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 |
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: 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. |