于高峰值, 随后水力压裂孔位置开始发生孔口破裂, 水压力出现下降, 之后水压力开始维持一段时间稳定并开始呈现周期性的上升与下降, 水压裂缝的每一次的拓展都会同时伴随水压力的对应上升和下降。第一个水压力的最大值即为试块的初次破裂压力, 周期性的上升与下降的水压力值即为裂缝的张开压力。
(3) 结合电阻应变砖和微型土压力盒测得的数据, 总结出煤体应变在初次压裂时呈现整体增加的趋势, 之后煤体被湿润后煤体的弹性形变能力增大。同时总结出在水力压裂过程中, 煤层顶底板出现应力的集中、应力的转移和应力的重新分布。
参考文献
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