Проверяемый текст
Кулябин Геннадий Андреевич. Оптимизация технологии бурения и совершенствование привода долота на основе исследований динамических процессов в скважине (Диссертация 2002)
[стр. 38]

38 последнем тс и Твд больше, чем при РШ-способе.
В этой связи
NQB, как правило больше, чем при других способах.
Отметим, что при РШ-способе, как и при роторном величина
5с +5з,4 не выходит за рамки равенства кинематических параметров долота Ьзтах=§отах=1»8 М , ЧТО подтвсрждается расчстами [61] и исследованиями в М скважине [63, 67].
Необходимо, чтобы увеличение Аэ обусловливало реализацию всех скачков разрушения породы при взаимодействии зуба долота с забоем.
Повышение
мощности Nci должно сопровождаться увеличением общей деформации породы 6о, а затем увеличением высоты клиновидного ядра с последующим отрывом шлама, так как объем ядра последнего скачка действует как при гидроразрыве породы в направлении наименьшего сопротивления породы при ее разрушении на разрыв.
Как известно
[28], прочность пород на разрыв в среднем на порядок ниже, чем на вдавливание и в несколько раз — на сдвиг.
Из анализа расходования Np и Nci при РШ-способе и роторном бурении следует возможность увеличения отношения
Nppm/Npp до 1,5 и более раз, а реализация Npi и увеличение объема шлама Ущ за один контакт зуба с породой до 2,5-3 раз: ^рр-^лр (1.44) Естественно при бурении крепких пород такая разница несколько снизится, отчасти в связи с конструкцией шарошки, причем указанное снижение можно предупредить применением многовершинных зубьев долота.
В формуле
(1.44): Улр объем лунки разрушения породы при роторном способе.
Параметр Кп характеризует эффективность затрат
Npj и его можно считать коэффициентом эффективности передачи на забой энергии привода.
Для исследования возможностей РШ способа необходимо знать затраты мощностей соответственно скачкам разрушения породы с общим по
ф
[стр. 184]

184 A^o.=^^^^^V^+ ^ ' 2G(-j• 5f-.
Gj • 1,1652 '^ (178) где коэффициентом 1,16 учитывается деформация породы (погружение ПВ в породу перед началом третьего и четвертого скачков разрушения породы).
Как следует из анализа (178) и расчетов, при турбинном бурении Оз, Ост» 5с и Твд значительно меньше, чем в процессе бурения скважины роторношпиндельным способом; при роторном влияние Ост незначительно, а при последнем Тс и Твд больше, чем при РШ-способе.
В этой связи
NQE, как правило больше, чем при других способах.
Отметим, что при РШ-способе, как и при роторном величина
6с +63,4 не выходит за рамки равенства кинематических параметров долота h3max=Somax=l)8 мм, что подтверждается расчетами согласно (10), (18) и исследованиями в скважине [9, 13].
Необходимо, чтобы увеличение Аэ обусловливало реализацию всех скачков разрушения породы при взаимодействии зуба долота с забоем.
Повышение
мош,ности Nci должно сопровождаться увеличением общей деформации породы 5о, а затем увеличением высоты клиновидного ядра с последующим отрывом шлама, так как объем ядра последнего скачка действует как при гидроразрыве породы в направлении наименьшего сопротивления породы при ее разрушении на разрыв.
Как известно
[53], прочность пород на разрыв в среднем на порядок ниже, чем на вдавливание и в несколько раз на сдвиг.
Из анализа расходования Np и Nci при РШ-способе и роторном бурении следует возможность увеличения отношения
Ыррщ/Мрр до 1,5 и более раз, а реализация Np; увеличения и увеличение объема шлама Уш за один контакт зуба с породой до 2,5-3 раз:

[стр.,185]

185 N N I\ pp -V К„ =^""^ ^ .
-V r jjp (179) Естественно при бурении крепких пород такая разница несколько снизится, отчасти в связи с конструкцией шарошки, причем указанное снижение можно предупредить применением многовершинных зубьев долота.
В формуле
(179): Улр объем лунки разрушения породы при роторном способе.
Параметр Кп характеризует эффективность затрат
Npi и его можно считать коэффициентом эффективности передачи на забой энергии привода.
Для исследования возможностей РШ способа необходимо знать затраты мощностей соответственно скачкам разрушения породы с общим погружением
в нее вершины зуба долота до 2ho при условии внезапного приложения Ост, т.е.
при ее удвоении втечение времени Xci>'Cc.
В этом случае объем лунки разрушения породы при первом скачке значительно увеличивается, а силы трения при реализации второго скачка разрушения породы даже при 6з1 до 0,5 мм резко снижаются.
Далее, как описано в известных работах (Мавлютова М.Р.
[111] и др.), передача энергии породе ПЭ втечение 3 и 4 скачков осуществляется через ее разрушенную часть в виде псевдосжиженного общего ядра (по нашему мнению в форме клина).
Такая часть породы подобно достаточно жесткому жидкому клину действует, как при гидроразрыве пород с образованием трещин вдоль напластования породы с минимальными затратами энергии на отрыв значительного большего объема породы, чем при других видах механического воздействия на нее.
Очевидно, что при третьем и четвертом скачках разрушения породы [111] не обязательна значительная величина погружения зуба в породу, так как через псевдосжиженный клин давление в породе передается как в жидкости, но высоту ядер необходимо учитывать при расчете мощности, расходуемой на разрушение породы под действием всей величины Оз.

[Back]