Механизмы, методы и способы разрушения горных пород в шарошечном бурении Текст научной статьи по специальности «Энергетика и рациональное природопользование»

© С.В. Синев, 2016

С.В. Синев

МЕХАНИЗМЫ, МЕТОДЫ И СПОСОБЫ РАЗРУШЕНИЯ ГОРНЫХ ПОРОД В ШАРОШЕЧНОМ БУРЕНИИ

Различают три механизма разрушения горных пород в шарошечном бурении. Выделяют разрушение раздавливанием и объемное. Объемное может быть одноактным и условно усталостным. Усталостное в классическом понимании в бурении невозможно. При бурении долотами «К», «ОК» в забое формируются рассредоточенные микротрещины, которые сращиваются в структурные дефекты горной породы. В долотах «С» и «Т» аналогичные процессы под периферийным вооружением. Это, условно, усталостное разрушение. Объемного одноактного разрушения породы добиться невозможно. Смешанный способ: объемный одноактный и условно усталостный присутствуют с начала бурения. Ключевые слова: разрушение, раздавливание, объем, одноактное, усталостное, вдавливание, сдвиг; долото, периферия, вооружение.

Реструктуризация горной породы раздавливанием зубьями долота определяется как ее разрушение. К разрушению относят и отделение фрагментов породы, без нарушения структуры, от массива по образуемым в процессе нагружения магистральным трещинам. Последнее принято называть объемным разрушением, а при наличии дополнительной обнаженной поверхности — сколом. Оба вида разрушения присущи двум методам разрушения: вдавливанию и сдвигу. К сдвигу относится и фрезерование, например, стенки скважины. Разрушение сдвигом в статье не рассматривается, поскольку ему посвящено большое количество работ и оно отличается от разрушения вдавливанием лишь тем, что реализуется при наличии дополнительной обнаженной поверхности и достигается при однократном приложении нагрузки. Объемное разрушение происходит как при однократном воздействии инструмента на горную породу, так и многократном — условно усталостном.

Объемное разрушение горных пород

В 1881 г. Г. Герц описал возникновение конических трещин, зарождающихся в стекле вокруг контактной площадки при на-

УДК 622.23.01

личии критической нагрузки. В 1891 г. Ф. Ауэрбах установил связь между радиусом сферического индентора и критической нагрузкой, при которой в стекле образуется коническая трещина. А.И. Далладай и Ф. Твиман в 1921 г. при изучении вдавливания алмазного наконечника в стекло по полям напряжений в поляризационном свете обнаружили пластическое течения в этом обычно хрупком материале. В 1926 г. Ч.В. Раман применил интерференционный метод для изучения фигур контактного разрушения. Л.А. Шрейнер в 1958 г. экспериментально, с последующими уточнениями Р.М. Эйгелеса в1977 г., установил три стадии разрушения горной породы при вдавливании индентора:

• упругая деформация;

• остаточная деформация;

• отделение части породы от массива.

При сравнительно малой нагрузке в зоне контакта зуба начинается разрушение и носит характер хрупкого отрыва в площадках, перпендикулярных к свободной поверхности полупространства. Образуется кольцевая трещина отрыва, охватывающая эту кольцевую площадку. Для таких пород, как кварцит, доломиты, песчаники, некоторые известняки и другие, дальнейшее развитие трещины происходит вдоль траектории главных нормальных растягивающих напряжений в виде расходящегося кругового конуса. Коническая трещина разделяет верхнюю часть полупространства на усеченную полость и окружающую его консоль. Заключительная стадия — отделение консоли передачей на нее части давления зуба через материал конуса. Это так называемый первый механизм разрушения (рис. 1, а).

Консоль отделяется не обязательно кольцом в полном объеме. Отделение может быть сегментарным, поскольку явление дилатансии, состоящее в увеличении объема горной породы при сжатии за счет появления микротрещин по данным [1] может носить реверсивный характер со сменой знака приращения как продольных, так и поперечных деформаций. Неровность поверхности забоя скважины может приводить к аналогичным последствиям. В сильно сжатом (дилатированном) состоянии породы деформируются с образованием периодических мезо-трещинных структур с их восстановлением и «залечиванием» трещин после снятия нагрузки.

В целом ряде пород первый механизм разрушения, начав развиваться, затухает и процесс отделения породы от массива

\с б) к

Рис. 1. Механизмы разрушения горных пород: а) первый; б) второй

идет по второму механизму. Причиной затухания может быть наличие дифференциального давления, формирования на забое гребенок (трекинг) и воротников. В последних случаях консоль механически удерживается от вылома.

В первом механизме разрушения в процессе формирования конической трещины под индентором часто образуется тонкий реструктурированный слой горной породы, как это будет показано несколько позже. В работе [2] толщина такого слоя составляет 0,12 мм, хотя в [3] особенностью остаточной деформации в ядре сжатия считается дилатансионное уплотнение раздробленной породы в верхней его части и дилатансионное разрыхление породы в нижней.

Во втором механизме (рис. 1, б) при малых нагрузках область необратимых деформаций локализуется вблизи контура площадки с развитием в глубь массива при увеличении нагрузки. Далее, как при первом механизме, полупространство разделяется на предразрушенное ядро и окружающую его упругую консоль, отделение которой от массива, в конкретных условиях, является определяющей для скорости бурения. В этом случае характеристика процесса разрушения G(z), где G — нагрузка на зуб и г — его перемещение, состоит из трех участков: упругого линейного, нелинейного, который соответствует необратимой деформации конуса или ядра предразрушения, и участка резкого уменьшения G, соответствующего отделению консоли от массива. При дальнейшем внедрении зуба в породу, после

отделения консоли, процесс качественно повторяется, образуя второй и последующие скачки. С увеличением скорости нагружения кривые G(z) имеют более высокие пики скачков и большую крутизну упругих участков.

Внешнее воздействие на консоль при дифференциальном давлении осложняет ее выход, что приводит к увеличению нагрузок, необходимых для реализации скачка. Пластическое разрушение заменяет хрупкое, причем доминирующую роль начинают играть касательные напряжения вместо растягивающих, и горная порода, которая в атмосферных условиях разрушается по первому механизму, в условиях глубокой скважины разрушается по второму. Дальнейшее увеличение всестороннего сжатия способствует уменьшению глубины ядра предраз-рушения с увеличением его диаметра. Для формирования ядра необходимо увеличение нагрузки на зуб, причем это увеличение различно для разных горных пород. Таким образом, с увеличением всестороннего давления объем предразрушенной области уменьшается, но характер этой стадии разрушения остается аналогичным второму механизму при атмосферных условиях. В заключительной стадии всестороннее сжатие ведет к качественному изменению характера разрушения. Дифференциальное давление значительно подавляет процесс вылома консоли, при этом зуб долота глубоко внедряется в породу, так что вокруг него и под ним развивается небольшая зона разрушенной породы и происходит отделение консоли. Это третий механизм, который требует значительной нагрузки разрушения, правда и размер выломанной консоли много больше, поскольку трещина формируется на большей глубине.

Усталостное разрушение горных пород

Под усталостной прочностью понимается сопротивляемость горных пород многократно повторяющейся нагрузке при напряжениях, меньших предела твердости. Усталостный вид разрушения характеризуется появлением постоянно развивающихся невидимых трещин, которые выходят на поверхность, и приводят к разрушению зоны контакта вдавливаемого элемента (зуба долота или индентора) с горной породой.

Восприимчивость горных пород к повторно-переменным нагрузкам, показывает во сколько раз можно снижать давление в точке соприкосновения зубьев долота и породы (по сравнению с твердостью) при проектировании осевой нагрузки на долото.

Явление снижения прочности материалов при напряжениях, циклически изменяющихся во времени, известно давно. Исследуя разрушение деталей машин Ж. Понселе в 1828— 1829 гг. ввел термин усталость.

М. Рэнкин установил, что усталостный излом валов начинается с образования маленькой трещины, которая постепенно растет и опоясывает центральную часть вала, в результате чего возникает его разрушение. В 1843 г. он опубликовал научную работу по прочности материалов при напряжениях, циклически изменяющихся во времени. (М. Рэнкин предложил увеличивать радиусы галтелей для повышения прочности валов).

Наибольшей результативности в области усталости деталей механизмов и запаса их прочности достиг А. Велер. В 1858— 1870 гг. на сконструированной им машине, выполнено наиболее полное исследование выносливости. Он создал целый ряд машин для испытания на усталость, в том числе на кручение, растяжение-сжатие. А. Велер ввел понятие предела выносливости, назвав его предельным напряжением, и установил отрицательное влияние на выносливость ступенчатости валов в силу концентрации напряжений в переходах с одного диаметра на другой.

А. Велером произведены исследования выносливости материалов при одноосном напряженном состоянии и чистом сдвиге, а также влияния на усталостную прочность закона изменения напряжений, частоты изменения напряжений, перегрузок, тренировок, температуры, концентрации напряжений, качества поверхностных слоев и размеров деталей. Результаты исследований легли в основу разработки методов определения коэффициентов запаса при одноосном напряженном состоянии и чистом сдвиге.

График зависимости разрушающего напряжения от числа циклов, который обычно строится в полулогарифмических или логарифмических координатах, называемый кривой А. Велера (рис. 2), сам автор никогда не использовал в определении предела выносливости.

Рис. 2. Типовая усталостная кривая Кривая строится по ряду то-металлов чек. Пределу прочности, при

котором материал разрушается с первого нагружения, соответствует точка 1 на рис. 2. Асимптота, к которой кривая стремится в пределе, называемая пределом усталости или пределом выносливости (точка 3 на рис. 2), отражает наибольшее напряжение стг, которое уже не вызывает разрушения при числе циклов 107 — 108, является «базой» испытаний.

Если задать необходимое время работы детали, скажем, тысячу циклов, то ему соответствует ограниченный предел выносливости — напряжение стгЬ (точка 2 на рис. 2).

При изучении усталостного разрушения горных пород в условиях динамического вдавливания построение усталостных кривых, по мнению Б.А. Жлобинского (1970), необходимо хотя бы для установления отношения предела усталости к пределу прочности, характеризующего восприимчивость материала к повторно-переменным нагрузкам, которое показывает при проектировании осевой нагрузки, во сколько раз можно снижать контактное давление (по сравнению с твердостью) в области взаимодействия вооружения долота и породы. В силу того, что по Б.А. Жлобинскому (1961) и Л.Е. Симонянцу (1966) в процессе бурения на забое скважины число циклов нагружения в одну и ту же точку бывает не более 15—20 раз, напряжение, соответствующее базе NB = 15—20 ударов, является ограниченным пределом выносливости.

Л.И. Шрейнером и Н.Н. Павловой в 1958 г. первыми обращено внимание на то, что во многих породах контактное давление, передаваемое от зуба долота породе, меньше твердости, т.е. нарушается соотношение, рекомендуемое рядом исследователей для выбора осевой нагрузки

G > a FKРш, (1)

где G — осевая нагрузка на долото, кгс; a = 0,3—1,59, как определил Ю.Ф. Алексеев 1968 г.; FK—площадь контакта, мм2; рш—твердость по штампу, но долото успешно разбуривает породу, причем на дневную поверхность выносятся достаточно большие куски породы. По приведенному соотношению объемное разрушение на графике зависимости скорости бурения от нагрузки на долото V(G) разделено по G (рис. 3). Нагрузка, выделяющая область I не что иное, как «стартовая» нагрузка начала продвижения забоя (начала бурения). Если в интервале I и происходит разрушение горной породы в режиме поверхностного истирания (обе кривые построены Л.А. Шрейнером), то оно столь несущественно (скорость бурения близка 0), что им можно пренебречь. «Стар-

товые» параметры начала бурения В.С. Федоров (1951) выводит на нулевое значение скорости проходки, т.е. построение графика начинается с нулевого значения скорости по ординате и некоторого значения нагрузки по абсциссе. Область III на рис. 3, а выделена как объемное разрушение, а на рис. 3, б — объемное эффективное разрушение. Область II в силу ряда причин, в том числе отсутствия отклонения зависимости V(n) от прямой пропорциональности в экспериментальном бурении с частотами вращения долота до 1000 мин-1, принята за усталостное объемное разрушение.

Здесь уместно подметить, что термин «разрушение» в бурении весьма условен, поскольку более 90% породы отделяется в виде обломков, в то время как само разрушение, с нарушением межкристаллических связей и структуры, происходит по формирующимся трещинам и в областях раздавливания горных пород.

По результатам экспериментов со свободнопадающим грузом вооруженным бойками разного диаметра с высоты 18 мм и постоянной начальной скоростью удара 0,6 м/сек на переоборудованном склероскопе Шора Л.А. Шрейнером и Н.Н. Павловой построены усталостные кривые в координатах «удельная работа удара — число ударов» для мрамора (твердость pm = 110 кГ/мм2, предел текучести p(3 = 80 кГ/мм2, коэффициент пластичности k = 1,9), золенгофенского известняка (pm = 185 кГ/мм2, pо = 85 кГ/мм2, k = 4,6) и доломита (pm = 246 кГ/мм2, k = 1,0). У разных пород отношение удельной работы удара, соответ-

Рис. 3. Графики зависимости V(G): а) 1958 г., б) 1968 г.; разрушение: I — истиранием; II — объемное усталостное; III — объемное

ствующей пределу усталости, к удельноИ энергии удара, при котороИ разрушение происходит после первого удара, равно 1/21-1/29.

Полученная при динамическом вдавливании усталостная кривая для образца уральского мрамора, по мнению этих же авторов, близка зеркальному отображению зависимости механической скоро-

Рис. 4. Усталостная кривая для известняка пелитоморфной структуры (р = 158 • 10 МПа, k = 2,4)

сти бурения от нагрузки (рис. 3, а) при сравнении обоих графиков. Вследствие проведенных исследований авторами сделаны выводы, что горные породы с различными механическими свойствами (упруго-хрупкие и упруго-пластичные разной твердости и пластичности) поддаются усталостному разрушению, причем число циклов нагружения, необходимых для разрушения горных пород при напряжениях, близких к пределу усталости, в сотни тысяч раз меньше, чем у металлов. Исследованиями усталостного разрушения горных пород установлено соотношение предела усталости при вдавливании и твердости как 1/20-1/30.

После устранения ряда недостатков описанной методики Б.А. Жлобинский получил усталостную кривую для горной породы (рис. 4) в координатах р(^, где величина контактного давления, отсекаемая на оси ординат, является пределом усталости при ударном вдавливании. Эта зависимость построена по аналогии с кривой А. Велера в координатах «разрушающее напряжение — число циклов нагружения».

Усталостные кривые для горных пород, в отличие от кривых А. Велера для металлов, ограничиваются 15-20-ю циклами, поскольку, как уже было сказано, в процессе бурения, на забое скважины большего числа циклов нагружения в одну и ту же точку не бывает. Усталостная кривая по Б.А. Жлобинскому представляет собой гиперболу вида:

р2 N = к

14СР'

(2)

где р — динамическое контактное давление, МПа; N — число ударов. «База» испытаний ^ = 15 ударов. Физический смысл коэффициента к14 — квадрат динамического контактного давления при N = 1, т.е. квадрат динамической твердости. Величина контактного давления, отсекаемая на оси ординат, прове-

денной параллельно оси абсцисс асимптотой, является пределом усталости при ударном вдавливании.

В реальном бурении циклическое нагружение породы на забое скважины с N = 1—3 за один оборот долота производится сразу после его нагружения при любой частоте вращения, но усталостное разрушение в купе с одноактным начинается на «стартовой» нагрузке.

Принимая нагрузку начала бурения за нагрузку усталостного разрушения (граница областей I и II графика зависимости Н(О) на рис. 3, а) соотношение этой нагрузки и нагрузки начала объемного разрушения реальной скважины соответствует 2/3, по графику Н(О) на рис. 3, б — 1/2.

Пределы усталостно-объемного разрушения от удельной энергии, при которой разрушение наступает после первого удара в 1/11—1/15 и отношение удельной работы удара (предел усталости) к удельной энергии удара, при которой разрушение наступает после первого удара в 1/21—1/29, далеки от соотношений нагрузок реального бурения в 1/2. Это не значит, что усталостное разрушение в реальном процессе бурения отсутствует. Напротив, оно наличиствует во всем диапазоне применяемых нагрузок на долото, начиная со «стартовой» нагрузки, правда, в нетрадиционном понимании, в отсутствии концентрации напряжений в области дефекта материала. Концентрация напряжений навязывается произвольной точке на поверхности полупространства горной породы через специфику конструкции долота без повтора нагружения именно в этой точке. Изготовитель размещает вооружение в конструкции долота таким образом, чтобы оно не поражало одну и ту же точку дважды. Помимо этого, в конструкцию долот всех типов, кроме «К» и «ОК», закладывается дополнительное скольжение благодаря смещению осей шарошек и вылета вооружения за плоскость их чистого качения. Наконец, третьей причиной смещения удара в предыдущую точку является несоосность долота и скважины в оптимальных режимах бурения. Несоосность, а, значит, и степень скольжения предопределена не только режимами, но и способами бурения.

Постоянство усталостного разрушения в бурении шарошечными долотами гарантировано тройным перекрытием периферии забоя вооружением трех шарошек. За один оборот долота точка поверхности периферии забоя может трижды подвергаться нагружению с минимальным смещением прилагаемой нагрузки по этой поверхности. Принимая последовательную

схему формирования забоя: предварительное разрушение породы сдвигом (резанием) под основным вооружением и последующее объемное разрушение периферии забоя вдавливанием за счет концентрации нагрузки на долото на его периферии, в начале последнего акта возможно проявление усталостного разрушения горной породы. Крепкие и очень крепкие породы, из-за невозможности доведения необходимой для объемного разрушения нагрузки к долотам «К» и «ОК», разрушаются многократным приложением меньшей ее величины с выраженным дискретным перемещением забоя после нескольких оборотов долота.

Следует отметить, что формула (1) имеет большое практическое значение в реальном бурении. Исходя из того, что бурение начинается с объемного разрушения периферии забоя, по «стартовой» нагрузке на долото и площади контакта трех периферийных венцов можно определить твердость проходимых пород и рациональность выбора типа долота. Пример. При разбуривании пород средней твердости «стартовая» нагрузка по классификации рШ ограничивается 2—6 • 10 кН (суммарная площадь контакта периферии долота 40 мм2). Реальные значения составили 3,5—5,5 • 10 кН, т.е. тип долота «С» применен в соответствии с паспортными рекомендациями.

Следует также отметить, что график зависимости на рис. 3, б имеет продолжение в виде еще одной ступени, которая сфор-матировалась к 80-ым годам прошлого века, когда длину тяжелого низа увеличивали, в отдельных случаях, до 300—350 м. Автором [4] ступенчатость всей зависимости интерпретируется в несколько ином ключе. Интенсивный рост V во II области рис. 3, б объясняется потерей устойчивости инструментом, когда вся нагрузка на долото сосредоточена на одной шарошке. Такой же рост в III области связан с началом взаимодействия инструмента со стенками скважины и 3-я ступень [4] это возникновение подъемной силы, приводящей к катастрофическому износу долота и даже к его разрушению на забое.

СПИСОК ЛИТЕРАТУРЫ

1. Опанасюк А.А. Исследование закономерностей деформирования горных пород в предразрушающей области нагружения. Автореферат диссертации на соискание ученой степени к.т.н. — Владивосток, 2006.

2. Пушмин П.С. Обоснование модели алмазной коронки на основе исследования механики разрушения твердых анизотропных пород. Автореферат диссертации на соискание ученой степени к.т.н. — Томск, 2006.

3. Евсеев В.Д. Повышение эффективности бурения нефтяных и газовых скважин / Проблемы геологии и освоения недр. Секция 9. Бурение нефтяных и газовых скважин. — Томск: ТПУ, 2007. — С. 442 — 443.

4. Синев С.В. Модели процесса бурения глубоких скважин // Бурение и нефть. - 2009. - № 10. - С. 24-27. ЕШ

КОРОТКО ОБ АВТОРАХ

Синев Станислав Васильевич - кандидат технических наук, ведущий научный сотрудник, Апрелевское отделение ВНИГНИ, e-mail: [email protected].

UDC 622.23.01

S.V. Sinev

MECHANISMS, METHODS

AND WAYS OF DESTRUCTION OF ROCKS

IN ROLERBIT DRILLING

Three mechanisms of destruction of rocks in roller bit drilling. Isolated fracture and crushing volume. Volume may be one-act and conditionally fatigue. Fatigue in the classic sense in drilling impossible. At drilling by bits «E», «EH» in abottom-hole the dispersed microcracks, which grow logether in structural defects of rock are formed. In bits «M» and «H» similar processes under peripheral arms. It, conditionally, fatigue failure. It is impossible to achieve volume one-act destruction of breed. A mixsed way: volume one-act and fatigue (conditional) are present from beginning drilling.

Key words: destruction, crush, volume, one-act, fatigue, cave-in, shift; a bit, periphery, arms.

AUTHORS

Sinev S.V., Candidate of Technical Sciences, Leading Researcher,

e-mail: [email protected], Aprelevka office of VNIGNI, 121069, Moscow, Russia.

REFERENCES

1. Opanasyuk A.A. Issledovanie zakonomernostey deformirovaniya gornykh porod v pre-drazrushayushchey oblasti nagruzheniya (Research of regularities of deformation of rocks in the predestroying loading area), Candidate's thesis, Vladivostok, 2006.

2. Pushmin P.S. Obosnovanie modeli almaznoy koronki na osnove issledovaniya me-khaniki razrusheniya tverdykh anizotropnykh porod (Justification of model of a diamond crown on the basis of research of mechanics of destruction of strong anisotropic breeds), Candidate's thesis, Tomsk, 2006.

3. Evseev V.D. Problemy geologii i osvoeniya nedr. Sektsiya 9. Burenie neftyanykh iga-zovykh skvazhin (Problems of geology and development of a subsoil. Section 9. Drilling of oil and gas wells), Tomsk, TPU, 2007, pp. 442-443.

4. Sinev S.V. Burenie i neft'. 2009, no 10, pp. 24-27.