大尺寸煤岩组合体水力裂缝越界形成缝网机理及
试验研究

武鹏飞1,2,梁卫国1,2,廉浩杰1,2,姜玉龙1,2,耿毅德1,2,曹孟涛1,3

(1.太原理工大学 矿业工程学院,山西 太原 030024; 2.太原理工大学 原位改性采矿教育部重点实验室,山西 太原 030024; 3.College of Engineering and Applied Science,University of Wyoming,Wyoming 82071)

:为了实现煤层气资源高效开采,针对我国煤层气储层“高储、低渗、成缝困难”的赋存特征,通过对裂纹尖端能量释放率、裂纹尖端应力场屈服区域数值分析以及煤岩组合体越界压裂试验,对煤岩组合体水压致裂过程中缝网形成机理及裂纹扩展特征进行研究。结果表明:同等应力条件下,煤体裂纹尖端塑性屈服区域明显大于砂质泥岩;裂纹在砂质泥岩中起裂瞬间释放的应变能可在煤体中产生约10.69~25.53倍当量裂纹面积或长度,有利于裂缝的延伸及多裂缝结构形成;通过数值分析可知,在达到近似临界煤岩拉破坏值时,砂质泥岩裂缝尖端在XX方位的最大集中应力值(7.05×105)约为煤体(1.98×105)的3.56倍;裂纹从坚硬砂质泥岩到软煤扩展试验过程中,形成了明显的复杂缝网结构;水力裂缝从覆岩到煤扩展过程中,在煤岩界面影响下出现贯穿、转向或偏转等现象,裂纹的转向或偏转导致裂纹形态复杂,有利于缝网结构的形成。

关键词:煤岩组合体;水压致裂;裂纹形态;穿越界面

煤层气是赋存在煤层及煤系地层的烃类气体,是优质清洁能源(据2016年11月国家能源局煤层气(煤矿瓦斯)开发利用“十三五”规划)。加快煤层气资源开发利用,对保障煤矿安全生产、增加清洁能源供应、减少温室气体排放具有重要意义。

自1947年美国开始第1次水压致裂以来,历经约70 a的发展,水压致裂[1-4]从理论到应用都取得了丰硕的成果,成为石油、天然气、页岩气及煤层气等增产的有效途径。我国多数富含煤层气的煤层地质赋存环境复杂,研究表明,我国煤层渗透率低于1×10-15 m2的煤炭储量占已探明煤炭资源总量的72%,这给煤层气的开采带来了技术难题[5-7]

ZOU等[8-9]通过水力压裂试验研究,指出裂缝在遇到界面及层理等弱面时,可存在4种情况:穿过、止裂、偏转或转向。WU等[10]通过试验研究认为在本煤层中进行压裂试验时,水力裂缝存在3种形态:水平裂缝、垂直裂缝以及复杂裂缝。WANG等[11]2017年通过PFC2D数值研究发现天然裂缝结构特征对水力裂缝的扩展形态有重要影响,当水力裂缝遇到裂隙弱面时的扩展存在3种行为:沿天然裂隙延伸,穿过天然裂隙延伸,混合型延伸。文献[12-15]通过改变材料界面之间的摩擦力,对水力裂纹穿越隔层的条件和行为进行了研究,研究指出隔层间界面的剪切应力对裂缝的扩展起重要作用,裂缝可在界面穿越隔层或沿接触面延伸。

赵源等[16]通过对不同地应力条件下本煤层进行理论分析及数值模拟,提出水力压裂增透范围依次包括:宏观裂隙区、微裂隙贯通区、微裂隙产生区(受拉区)和原生裂隙扰动区(压应力恢复区)。杨焦生等[17]通过大尺寸真三轴试验系统,研究了地应力、天然割理裂缝、隔层及界面性质对沁水高阶煤水力裂缝扩展行为及形态的影响,研究指出隔层上的垂向压应力和界面性质是决定水力裂缝能否穿层的主要因素。张旭[18]、郭印同[19]、衡帅[20]等采用水力压裂物理模拟试验,观察研究了页岩储层压裂裂缝的产生、扩展及其裂缝形态。邓广哲等[21]针对坚硬煤体弱化,通过水压致裂试验研究了大尺寸裂缝扩展行为。程远方[22]、陈勉[23]等通过采用真三轴试验系统,研究了地应力差、天然割理裂缝等对煤岩的水力裂缝扩展形态的影响。WU等[24]于2017年通过对煤系地层煤体及其顶板砂质泥岩的一系列基础试验研究,发现在脆性度较高的煤岩层中垂直及正交层理方位造缝,更有利于裂纹的扩展以及沟通更多的天然裂隙,甚至有利于形成缝网结构,提出在成缝困难的较松软煤层中,可以在煤层的顶底板岩层中进行穿越界面压裂的建议,从而制造垂直正交裂缝,有效压裂煤系地层。同年,LI等[25]利用真三轴压裂装置进行了模拟水平井从灰岩到煤层穿层压裂试验,研究认为当岩层与煤层的弹性模量差异较大时,有利于形成较长的裂缝。但裂缝从硬岩到软煤扩展过程中,是否真正有利于形成缝网结构,需要进一步理论及试验验证。

我国煤层气资源开采还处于初步探索开发阶段,针对煤层气藏的相关理论研究以及开采技术尚有不足。虽然国内学者针对我国的煤层气开采进行了一系列的探索及实践研究,在改善煤层渗透性、改造局部地应力等方面取得了一定的研究成果,但我国的煤层气开采技术在工程应用方面仍不够成熟,适合我国煤系地层压裂增透的有效的理论及技术仍需长足研究。进行煤岩组合体水力裂缝越界扩展试验研究,对实际工程具有一定指导意义。笔者从裂纹尖端能量释放率角度以及裂纹尖端屈服区域数值分析,结合物理试验研究,以煤层气赋存含量较高,渗透性较低的沁水煤田15号煤系地层煤岩为研究对象,针对大尺寸煤岩组合体进行越界水压致裂试验,对煤岩组合体水力缝网结构的形成机理及行为特征进行研究。

1 裂纹尖端能量释放率计算及屈服区域数值分析

1.1 裂纹扩展单位面积所释放表面能

GRIFFITH[26]认为裂纹在扩展过程中,由于物体内部能量的释放所产生的裂纹驱动力导致了裂纹的增长。同时,也存在着阻止形成新的裂纹面积的阻力,即物体中驱动裂纹增长的动力大于阻止裂纹增长的阻力时,裂纹扩展。

假设煤岩均为线弹性理想脆性材料(σ=),在单向均匀拉伸应力作用下的应变比能为

(1)

式中,V为体积;F为力;Al分别为截面积和长度。

σ=代入式(1),则应变比能νε变为

νε=2/2=σ2/2E

(2)

当裂纹起裂扩展后,在裂纹的两侧形成了新的自由表面,导致应变能释放。比较裂纹扩展前后的总应变能就可以得到能量释放率(Energy release rate)或称为裂纹驱动力(Crack driving force)。

将煤岩材料假设为线弹性理想脆性材料,简化为受到单向均匀拉伸应力的无限大平板,且带有穿透板厚的中心裂纹问题。当单位板厚度裂纹扩展长度为a时,总应变能释放量为

νε=-σ2πa2/(2E)

(3)

在裂纹形成过程中,产生了与裂纹扩展长度a相关联的表面能:

Q=2γa

(4)

式中,γ为单位表面积表面能,J/m2

令总能量Q+vε的倒数为0,可得煤岩临界裂纹长度值为

(5)

式中,σf表示裂纹扩展的临界拉伸应力。

在线弹性理想条件下,根据GRIFFTH[26]理想脆性材料中裂纹扩展的能量理论,裂纹尖端区域释放的应变能等于形成新裂纹面积所需要的表面能:

(7)

其中,Gc表示应变能释放率的临界值,N/mm。用煤岩材料的极限抗拉强度σt近似代替煤岩临界拉伸应力σf,根据WU[24]等中煤及砂质泥岩在垂直层理方向的抗拉强度及弹性模量,

σfs=9.83~12.66 MPa;Es=9.81~11.23 GPa;σfm=1.24~1.97 MPa;Em=2.75~4.21 GPa代入式(7)中后可得:Gcs/Gcm=10.69~25.53。

式中,下角s代表砂质泥岩,下角m代表煤。

说明在线弹性理想条件下,砂质泥岩在垂直层理方位开裂单位面积所释放的能量可以在煤体垂直层理方位产生约10.69~25.53倍当量面积的单条裂缝,或者多条总和为10.69~25.53倍当量面积的裂缝。即说明水力裂缝在从硬(砂质泥岩)到软(煤)越界扩展过程中,临近界面处砂质泥岩裂纹扩展单位面积释放的能量,理论上(不考虑界面及煤岩中能量损耗条件下)可以在煤体中产生多裂纹结构,且有利于裂缝延伸。

1.2 煤岩裂纹尖端屈服区域数值分析

煤岩材料具有各向异性、非均质、多孔裂隙特征,且在高地应力条件下呈现一定的塑性特征。对于煤岩材料,裂纹在扩展过程中所释放的能量主要耗散在裂纹尖端附近材料的塑性变形中,为了更好地了解煤岩材料裂纹扩展规律,有必要对煤岩裂纹尖端的应力区域进行研究。笔者采用FLAC3D对煤岩中单孔裂缝尖端应力区域进行了对比分析,通常来讲,煤岩在三轴应力作用下的破坏强度要明显的高于单轴破坏强度,最大孔隙压力接近煤岩体抗拉强度与最小主应力之和,裂缝不起裂产生破坏)。模型尺寸300 mm×50 mm×50 mm,孔缝的大小为0.5 mm×0.5 mm×150 mm。对模型X,Y,Z方向分别施加3.5,2.0,3.0 MPa载荷,本文煤体及砂质泥岩均取自沁水煤田东北部地区,煤层埋深约300 m。其垂直层理方位的弹性模量与泊松比、抗拉强度等力学参数见表1。

表1 煤岩体及混凝土基础力学参数
Table 1 Mechanics of the coal-rock and concrete

煤岩类型弹性模量E泊松比υ抗拉强度/MPa备注15号煤2.750.241.24~1.97垂直层理方位砂质泥岩9.810.139.83~13.98垂直层理方位混凝土1.75~2.33水泥与细沙质量比1∶1.5

依据水压致裂井筒围岩起裂公式[27]

P>3σ3-σ1+σt

(8)

其中,P为孔内施加的水压力;σ3为最小主应力;σ1为最大主应力;σt为围岩极限抗拉强度。依据式(8)分别在煤体孔内施加2.0,3.0,3.5 MPa压力,砂质泥岩体孔内施加2.0,3.5,12.5 MPa压力。模型孔隙上下表面施加的压力数值大小相等,但方向相反,煤岩体模型总图如图1所示。

由图2(a)煤体中单孔裂缝尖端的应力云图对比分析可见在固定三轴应力条件下,当煤体中孔隙压从2.0 MPa增加到3.5 MPa过程中,煤体裂纹尖端XX方位最高应力分别对应1.26×105,1.90×105,1.98×105 Pa,应力集中区域明显逐渐增大,其对应的屈服区域随孔隙内压力增大而增大;而图2(b)砂质泥岩在2.0,3.5,12.5 MPa孔隙压下,裂纹尖端对应最高应力为1.07×105,1.87×105,7.05×105 Pa,在同等较低应力条件下(2.0,3.5 MPa),砂质泥岩中裂缝尖端集中应力明显小于煤体裂缝尖端,与其对应的屈服范围也明显较煤体的小。

在该模型中,根据式(8)在煤及砂质泥岩模型内分别施加最大孔隙压力值(煤体孔隙施加3.5 MPa,砂质泥岩体孔隙施加12.5 MPa)时,孔内施加的应力值近似达到煤及砂质泥岩起裂压力值,从图2可看出,煤体中裂纹尖端的应变屈服区域明显远大于砂质泥岩。另图中还可看出:砂质泥岩裂缝尖端在XX方位的最大集中应力值(7.05×105 Pa)约为煤体(1.98×105 Pa)的3.56倍。从能量角度分析可知:当裂纹从砂质泥岩越界扩展至煤体时(不考虑界面影响的理想条件下),从砂质泥岩裂纹尖端应变区释放的有效“应变能”高于煤体内产生裂纹所需要的能量,此时,从砂质泥岩裂尖释放的能量有助于在煤体中产生多裂缝结构。

图1 煤岩体总模型
Fig.1 Diagram of coal-rock model

2 真三轴压裂装置及试验方法

2.1 试验样品及装置

将试验所用的15号煤及其顶板砂质泥岩样品分别放置于模具中用混凝土(425号水泥与细沙质量比1∶1.5)浇筑成型,制取成300 mm×300 mm×300 mm的立方体煤岩试件,并且在试件表面标记层理方位及煤岩样品轮廓,试件外围表面均为混凝土,煤与砂质泥岩样品包裹在混凝土内。煤与砂质泥岩接触面通过厚度约5 mm的混凝土自由黏结。煤、砂质泥岩及混凝土力学参数同表1。煤岩样品及浇筑成型试件所加载的三轴压力示意如图3所示,试件钻孔开口表面标注为1号顶面,对立的底面标注为2号面,试件四周两两对立的面分别标注为3号面与4号面,以及5号面与6号面,各表面序号标注详如图3所示。

图2 煤岩体裂隙尖端应力云图
Fig.2 Diagram of crack tip stress contour of coal-rock

压裂管路用高强度特种胶封于砂质泥岩或煤体内,钻孔深度根据煤岩样品尺寸布置,钻孔位于试件目标层中下部,孔深约200 mm,封孔段约180 mm,预留20 mm自由段。试件标号,煤样、砂质泥岩样、煤岩组合体样品尺寸以及钻孔轴向与层理的空间关系等参数见表2。

图3 煤岩体试件及其三轴应力方位示意
Fig.3 Diagram of coal-rock samples and its triaxial stress

表2 试件中煤岩样品尺寸及其与层理方位关系
Table 2 Size of coal-rock samples and its relationship with the bedding plane

试件及编号煤及砂质泥岩体尺寸与层理关系顺层理方位长度/mm顺层理方位宽度/mm垂直层理方位厚度/mm钻孔层位钻孔轴向与层理关系1号-砂质泥岩试件270157120砂质泥岩体内垂直层理3号-煤试件260170260煤体内平行层理4号-砂质泥岩+砂质泥岩270172158组合体试件上部煤组合体试件煤27017075砂质泥岩体内垂直层理5号-煤+砂质泥煤230165120组合体试件上部岩组合体试件砂质泥岩20013540煤体内垂直层理

2.2 试验方法

为了研究煤岩组合体水压致裂裂纹越界扩展特征规律,本次试验进行了砂质泥岩(垂直层理)、煤体(垂直层理)以及砂质泥岩与煤体互层的组合体真三轴水压致裂试验,研究水力裂缝在煤岩组合体中越界扩展行为特征,具体试验方案见表3。

试验所用的设备为TCHFSM-I型大尺寸真三轴压裂模拟装置(试验流程如图4所示),该装置最大载荷为300 t,配有恒流恒压泵,试验过程采用恒流功能,采用清水压裂液,恒流注入,流量100 mL/min。

为检测压裂试件后裂纹在试件内部的空间形态,采用非金属超声仪(康科瑞NM-4A型,如图5所示)对试件压裂前后进行声时静态监测,根据压裂前后3组裂纹面对应点声时差异确定压裂裂纹张开位置,仪器发射波为纵波,其声时最小分度为0.1 μs,根据本试验试件尺寸300 mm,设置仪器发射频率为50 kHz,采样周期0.4 μs,波长80 mm。

表3 煤岩体水力压裂方案
Table 3 Hydraulic fracturing program of the coal-rock

试件编号煤岩体压裂路径三轴压力/MPaσVσHσh三轴压力示意1号砂质泥岩到混凝土4.76.82.83号煤体到混凝土4.76.82.84号砂质泥岩到煤4.76.82.85号煤到砂质泥岩4.76.82.8

3 大尺寸煤岩及其组合体水力裂纹扩展特征规律分析

在实际工程中,从上覆岩层实施压裂,裂纹越界进入煤层产生的裂缝垂直层理扩展。本次室内压裂试验过程中,重点对压裂后试件表面的裂纹在垂直层理方位扩展形态及压裂过程中的压力-时间曲线进行分析。

图4 大尺寸真三轴压裂试验流程
Fig.4 Sketch of True triaxial simulation equipment for hydraulic fracturing

图5 超声探测仪监测示意
Fig.5 Ultrasonic detecting instruments

根据试件表面裂纹形态(图6(a))结合超声检测反演的裂纹内部形态(图6(c)),可看出1号砂质泥岩试件裂纹内部形态与外表形态近似一致。试件的水力裂缝沿压裂孔两翼起裂,裂纹扩展整体趋势顺着最大主应力方向垂直于标记层理扩展。该试件表面压裂孔一翼出现两条近似平行的裂缝,两条裂缝扩展至砂质泥岩与混凝土下部界面处,出现明显的台阶状偏转(或转向),说明水力裂缝在砂泥岩与混凝土界面处发生了偏转;而在另一翼,裂缝形态较单一,仅出现一条裂缝,但该裂缝扩展至试件中下部界面处时,裂缝发生偏转,形态较复杂。

图6 1号-砂质泥岩水力裂缝形态
Fig.6 Hydraulic fracture morphology of No.1 sandy mudstone specimen

由图7煤岩体1号砂质泥岩压力-时间曲线可看出,水压经历先缓慢后急速增长阶段,大约在47 s时达到波峰12.01 MPa,根据砂质泥岩垂直层理方位抗拉强度范围及最小主应力值,推断12.01 MPa为砂质泥岩内部垂直层理开裂压力,之后压力急速降低至4.05 MPa;然后压力又升至下一个小波峰5.78 MPa,此时围岩(混凝土)产生裂缝(依据本试验混凝土抗拉强度范围及最小主应力值估算),裂纹贯通之后发生裂隙渗流,压力逐渐下降至平缓。

图7 煤岩体压力-时间曲线
Fig.7 Press-time curves of coal-rock samples

根据试件表面裂纹形态(图8(a))结合超声检测反演的裂纹内部形态(图8(c)),可看出3号煤试件裂纹内部形态与外表形态近似一致。水力裂缝沿压裂孔两翼起裂,裂纹扩展整体趋势顺着最大主应力方向垂直于标记层理扩展。该试件表面整体裂缝形态比较单一,仅出现一条裂缝,其中一翼裂缝扩展至试件下部的煤与混凝土界面处时止裂。该试件水力裂缝在从煤(软)→混凝土(硬)扩展过程中,仅产生了1条明显主裂缝,表明裂纹在本煤层中压裂向较硬混凝土覆岩越界扩展时难以形成多裂缝结构。

图8 3号-煤体水力裂缝形态
Fig.8 Hydraulic fracture morphology of No.3 coal specimen

由图7煤岩体3号煤压力-时间曲线可看出,该试件压裂过程中监测到3个明显的压力波峰,大约在44 s时达到波峰4.94 MPa。根据煤体垂直层理方位抗拉强度范围、最小主应力值以及压裂孔的位置,判定该峰值压力为煤体内部垂直层理方位的起裂压力;下一个压力峰值4.57 MPa,略低于初次起裂值,根据煤岩抗拉强度范围,判断为裂纹在煤体中动态扩展时监测到的压力值。当压力升高至第3个波峰5.53 MPa时混凝土围岩开裂(该值高于最小主应力2.8 MPa与混凝土抗拉强度2.33 MPa之和),此时裂纹贯通表面发生裂隙渗流。

4号砂质泥岩与煤组合体试件的压裂钻孔位于上部砂质泥岩体内,钻孔轴向垂直于层理,其压裂路径为从覆岩砂质泥岩体中起裂扩展越界进入下部煤体。对比图3(c)主应力加载方位及试件表面编号,由图9可看出该组合体试件的主裂隙面顺着最大主应力方向垂直于层理面扩展,试件表面整体裂缝形态复杂,主要呈现在2号底面及5-6号面。试件表面主体发育有3条近似平行主裂缝,并伴随多条次生裂缝,其中在5号面靠近2号面的底部,在煤与混凝土界面处出现一条近似水平裂缝,说明水力裂缝从上部砂质泥岩起裂越过煤体后在煤与混凝土界面处发生水平偏转并沿界面产生扩展。压裂后超声检测试件的3组对立面声时数据与压裂前相比,绝大多数点位声时均发生较大变化,该数据不能准确反演出内部裂纹形态,尤其次生裂纹形态,说明压裂后试件内部裂缝发育,空间形态较复杂。该试件水力裂缝从砂质泥岩(硬)→煤体(软)扩展过程中,产生了复杂多裂缝结构,进一步验证了1.1节理论计算结论。

图9 4号-砂质泥岩+煤水力裂缝形态
Fig.9 Hydraulic fracture morphology of No.4 coal specimen

由图7煤岩体4号组合体压力-时间曲线可看出,该试件压裂过程中监测到多个峰值,其中首峰压力值13.84 MPa明显较高,根据砂质泥岩垂直层理方位抗拉强度范围及最小主应力值,推断该峰值压力为砂质泥岩内部垂直层理起裂压力;随后监测到下一个小波峰4.22 MPa,分析认为该峰值为裂纹穿过砂质泥岩后在界面或煤体中进一步动态起裂扩展过程中监测到的峰值。在之后的水力裂缝扩展过程中,产生了3个峰值分别为5.25,4.57,4.79 MPa,结合15号煤、砂质泥岩、混凝土的抗拉强度范围以及最小主应力值,综合分析判定5.25 MPa,4.79 MPa压力值为裂缝在混凝土中起裂压力,4.57 MPa为煤体或煤与混凝土界面中起裂压力值。从该试件表面裂纹扩展形态来看,裂纹从砂质泥岩起裂扩展(裂缝尖端释放能量较大),越界扩展过程中明显导致煤及煤岩界面产生多裂缝结构,符合1.1节理论计算推论。

为了与从较硬的覆岩-砂质泥岩中起裂的4号试件裂缝扩展形态形成对比,进行从本煤层压裂的5号煤与砂质泥岩组合体试件压裂(煤块在上部,砂质泥岩在下部),压裂钻孔位于上部煤体内部,钻孔轴向垂直于层理,其压裂路径为从煤体中起裂扩展越界进入下部砂质泥岩。

根据试件表面裂纹形态(图10(a))结合超声检测反演的裂纹内部形态(图10(c))可看出,该组合体试件的主裂缝顺着最大主应力方向垂直于层理扩展。试件表面裂缝形态较单一,在压裂孔两侧仅出现单条压裂裂缝,其中3号面一侧止裂于试件中下部,而4号面一侧裂缝止裂于中上部。另外,在4,6号表面下部的砂质泥岩与混凝土界面位置,水力裂缝发生“转向”出现一条水平裂缝,而4号表面垂直裂缝并未与该水平裂缝贯通,说明该水平裂缝为内部水力裂缝沟通砂质泥岩与混凝土界面扩展导致。从5号试件裂缝扩展形态看出:裂纹从本煤层扩展至较硬砂质泥岩时,不易越界进入较硬砂质泥岩,难以形成复杂多裂缝结构。

图10 5号-煤岩组合体水力裂缝形态
Fig.10 Hydraulic fracture morphology of No.5 coal specimen

由图7中5号组合体压力-时间曲线可看出,水压大约在43 s时达到首次波峰4.62 MPa,根据煤体垂直层理方位抗拉强度范围及最小主应力值,推断该峰值压力为煤体内部垂直层理开裂压力;随后监测到一个小的波峰3.97 MPa,该压力值稍小于2.8 MPa(最小主应力)与1.24 MPa(煤的最小抗拉强度值)之和,分析认为该峰值为裂纹在煤体内部动态扩展的压力或者裂纹在煤岩界面中进一步起裂扩展的压力。在之后的水力裂缝扩展过程中,监测到的较高的压力峰值5.27 MPa为裂缝在混凝土中起裂压力,而最后一个较小的峰值3.91 MPa结合试件表面裂纹形态中底部水平裂缝,判断该压力值为裂纹在底部界面处转向后沿界面扩展过程中监测到的压力。由于该试件水压未发现10 MPa以上峰值压力,结合试件裂缝表面形态,判定水力裂缝从煤层中起裂扩展但未越过界面进入砂质泥岩中。

由图7综合分析,在同等恒流条件下(100 mL/min),在达到起裂压力之前的压力急速增长阶段:砂质泥岩(垂直层理压裂)中水压增长速率>煤体(垂直层理压裂)水压增长速率,进一步说明在弹性模量较高的坚硬岩石中裂缝尖端塑性变形区域明显较小;另外也说明在孔裂隙发育的煤体中压裂前期水的渗流虑失严重,升压速率缓慢。

4 结 论

(1)在线弹性理想假设条件下,砂质泥岩在垂直层理方位开裂形成单位面积裂纹所释放的能量可以在煤体垂直层理方向产生单条约10.69~25.53倍当量面积的裂缝,或者多条总和为10.69~25.53倍当量面积的裂缝。

(2)当起裂压力达到煤岩本身各自的强度条件时,煤体中裂纹尖端的应变屈服区域明显远大于砂质泥岩;砂质泥岩裂缝尖端在XX方位的最大集中应力值约为煤体的3.56倍;当裂纹从砂质泥岩越界扩展至煤体时(不考虑界面影响的理想条件下),从砂质泥岩裂纹尖端弹塑性应变区释放的“应变能”高于煤体内产生裂纹所需要的能量,此时,从砂质泥岩裂尖释放的能量有助于在煤体中产生多裂缝结构。

(3)在大尺寸三维煤岩组合体压裂过程中,水力裂缝从较硬砂质泥岩越界进入煤体扩展过程中,可产生“贯穿、转向/偏转”等形态,容易形成多裂缝结构;从本煤层压裂扩展过程中,在煤岩界面处容易出现“止裂、转向”等形态,裂缝难以越过界面进入砂质泥岩,形成的裂缝形态较单一,不利于形成复杂多裂缝结构。

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Mechanism and experimental investigation of the formation of hydro-fracturesystem by fracturing through the interface of large-size coal-rock

WU Pengfei1,2,LIANG Weiguo1,2,LIAN Haojie1,2,JIANG Yulong1,2,GENG Yide1,2,CAO Mengtao1,3

(1.College of Mining Engineering,Taiyuan University of Technology,Taiyuan 030024,China; 2.Key Lab of In-situ Property-improving Mining of Ministry of Education Taiyuan University of Technology,Taiyuan 030024,China; 3.College of Engineering and Applied Science,University of Wyoming,Wyoming 82071,USA)

Abstract:Taking the efficient exploitation of coalbed methane resources as the object,the mechanism and experiment on the formation of hydro-fracture system were investigated by the analysis of energy release rate of the fracture tip,the numerical analysis of the fracture tip yield fields and the experiments of fracturing through the interface of large-size coal-rock combination specimens,according to the characteristics of high storage,low permeability and difficult to form fracture in the coal seam in China.The results indicate that the plastic yield area of the fracture tip of the coal is larger than that of sandy mudstone under the same stress condition.The released strain energy of the fracture tip per unit length in the sandy mudstone could make 10.69 to 25.53 times area or length of fracture in the coal mass under the ideal conditions.It is convenient for the fracture propagation and the formation of the fracture system.In the numerical analysis,the maximum concentrated stress (7.05×105) of the crack tip of the sandy mudstone in the XX orientation is about 3.56 times of that of the coal (1.98×105) when the critical pressure is reached.In the process of hydraulic fracturing from the hard sandy mudstone into the coal mass,the complex fracture system was formed on the coal-rock combination.The penetration,diversion or offset occur at the interface between the coal and the rock under the influence of the interfacial cohesive force.The diversion or offset leading to the fracture patterns complex,will improve the fracture system.

Key words:coal-rock combination;hydraulic fracturing;fracture morphology;fracturing through interface

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doi:10.13225/j.cnki.jccs.2017.1055

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doi:10.13225/j.cnki.jccs.2017.1055

中图分类号:P618.11

文献标志码:A

文章编号:0253-9993(2018)05-1381-09

收稿日期:20170801

修回日期:20180110

责任编辑:韩晋平

基金项目:国家自然科学基金资助项目(51225404);国家青年科学基金资助项目(51504159);山西省科技重大专项资助项目(MQ2016-01)

作者简介:武鹏飞(1984—),男,山西太谷人,博士。E-mail:wpf0301@163.com

通讯作者:梁卫国(1972—),男,山西盂县人,教授,博士生导师。Tel:0351-6010100,E-mail:liangweiguo@tyut.edu.cn