Теория, ТЭП и рациональные режимные параметры шарошечного бурения взрывных скважин на открытых работах Текст научной статьи по специальности «Энергетика и рациональное природопользование»

© Г.М. Крюков, 2004

УДК 622.235 Г.М. Крюков

ТЕОРИЯ, ТЭП И РАЦИОНАЛЬНЫЕ РЕЖИМНЫЕ ПАРАМЕТРЫ ШАРОШЕЧНОГО БУРЕНИЯ ВЗРЫВНЫХ СКВАЖИН НА ОТКРЫТЫХ РАБОТАХ

Настоящая статья является итоговой, обобщающей многолетние исследования, выполненные на кафедре РПВ МГГУ, начиная с 60-х годов, по установлению основных закономерностей шарошечного способа бурения взрывных скважин на открытых работах.

В этих исследованиях в разное время принимали участие Кутузов Б.Н., Байбурин Р.Г., Габдрахманов С.Б., Горбонос М.Г., Восканян Г.М., Михеев И.Г., Трусов А.А., Федоров В.Р., Якимов В.П., Янченко В.Е., Аль Тайи Нежметдин, Ны Ван Бак.

По мере выполнения исследований отдельные результаты согласовывались, уточнялись и подтверждались результатами исследований, выполняемых в ведущих НИИ, отраслевых лабораториях и на горных предприятиях СССР: ИГД им. А.А. Скочин-ского, ВНИИБТ, ИГД МЧМ, ГО ГИПРО-МАШОБОГАЩЕНИЕ, ИСМ АН УССР, ИГД Кирг.ССР, Трест ТРАСВЗРЫВПРОМ, ЦНИИС, ГИГХС, ГИПРОНИКЕЛЬ [1, 2, 3, 4] и др.

В результате работ, выполненных в МГГУ (МГИ), удалось практически полностью установить все основные закономерности процессов:

- разрушения горных пород шарошечными долотами при бурении взрывных скважин;

- очистки скважин от шлама (буровой мелочи).

Установленные взаимосвязи послужили основой для защиты двух докторских и более десяти кандидатских диссертаций, а также были использованы при разработке более чем тридцати изобретений [4, 5, 6, 7 и др.].

Учитывая ограниченность объема в статье, приводятся лишь основные результаты исследований в краткой, тезисной форме.

1. Процесс нагружения породы зубьями шарошечного долота (их время внедрения в породу) составляет не менее 5х10-3 мс, а

&£

скорость деформации породы £—________ непо-

&

средственно под зубом долота имеет значение 1-10 с-1.

Установлено, что при £ >1х10-1 с-1 имеет место динамический и адиабатический процесс нагружения пород, т.е. практически без теплообмена, упругие характеристики пород (Е и V) являются динамическими, породы деформируются упруго, вплоть до разрушения, т.е. пластичность практически отсутствует, а прочностные свойства пород (у у т о ) практически не от-

с^^ж ^ рас ^ сое

личаются от статических, причем заметное увеличение (на 10 % и более) прочностных свойств пород будет иметь место при частотах вращения долота п> 25 с-1.

2. В зависимости от глубины внедрения зуба в породу Ив различают следующие процессы ее разрушения: 1 - поверхностное истирание, 2 - объемное мелкодисперсное дробление породы под зубом без скола по краям лунки, и 3 - объемное мелкодисперсное дробление породы под зубом со сколом кусков, содержащих неразрушенные зерна, кристаллиты породы. При поверхностном истирании и мелкодисперсном дроблении породы продукты ее разрушения представляют собой частицы размером 0,1-0,01 мм и менее, но не теряют своей минералогической определенности.

При шарошечном бурении взрывных скважин зубья шарошечных долот имеют, как правило, либо технически острую клиновидную, либо сферическую форму рабочей поверхности, для краткости впредь бу-

Рис. 1. Схема распрелеления напряжения и лунка лробления: 1 - поверхность дробления; 2 -граница разных зон напряженно-деформированных состояний; 3 - возможные траектории трещин; 4 -свободная поверхность; 5 - направление главных напряжений

дем их называть соответственно клиновидным и сферическими. Многочисленными экспериментальными (в т.ч. и нашими) исследованиями установлено, что первая критическая глубина внедрения зубьев в породу

Ну* для клиновидных зубьев равна 0,2-0,3

мм, а для сферических - 0,3-0,5 мм, а вторая критическая глубина внедрения для этих зубьев Н2* равна, соответственно, 0,30,5 мм и 0,4. ..0,6 мм. При Ъв < Ну* имеет место первый процесс разрушения породы; при Н1* < ке < Н2* - второй, а при Нв > Н2* -

третий. Лунка разрушения при втором процессе имеет форму, близкую к сферической, а при третьем - близка к треугольной (клиновидной). Ее принято характеризовать глубиной Ьр и шириной 2Ь. Более удобным оказалось применять параметры К= Ър /

ке и К 1= 2Ь / Н . При этом для широкого

класса пород установлено, что при втором процессе разрушения для клиновидных зубьев К и К1 имеют значения 1,4-1,8 и 11,4 соответственно, а для сферических -1,6-2,4 и 1-1,6. При третьем процессе для клиновидных зубьев К= ,1-1,3; К1=4-6, а для сферических К=1,5-1,7; К1=5-7,5.

3.1. Доказано, что процессы деформирования и разрушения породы зубьями шарошечных долот имеют квазистатический характер.

3.2. Дана новая математическая постановка задачи о внедрении зуба шарошечного долота в разрушаемую породу, принципиально отличающаяся от использованных ранее решений контактных задач теории упругости. Дано приближенное решение этой задачи, что впервые позволило установить ряд важных взаимосвязей.

Под зубом долота в разрушаемой породе

при Нв > Н1* формируются две разных по

характеру распределения напряжений зоны (рис.1). В первой зоне, непосредственно примыкающей к зубу, возможные траекто-

рии трещин направлены от зуба в сторону свободной поверхности, а во второй, охватывающей первую - от зуба в глубь массива. Первая зона, сравнительно небольшая, расположена около внедрившейся в породу части зуба, а вторая, охватывающая первую, распространяется на весь массив.

По мере увеличения глубины внедрения зуба в породу лунка ее мелкодисперсного дробления под ним удлиняется, приобретая эллипсоидальную форму с большой осью, направленной в глубь породы, а первая зона увеличивается. При этом траектории возможных трещин приближаются к свободной поверхности.

Этот процесс продолжается до тех пор, пока по одной из возможных траекторий трещин первой зоны не произойдет скол породы по краям лунки мелкодисперсного дробления. После этого размер первой зоны резко уменьшается, а траектории возможных трещин этой зоны существенно отдаляются от свободной поверхности, вследствие чего значительно снижается, уменьшается вероятность скола породы по краям лунки разрушения. Если внедрение зуба в породу продолжается, то весь процесс повторится, т.е. произойдет постепенное увеличение, удлинение лунки дробления в направлении движения зуба, увеличение первой зоны и приближение возможных траекторий трещин в ней к свободной поверхности вплоть до формирования очередного скола породы по краям лунки дробления.

Именно этими обстоятельствами и обусловлен цикличный характер скола кусков породы при внедрении зубьев инструмента в породу.

3.3. Сила сопротивления породы внедрения в нее зуба буровых инструментов равна

р = а- Е ■ Бт , (1)

где а - величина деформации породы на поверхности ее мелкодисперсного дробления под зубом: Е -модуль Юнга породы, Па;

а■ Е = а

мд

предельное значение напря-

К

2 ■ кв.

(4)

(см. (2))

где В = 2-1в(0,5у) -

н - максимальная глубина внедрения в по-

в0

роду концевых сечений клина (у стенки скважины), м;

- для клиновидного зуба с ци-

линдрической рабочей поверхности (например, вследствие истирания острого клиновидного зуба) при бурении шпура скважины однолезвийным инструментом

КЗ

(5)

где

В = а

4л/2

мд

з

■ї4Я ’ ^/м0,5; Я - радиус

жения, при котором происходит мелкодисперсное дробление породы непосредственно под зубом бурового инструмента; р -

°т

площадь миделя - площадь проекции внедрившейся в породу части зуба на плоскость, перпендикулярную направлению его движения.

Соотношение (1) оказалось универсальным и позволяет рассчитывать силу сопротивления породы при внедрении в нее любых инструментов в разных условиях (рис. 2).

- для клиновидных зубьев при внедрении в ровную поверхность породы

Р = 2амд ■!■ ^8(0,5^)■ К = В^Ие (2)

где 1 - длина лезвия инструмента, м; у- угол приострения; В = 2■ амд •/■ 18(0,5/) - жесткость породы, Н/м;

- для сферических зубьев при внедрении в ровную поверхность породы

Р = Памд-(2Я - К )■ Ив = В^в , (3)

где Я - радиус рабочей поверхности зуба, м; В = 2п ■ амдЯ - жесткость породні, Н/м;

- для технически острого клиновидного зуба при бурении шпура скважины однолезвийным инструментом

цилиндрической рабочей поверхности зуба, м;

- при разрушении породы дисковыми шарошками комбайнов

Р = 2В ■Кв- 4Я, (6)

где В = 2 ■ амд ■ (0,5/) ■ -ГК", н/м0,5; Я - радиус дисковой шарошки, м; Ь2 =1х10-3 м -глубина внедрения сечения шарошки, начиная с которой имеет место скол породы;

- при разрушении забоя скважины шарошечным долотом

Р = амд К/2 Ь, (7)

где ь 2,7 т1, -18(0,5^) . (8)

ьі = гтг—т ■ т-

- для долот с клиновидными зубьями, м0,5; здесь 0 - угол между осью шарошки и осью долота; т - число венцов на всех шарошках долота; 11 - длина зубьев на 1-м венце, м; а, - угол между соседними зубьями на

1-м венце; - радиус 1-го венца, м; V, - число венцов, разрушающих одно и то же кольцо на забое;

„ = 8,5 ^ К, . (9)

1=^' >=1аг^

- для долот со сферическими зубьями, м0,5; здесь ^ - радиус рабочей поверхности зуба (см.(3)), м; и т.д.

3.4. При выводе (6) и (7) для сечений зубьев, выходящих из контакта с породой, была использована установленная теоретически сила взаимодействия зуба с породой

р = ртах ^ | Нвх - 0,71 , (10)

вз сопр

0,3

где ртах - максимальная величина сопро-

сопр

тивления породы Не = А™* с для каждого конкретного случая Н = Н / Нтах; Нвх - величина углубления зуба в породу при его обратном движении из нее. При Ъ = 0,7 ■ Н™* взаимодействие зуба с породой прекращается и при н < 0 7 ■ Ншах сила Рвз = °.

4. Скорость бурения взрывных скважин с шарошечными долотами с учетом (7). (10) равна

$бур = he ■ n ■ k2 . M/c>

(11)

где п - частота вращения долота, с- ; Ьв- глубина внедрения зубьев шарошечного долота в породу

К = ( Poc >°мд •£, ) ». (12)

здесь кг - коэффициент, зависящий от степени очистки забоя от продуктов разрушения,

амд = 1з|1 + 0,079-(/-15)+ 0,0019-(/-15)2] 108 ; Па

(13)

у _ крепость породы по М. М. Протодьяко-нову; р^ _ осевая нагрузка на долото,

включая вес штанг и вращателя, Н/

Коэффициент к2 в (11) определяется степенью разрушения забоя шарошечным долотом по формулам

К; при Ь > 1

k2 =к b

при 1 ^ b > 0,6

Максимальный размер продуктов разрушения при шарошечном бурении скважин, скорость витания которых не больше 20 м/с, не превышает 10-12 мм. Таким образом, для эффективного выноса шлама по за-трубному пространству расход воздуха О,

подаваемого в скважину, должен быть не менее

О > 5яУ2 _ И2 ),м3/с, (15)

~ Хуске шт/’ ’ 4 '

где и _ диаметр скважины, м; и _ внеш-

м то 1 1 / (Л

ний диаметр штанги, м.

Для характеристики качества очистки забоя от продуктов разрушения введен параметр

- = qi + -2 q = 2

гае -1 =%

nd

бур

4

(16)

м3/с - объем продуктов

rb - 0,25 -

К- b ------?— при 0,6 > b > 0,25,

0,35

_ (14)

где b = 2b It; 2b = К1 -hp = К1К ■ he , м; t - средний шаг зубьев на долоте, м;

- для клиновидных зубьев параметры К и К1 равны 1,2 и 4,6 соответственно; а для сферических - 1,6 и 6,6 соответственно.

При b > 1 имеет место полное разрушение забоя за один оборот долота, а увеличение скорости бурения за счет увеличения осевой нагрузки на него пропорционально р21 3 .

В области 1 ^ b > 0,6 увеличение скорости

бурения с увеличением Pc происходит

пропорционально р4/3. Износ опор долота

при прочих равных условиях пропорционален р , поэтому Poc1, соответствующее

b =1, соответствует и максимальной проходке H долота.

5. Совершенная очистка скважин от продуктов разрушения будет иметь место при эффективном выносе их по затрубному пространству и полном удалении шлама с забоя после разрушения породы каждой шарошкой так, чтобы каждая последующая шарошка взаимодействовала с очищенным от шлама забоем.

разрушения, образующихся на забое в единицу времени; Ц2 _ объем воды, поступающей на забой в единицу времени, м3/с. Установлен критерий Ц* = 1 • 10_3 такой,

что при Ц Ц* имеет место совершенная

очистка забоя скважины от шлама при центральной продувке долот и коэффициент к! в (12) равен 1. Если же ц у ц* , то очистка

забоя скважины от продуктов разрушения при центральной продувке долот несовершенна, а коэффициент к! с увеличением Ц уменьшается по закону

k1 = 0,171

0,17 + (103 -q -1)4

(17)

6. Технико-экономические показатели при бурении взрывных скважин на карьерах рассчитываются по формулам

(18)

Сд

Псм =$бур '(Т - Тпз )-k ;

С =

См

С„

- + -

'ду

(19)

Псм И„ Нд

4 см лл- и * ду

где Псм - сменная производительность, м/смену; $у^ _ техническая (чистая) скорость бурения, м/час; Т - время смены, час/смена; Г^время подготовительнозаключительных операций в смену, час/смена; k - коэффициент использования времени смены на собственно бурение, рав-

к = -

1

(20)

бур

здесь 2 — время вспомогательных работ, приходящихся на 1 м бурения скважины, час/м; С - стоимость бурения 1 м скважины, руб./м; Смс - стоимость машино-смены, включая капитальные и эксплуатационные расходы (зарплата, энергия, отчисления на ремонт и т.д.), руб./смена; Си - стоимость бурового инструмента, руб.; Ни - - проходка на инструмент, м; Сду - стоимость дополнительных устройств, руб.; Нду - стойкость (проходка) дополнительных устройств, м.

7. В качестве примера приведем результаты расчета по приведенным формулам бурения взрывных скважин долотом III 215,9 ОК-ПВ при осевой нагрузке 250 кН, частоте вращения 2 с-1 и расходе воздуха на очистку скважин от шламО = 25 м3/мин, станками типа СБШ-200 в перидотитах плотностью р =2,8х103 кг/м3; крепостью / = 12...14, с модулем Юнга Е = 4,8х1010 Па и коэффициентом Пуассона V = 0,29. У долота III 215,9 ОК-ПВ со сферическими зубьями параметр ^ = 3,61 м0,5 При / =13 величина & = 11,04х108 Па, по (12) при к

= 1 глубина внедрения зубьев Ьв равна 1,59 мм. В соответствии с (11). (14) получим: И =К -к = 2,54 мм; 2Ь = 16,79 мм;

ре

Ь = 0,93; к2 = 1,49; Збур = 4,74 -10—3 м/с

Рис. 2. Зависимости силы сопротивления пород внедрению в них буровыт инструментов: 1

- Р = В -ке - сфера); 2 - р = в-(Не + И0) -

(клин с площадкой притупления); 3 - р = в Ив

~ '2-ко

- (клин при бурении); 4 - р = &мд - <^1 -И^2 -(шарошечное долото)

q2 = 0; д = 0,43-10—3 и соответствует со-

вершенной очистки забоя скважин от продуктов разрушения. Для выноса шлама по затрубному пространству в соответствии с

(15) достаточен расход воздуха 0,25 м3/с, а для рассматриваемого станка О = 0,42 м3/с, т.е. обеспечивается надежный вынос шлама

из скважины. Время смены Т = 8 час, время Тпз = 0,8 час, г = 0,03, так что сменная

производительность Псм « 80 м.

8. Понятия о рациональных режимных параметрах Рс, п, Q при разных горнотехнических и технологических обстоятельствах принимаются различными. Приведем здесь лишь некоторые.

8.1. Рациональная осевая нагрузка на

долото соответствует случаю Ь =1, когда имеет место полное разрушение забоя за один оборот долота при этом обеспечивается максимальная проходка на долото и минимальная энергоемкость разрушения породы. Для рассмотренного примера рацио-

нальное значение

Р

в указанном смысле

$ бур = 17 м/час;

д1 = 1,8 -10-4 м3/с;

равно 280 кН.

8.2. Рациональная частота вращения.

Применение центраторов позволяет полностью исключить вопросы обеспечения устойчивости буровых ставов и снижение вибраций на станках. По заказу треста "Трансвзрывпром" в конце 80-х годов и в 90-м были проведены опытно-промышленные испытания на одном из гранитных (щебеночных) карьеров Украины бурение станком БТС-150 взрывных скважин при частотах вращения от 2,5 до 6 с-1. При этом каждая штанга длиною 2 м имела центратор. Всего было пробурено более 2000 пог. м и при частоте вращения 6 с-1 скорость бурения в гранитах крепостью /=13.14 достигала 40 см/м или 24 м/час. Глубина скважин составляла 12-/14 м. При этом из 8 использованных центраторов только один

или

износился наполовину, а все штанги были как новые, только лишь с отдельными небольшими царапинами. Для очистки скважин использовался чешский компрессор производительностью 12 м3/мин. Таким образом, рациональная частота вращения шарошечного долота определяется только совершенством конструкции буровых ставов -установка на них центраторов и обеспечением охлаждения шарошечных долот, точнее тел качения и цапф лап в опорах долота.

1. Алимов О.Д., Дворников Ё.Г. Бурильные машины. - М.: Машиностроение, 1976, 295 с.

2. Андреев В.Д., Иванов К.И. Исследование сопротивления породы внедрению инструмента. В кн.: Горный породоразрушающий инструмент. - Киев: Техника, 1969, с.67-70.

3. Барон Ё.И., Глатман Л.Б., Загорский С.Л. Разрушение горных пород проходческими комбайнами. - М.: Недра, 1969, 151 с.

4. Буткин В.Д. Проектирование режимных параметров автоматизированных станков шарошечного бурения. - М.: Недра, 1979, 208 с

8.3. Расход воздуха О.

Величина О определяет качество очистки скважины от продуктов разрушения и рассчитывается по (16) и критическому значению q *, которое для долот с центральной продувкой равно 1х10-3 Кроме того, величиной О определяется еще и охлаждение тел качения цапфового соединения лап долота и шарошек. Последнее обстоятельство требует специальных исследований для каждой конструкции долота.

---------------- СПИСОК ЛИТЕРАТУРЫ

5. Крюков Г.М. Теоретический расчет взаимодействия шарошечных долот с породой. Вторая Всесоюзная научно-техническая конференция «Процессы разрушения горных пород и пути ускорения бурения скважин», Уфа, 1978, - М.: ВНИИБТ, с.191-194.

6. Крюков Г. М. Теория и режимы разрушения пород при шарошечном и ударно-вращательном бурении взрывных скважин. Диссертация на соискание ученой степени доктора технических наук. - М.: 1982, 495 с.

7. Кутузов Б.И. Теория, техника и технология буровых работ. - М.: Недра, 1972, 312 с.

— Коротко об авторах------------------------------------------------------------

Крюков Георгий Михайлович - профессор, доктор технических наук, Московский государственный горный университет.

---------------------------------- ДИССЕРТАЦИИ

ТЕКУЩАЯ ИНФОРМАЦИЯ О ЗАЩИТАХ ДИССЕРТАЦИЙ ПО ГОРНОМУ ДЕЛУ И СМЕЖНЫМ ВОПРОСАМ

Автор Название работы Специальность Ученая степень

МОСКОВСКИЙ ГОСУДАРСТВЕННЫЙ ГЕОЛОГОРАЗВЕДОЧНЫЙ УНИВЕРСИТЕТ

НЕПЛЕВСКИЙ Михаил Олегович Обоснование оптимальных параметров процесса бурения скважин большого диаметра в осадочных породах шнеком накопительного типа 25.00.14 к.т.н.

МОСКОВСКИЙ ГОСУДАРСТВЕННЫЙ ОТКРЫТЫЙ УНИВЕРСИТЕТ

ОБЫДЕННОВА Татьяна Николаевна Исследование деформаций налегающей толщи при повторной подработке земной поверхности (на примере Старобинского месторождения калийных солей) 25.00.16 к.т.н.