Detection of change in the coal thickness of a fully mechanized mining face based on electromagnetic wave penetration
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摘要:
综采工作面常有较大的煤厚变化,影响煤炭安全高效生产,需要在回采前探测煤厚变化情况。为掌握煤厚变化对电磁波透视探查的响应特征,采用仿真软件,建立了工作面三维模型,对不同煤岩电阻率比值的煤厚变化进行了电磁波透视探测模拟。结果表明:随煤厚减小,不同煤岩电阻率比值的透视场强值均呈抛物线型下降,说明煤厚越小,电磁波透视能力越差;同一煤厚值,煤岩电阻率比值越大,透视场强值越大,能够透视的距离越大;煤厚8 m以下工作面,场强变化率大,煤厚变化引起的场强值变化明显,可以仅采用相对煤厚变化解释地质异常变化情况;煤厚8 m以上工作面,场强变化率值相对较小,煤厚变化引起的场强值变化不明显,不能仅采用相对煤厚变化解释地质异常区,应结合煤岩电阻率比值和正常煤层厚度,根据煤厚场强变化率来确定恰当的煤厚变薄值来圈定地质异常区。陕西金源招贤矿业有限公司1305工作面探测结果表明:工作面煤层厚度从16.4 m减薄到11.2 m,平均场强变化率为1.233 8 dB/m,反映特厚煤层工作面随煤厚减小透视场强值缓慢降低。淮河能源集团张集矿1610A工作面探测结果表明:工作面煤层厚度从5.8 m减薄到2.0 m,平均场强变化率为3.7038 dB/m,反映厚煤层工作面随煤厚减小透视场强值快速降低。研究结果可以合理地判识薄煤区范围以及煤层变薄程度,可靠地圈定地质异常区。
Abstract:A fully mechanized mining face tend to show great change in coal thickness, which affects the safe, efficient coal mining. Therefore, it is necessary to detect the change in the coal thickness before stoping. To determine the response of electromagnetic (EM) wave penetration to the change in the coal thickness, this study established a three-dimensional model of fully mechanized mining faces using simulation software. On this basis, this study simulated the change in the coal thickness under different ratios of the coal-to-rock resistivity based on EM wave penetration. The results are as follows: (1) With a decrease in the coal thickness, the intensity of the EM field corresponding to different ratios of the coal-to-rock resistivity decreased in the form of a parabola. This result indicates that a smaller coal thickness is associated with a poorer EM wave penetration ability; (2) For the same coal thickness, a greater ratio of coal-to-rock resistivity corresponded to a greater intensity of the EM field and a greater distance of EM wave penetration; (3) For the mining faces with a coal thickness of less than 8 m, the intensity of the EM field changed at a high rate, indicating that the change in the coal thickness significantly changed the intensity of the EM field. Therefore, it is feasible to interpret the change in geological anomalies based only on the relative change in the coal thickness in this case; (4) For the mining faces with a coal thickness greater than 8 m, the intensity of the EM field changed at a low rate, indicating that the change in coal thickness could not significantly change in the intensity of the EM field. Therefore, the geological anomalous areas cannot be interpreted based only on the relative change in the coal thickness in this case. Instead, it is necessary to delineate the geological anomalous areas by determining the appropriate thinning rate of coal based on the changing rate of the intensity of the EM field, as well as the ratio of coal-to-rock resistivity and the normal coal seam thickness. As shown by the detection results of the No.1305 mining face in the Shaanxi Jinyuan Zhaoxian Mining Co., Ltd., the intensity of the EM field changes at an average rate of 1.2338 dB/m as the coal seam thickness of the mining face decreases from 16.4 m to 11.2 m. This result reflects that intensity of the EM field of a mining face with ultra-thick coal seams decreases slowly with a decrease in the coal thickness. As indicated by the detection results of the No.1610A mining face in the Zhangji Coal Mine of Huaihe Mining (Group) Co., Ltd., the intensity of the EM field changes at an average rate of 3.7038 dB/m as the coal seam thickness of the mining face decreases from 5.8 m to 2.0 m. This result reflects that intensity of the EM field of a mining face decreases quickly with a decrease in the coal thickness. The results of this study can be used to reasonably identify the range of thin coal areas and the degree of the coal seam thinning in these areas and to reliably delineate geological anomalous areas.
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随着我国对煤炭资源需求的增长,煤炭开采深度逐步增加[1-3],深部煤层的瓦斯地质条件十分复杂,瓦斯含量高、压力大[4-5],给瓦斯抽采带来了巨大的挑战[6-9]。瓦斯抽采是治理瓦斯危害的必要手段[10-13],而提高瓦斯抽采钻孔成孔质量、减小瓦斯抽采盲区就显得尤为重要[14-16],它对降低煤层开采安全隐患具有重要意义。瓦斯抽采所需的刻槽钻杆及三棱钻杆已被各大煤矿广泛应用。然而此类钻杆单位长度自重大,致使工人井下劳动强度高;此外,在松散、软弱等复杂煤层中,由于钻杆自重大、钻杆表面与孔壁摩擦因数大及接触面积大,使孔壁受到扰动,严重时会引起钻孔失稳[17-19];随着钻孔深度的增加,钻进速度将降低,在塌孔时将导致钻进困难[20]。因此,在钻杆设计中贯彻改变钻杆结构以降低其自重及阻力理念非常重要。
降低钻杆自重的理念存在两种思路:第一种方法是使用计算机软件自动设计,将降低钻杆自重作为目标驱动[17],以获得最优的钻杆内径,减小钻杆的自重。然而这种方法只是简单地增大了钻杆的内径,未解决钻杆结构带来的阻力问题。另一种方法是利用低密度材料,如铝合金和复合材料等进行钻杆加工[21-24],此类钻杆因不耐磨损以及不耐腐蚀等因素,不利于井下施工及推广。用于煤层钻进钻杆降阻的研究目前停留在理论层面,且研究对象为定向钻机配套钻杆[25],无法对常规钻杆进行针对性的理论指导。
如能以传统钻杆材料为基础,通过改变钻杆结构以达到钻杆降低自重的目的,将降低钻杆钻进过程中所受到的阻力,同时改善钻杆对钻孔的扰动问题。为此,建立了钻杆钻进阻力方程,并设计了四翼内凹刻槽钻杆,结合阻力方程分析了钻杆降阻效果,并通过强度分析,确定了四翼内凹刻槽钻杆的结构参数,通过工业性试验对四翼内凹刻槽钻杆的效果进行了验证。
1 钻杆减重降阻机制
在施工钻孔时,钻杆的自重、弯曲程度、钻头的结构以及钻机自身的震动都会一定程度上影响钻进阻力,在此仅考虑钻杆自重及结构不同情况下对钻进阻力的影响。钻进过程中,钻屑与钻杆之间也有接触,但由于钻屑阻力小,故本文忽略此类阻力。
由于在松软煤层的钻进过程中排渣量大,且钻杆在长距离钻进状态下主要以触底状态为主,建立钻杆触底模型如图1所示,其阻力模型主要考虑旋转摩擦阻力与钻进摩擦阻力两种[26]。
1.1 钻杆旋转摩擦阻力
如图2所示,在松散软弱以及夹矸等复杂瓦斯赋存地质条件下,瓦斯抽采钻孔施工过程中常伴有钻孔缩径现象,使钻杆与钻孔接触面积变大,同时使钻机输出功率增加。王永龙等[20]研究了套管钻杆在围压及孔深变化条件下对于扭矩损失以及推进阻力的关系,本文在此从钻杆质量及结构的角度分析旋转扭矩损失及推进阻力的关系。
1)钻杆自重引起的旋转扭矩损失
未发生缩径及塌孔的情况下,钻杆受自重影响而触底,假设触底部分与孔底接触均匀并且钻杆未弯曲,则钻杆由自重引起的摩擦力为:
$$ {F_{\mathrm{M}}} = \rho gA{l_1}f\cos \theta $$ (1) 当钻杆发生旋转时,摩擦力的表现形式为沿钻杆外表面切向力,假设旋转中心为钻杆轴线,形成的自重旋转扭矩损失
${T_{\mathrm{N}}}$ 求解方程为:$$ {T_{\mathrm{N}}} = \frac{D}{2}{F_{\mathrm{M}}} = \frac{D}{2}\rho gA{l_1}f\cos \theta $$ (2) 2)围压引起的旋转扭矩损失
若钻进过程中发生局部缩径或塌孔,如图3所示,此时钻孔孔壁围压则会使旋转扭矩损失增大。
设同一钻孔截面上钻杆周围均匀受压,塌孔段钻杆长度为
${l_2}$ 时,钻杆有旋转趋势时,沿钻杆外表面切向形成阻止钻杆旋转的摩擦阻力。由于在钻杆弯曲情况下钻杆长度将发生变化,但相对于轴向长度数量级差别大,本文将其做了简化。钻杆表面形成的摩擦阻力计算为:$$ {\mathrm{d}}F = f{p_i}C{\mathrm{d}}l $$ (3) 因钻孔围压作用,钻杆形成的旋转扭矩损失为:
$$ {\mathrm{d}}{T_C} = \frac{D}{2}{\mathrm{d}}F $$ (4) 式(3)代入式(4)可得:
$$ {\mathrm{d}}{T_{\mathrm{C}}} = \frac{D}{2}f{p_i}C{\mathrm{d}}l $$ (5) 积分可得钻孔围压引起的围压旋转扭矩损失为:
$$ {T_{\mathrm{C}}} = \frac{D}{2}f{p_i}C{l_2} $$ (6) 基于式(2)、式(6)钻杆在钻孔内存形成的扭矩损失TA求解方程:
$$ {T_{\mathrm{A}}} = {T_{\mathrm{N}}} + {T_{\mathrm{C}}} = \frac{D}{2}\rho gA{l_1}f\cos \theta + \frac{D}{2}f{p_i}C{l_2} $$ (7) 3)钻杆减重降低旋转扭矩损失分析
结合钻杆减重技术理念,设计了四翼内凹刻槽钻杆,其截面结构如图4所示,通过优化钻杆结构降低钻杆自重,减小钻杆与孔壁的接触面积。将钻杆截面设计为四翼内凹结构,如图5c所示,钻杆周围形成内凹状排渣空间,与圆钻杆(图5a)、圆状刻槽钻杆(图5b)相比,在增大排渣空间的同时,降低钻杆自重;在钻杆表面保留了螺旋槽,进一步降低钻杆自重,同时增加了钻杆的排渣散热能力,当钻孔发生堵塞时,避免钻孔堵塞区因钻杆与岩屑摩擦导致局部高温,从而引起钻孔瓦斯燃烧。
假设圆钻杆、圆状刻槽钻杆及四翼内凹刻槽钻杆均使用密度为7 850 kg/m3的材料,杆长为1.5 m,外径为73 mm,其他参数见表1。其中对于钻孔周长,塌孔情况下,渣体以离散状态在钻杆排渣空间运动,与有围压的孔壁已不是一体,故不考虑在接触周长的计算内;缩径情况下,若煤层中的煤与钻杆刻槽和内凹部分接触,旋转中的钻杆将会切割此处煤体使之成为离散状态的渣体。
表 1 各钻杆参数Table 1. Drilling rod parameters参数 刻槽
数量/条螺距/mm 壁厚t/mm 槽宽/mm 槽深/mm 内凹截面
宽度/mm内凹深度/mm 截面与孔壁平均
接触周长C/mm平均
截面积A/mm2圆钻杆 16 229.34 2 928 圆状刻槽钻杆 2 160 16 23 1 178.38 2 782 四翼内凹刻槽钻杆 2 160 16 23 1 33 2 52.00 2 196 在钻孔未发生塌孔及缩径情况下,钻杆与钻孔表面的摩擦因数
$f = 0.3$ ,钻孔围压pi = 0 Pa,钻孔倾角$\theta = 0^\circ $ ,将基本参数代入式(7)可分别得到四翼内凹刻槽钻杆、圆状刻槽钻杆、圆钻杆扭矩损失与长度的关系如下式。$$ ^{ } {T_{{\mathrm{A}}1}} = 1.85{l_1} ^{ } $$ (8) $$ {T_{{\mathrm{A}}2}} = 2.34{l_1} $$ (9) $$ {T_{{\mathrm{A}}3}} = 2.47{l_1} $$ (10) 根据式(8)—式(10)拟合钻进深度和旋转扭矩损失之间的关系如图6所示。
如图6所示,在钻孔未缩径塌孔条件下,钻进阻力主要受钻杆自重影响,随着钻孔长度的增加,旋转扭矩损失也逐渐增加。以钻孔深度100 m为例,在自重的影响下,圆钻杆的旋转扭矩损失为247 N·m,圆状刻槽钻杆的旋转扭矩损失为234 N·m,四翼内凹刻槽钻杆的旋转扭矩损失为185 N·m。四翼内凹刻槽钻杆与圆钻杆相比旋转扭矩损失降低25.1%,与圆状刻槽钻杆相比旋转扭矩损失降低20.9%。以常规钻机的扭矩4 600 N·m为例,圆钻杆旋转扭矩损失占比为5.37%,圆状刻槽钻杆的旋转扭矩损失占比为5.09%,四翼内凹刻槽钻杆的旋转扭矩损失占比为4.02%。
在钻孔发生缩径、塌孔现象时,钻杆自重以及结构同时影响钻杆阻力,假设塌孔处钻孔围压为
${p_i} = 10{\text{ }}000{\text{ Pa}}$ ,其他条件与未发生塌孔现象时的参数一致。将参数代入式(7)分别得到塌孔情况下四翼内凹刻槽钻杆、圆状刻槽钻杆、圆钻杆扭矩损失与长度的关系如下式:$$ {T_{{{A}}4}} = 1.85{l_1} + 5.69{l_2} $$ (11) $$ {T_{{{A}}5}} = 2.34{l_1} + 19.53{l_2} $$ (12) $$ {T_{{{A}}6}} = 2.47{l_1} + 25.11{l_2} $$ (13) 以钻进深度100 m为例,由于多段非连续塌孔其作用效果可以等同于相同总长度的连续塌孔,故以塌孔总长度进行分析计算,根据式(11)—式(13)拟合塌孔长度和旋转扭矩损失之间的关系如图7所示。
如图7所示,在钻孔深度为100 m的情况下,钻孔缩径及塌孔时,钻杆的扭转阻力与正常状态下对比显著上升。以塌孔长度10 m为例,圆钻杆的旋转阻力损失为498.1 N·m,圆状刻槽钻杆为429.3 N·m,四翼内凹刻槽钻杆为241.9 N·m,四翼内凹刻槽钻杆的旋转扭矩损失较圆钻杆降低51.44%,较圆状刻槽钻杆降低43.65%,效果显著。以常规钻机的扭矩4 600 N·m为例,圆钻杆旋转扭矩损失占比为10.83%,圆状刻槽钻杆的旋转扭矩损失占比为9.33%,四翼内凹刻槽钻杆的旋转扭矩损失占比为5.26%。
在此工况下,若考虑钻杆弯曲、钻头破煤所需要的扭矩,使用圆钻杆及圆状刻槽钻杆时,钻机的功率选择范围十分有限,四翼内凹刻槽钻杆则为此时钻机功率范围的选择提供了更大的空间。
1.2 钻杆轴向阻力分析
1)钻杆轴向阻力求解
使用钻杆在松散、软弱等复杂煤层地质中施工时,由于钻杆的自重、结构以及钻孔在缩径、塌孔状态下对钻杆的推进与退钻产生阻力作用,称之为“轴向钻进阻力”FA,参考王永龙等[27]关于瓦斯抽采钻孔堵塞段“退钻阻力”的分析,结合图2,钻杆沿轴向钻进阻力FA的求解方法如下:
参考式(1),当钻杆沿轴向运动时,摩擦力的表现形式为轴向摩擦阻力:
$$ {F_{{\mathrm{AN}}}} = {F_{\mathrm{M}}} = \rho gA{l_1}f\cos \theta $$ (14) 钻孔孔壁围压pi作用在缩径、塌孔时钻杆表面形成的轴向摩擦阻力:
$$ {F_{{\mathrm{AC}}}} = f{p_i}C{l_2} $$ (15) 结合式(14)、式(15),钻杆轴向阻力求解方程为:
$$ {F_{\mathrm{A}}} = \rho {\text{g}}A{l_1}f\cos \theta + f{p_i}C{l_2} $$ (16) 2)钻杆轴向阻力定性分析
3种钻杆基本参数与1.1节假设相同,在钻孔发生缩径、塌孔时,设钻孔孔壁围压
${p_i} = 10{\text{ }}000{\text{ Pa}}$ ,将基本参数代入式(16)分别得到四翼内凹刻槽钻杆、圆状刻槽钻杆、圆钻杆在钻孔缩径情况下轴向阻力与钻进长度的关系如下:$$ {F_{{\mathrm{A}}1}} = 50.68{l_1} + 156{l_2} $$ (17) $$ {F_{{\mathrm{A}}2}} = 64.20{l_1} + 535.14{l_2} $$ (18) $$ {F_{{\mathrm{A}}3}} = 67.57{l_1} + 688.02{l_2} $$ (19) 以钻进深度100 m为例,基于式(17)—式(19)拟合钻杆轴向阻力FA与塌孔长度
${l_2}$ 之间的关系,如图8所示。图8中,钻孔深度为100 m的情况下,钻孔缩径及塌孔时,随着塌孔长度的增加,钻杆的轴向钻进的阻力逐渐增大。以塌孔长度10 m为例,圆钻杆所受的推进阻力为13 637.73 N,圆状刻槽钻杆受到的推进阻力为11 771.98 N,四翼内凹刻槽钻杆受到的推进阻力为6 628.15 N。四翼内凹刻槽钻杆在塌孔时所受的阻力是圆钻杆的51.44%,是圆状刻槽钻杆的43.65%。以常规钻机的推力160 kN为例,圆钻杆推进阻力占比为8.52%,圆状刻槽钻杆的推进阻力占比为7.37%,四翼内凹刻槽钻杆的旋推进阻力占比为4.14%。
此类条件下,使用圆钻杆和圆状刻槽钻杆将增加钻机在进钻与退钻时的功率,影响对钻孔疏通的能力。
2 钻杆结构参数优化与强度校核
由于在未改变材质的情况下,通过改变钻杆结构进而实现四翼内凹刻槽钻杆设计,因此钻杆强度直接决定了四翼内凹刻槽钻杆实用性,如果结构设计不当使钻杆强度弱,将更加容易发生断钻事故。
由于钻杆接头部分已有大量学者做了结构优化及强度分析[28-32],在此不再针对接头部分做过多分析,仅研究四翼内凹刻槽钻杆杆体部分设计的具体参数。
2.1 刻槽钻杆结构强度分析
现常用瓦斯抽采钻杆为圆状刻槽钻杆,使用R780地质管材,其屈服强度为780 MPa,密度7 850 kg/m3,弹性模量2×105 MPa,泊松比0.28,直径73 mm,壁厚16 mm,刻深1 mm,槽宽23 mm,螺距160 mm,经计算其质量为32 kg,使用ANSYS软件对其进行强度分析。
在钻机输出4 600 N·m回转扭矩及160 kN推力作用下,Mises应力云图如图9所示,圆状刻槽钻杆在上述工况下,其杆体部分的最大应力为196.92 MPa,远低于管材的屈服强度780 MPa,而平均应力只有97.26 MPa。取圆状刻槽钻杆管壁中间数据如图10所示,可以看出管壁在推力及扭矩双重作用下,其应力出现周期性波动,在管壁开槽段应力上升,在正常管壁段应力下降。
圆状刻槽钻杆的安全系数如图11所示,以确定其薄弱环节,而在上述工况下,其最小安全系数为3.35,普遍规范要求最小安全系数为1.5,说明其结构存在优化空间。
2.2 等壁厚四翼内凹刻槽钻杆内凹深度分析
四翼内凹刻槽钻杆设计内凹截面宽度为33 mm,分别对内凹深度为0、1、2、3、4 mm的钻杆做受力分析,取钻杆中间部位切片应力云图(图12)。其最大、最小应力及总体安全系数情况见表2。内凹深度为0 mm时所受最大应力为236.29 MPa,为5组数据中最小;而内凹深度为4 mm时最大,其值为280.43 MPa。随着内凹深度的逐渐增加,最小应力呈下降趋势,最大应力呈上升趋势,最小安全系数逐渐降低,最小为2.14,仍具有较大优化范围。
表 2 不同内凹深度各钻杆应力和安全系数Table 2. Stress and safety factors of drilling rods at different concavities内凹深度/mm 最小应力/
MPa最大应力/
MPa安全系数 0 102.900 236.29 2.83 1 98.088 239.29 2.30 2 94.071 256.66 2.22 3 90.602 264.72 2.17 4 83.469 280.43 2.14 注:钻杆壁厚均为16 mm。 2.3 等内凹深度四翼内凹刻槽钻杆壁厚分析
内凹深度为4 mm不变的情况下,优化四翼内凹刻槽钻杆的壁厚,以进一步降低其自重,分别对比壁厚t为16、15、14、13、12、11.5 mm的应力云图,如图13所示,随着钻杆壁厚,钻杆的最小应力逐渐减小,最大应力逐渐增大。最大应力出现在壁厚11.5 mm的钻杆中,其值为470.91 MPa,钻杆应力大的区域全都分布在内凹处,而应力小的区域分布在四条棱的内部。且刻槽的影响小于内凹结构对于钻杆应力的影响。
读取钻杆内凹处与凸棱处应力数据(图14、图15),在钻杆内凹处应力呈现管壁越薄应力越大的特点,最大值出现在管壁厚度为11.5 mm时,应力为470.91 MPa,且应力周期性波动,上下浮动百分比不大。在凸棱处管壁相同位置应力同样是越薄的钻杆应力越大,但是总体应力要小于内凹处,其最大值同样出现在壁厚11.5 mm的钻杆上,值为280.43 MPa。
不同内凹深度钻杆最大、最小应力及总体安全系数情况见表3。随着壁厚的逐渐降低,选取部分最小应力及最大应力都随之升高,最小安全系数逐渐降低,最小为1.59,其壁厚11.5 mm、内凹深度为4 mm,且分布较为均匀,如图16所示,符合煤矿井下钻杆施工强度要求。
表 3 不同壁厚下的应力情况Table 3. Stress condition of drilling rods with different wall thicknesses壁厚/mm 最小应力/
MPa最大应力/
MPa安全系数 16 83.469 280.43 2.14 15 90.005 299.97 2.08 14 97.656 326.68 2.02 13 101.95 365.65 1.87 12 115.69 427.00 1.70 11.5 119.91 470.00 1.59 注:内凹深度均为4 mm。 经以上分析,针对槽体参数一致的钻杆,在进行钻杆减重时,建议壁厚不低于11.5 mm,内凹深度不大低于4 mm。
3 现场工业性试验
考虑到钻杆使用寿命未明确的情况,在选择钻杆参数时应对安全系数保留一定的余量,使用经优化后的四翼内凹刻槽钻杆(图17)参数为:杆长1.5 m,外径73 mm,壁厚13 mm,内凹深度4 mm,刻槽2条,螺距160 mm,刻槽深度1 mm,槽宽23 mm,安全系数为1.87。在山西焦煤集团下属屯兰矿进行工业性试验。屯兰矿为突出矿井,主采煤层为2号、8号煤层,其地质构造复杂,有瓦斯异常带、断层带、煤层夹矸等,施工钻工时常出现钻进阻力突增,钻进效率低,甚至出现不进尺现象。试验钻孔为本煤层瓦斯抽采钻孔,试验地点在2号煤层12511胶带巷,钻孔方位角90°,倾角−1°,孔口距底板1.5 m,孔间距5 m,圆状刻槽钻杆施工15孔,四翼内凹刻槽钻杆施工30孔,使用ZYD4600L钻机钻进,具体施工方案与试验结果见表4。
表 4 施工方案与试验结果Table 4. Construction plan and test results钻杆类型 施工数量/孔 每根质量/kg 接替时间/s 平均钻孔长度/m 平均钻进速度/(m·min−1) 圆状刻槽钻杆 15 32 15 110 0.455 四翼内凹刻槽钻杆 30 25 12 130 0.536 工业性试验结果表明:屯兰矿原使用钻杆为圆状刻槽钻杆,经现场称重为32 kg/根(ø73 mm×1.5 m),上钻杆时平均接替时间为15 s;优化后的四翼内凹刻槽钻杆,经现场称重为25 kg/根(ø73 mm×1.5 m),上钻杆时平均接替时间为12 s。与圆状刻槽钻杆相比,四翼内凹刻槽钻杆质量轻21.88%,上钻杆平均接替时间减少20%。
使用屯兰矿圆状刻槽钻杆进行试验,共计15孔,累计钻进深度为1 650 m,平均钻孔长度为110 m。使用四翼内凹刻槽钻杆累计施工钻孔30个,累计钻进深度为3 900 m,平均钻孔长度为130 m,平均钻进深度提高升18.18%。使用圆状刻槽钻杆平均钻进速度为0.455 m/min,使用四翼内凹刻槽钻杆平均钻进速度为0.536 m/min,钻进速度提升17.8%。
由于在钻进过程中,钻进阻力的检测难以进行,钻进速度、成孔率及钻进深度等数据的变化可以从侧面反映出钻进阻力的变化。本次工业性试验结果显示相比于圆状刻槽钻杆,四翼内凹刻槽钻杆降低了钻杆质量,增加了钻进深度,提高了钻进速度,且未发生钻进阻力突增情况,侧面证明本钻杆具有减重降阻的功能,能够有效降低工人劳动强度,降低钻进阻力,提高钻进速度。
4 结 论
(1) 四翼内凹刻槽钻杆相较于传统钻杆在钻进阻力方面有大幅度降低,对于100 m钻孔深度,在自重的影响下,与圆钻杆相比旋转扭矩损失降低25.10%,与圆状刻槽钻杆相比旋转扭矩损失降低20.90%。在钻孔发生缩径与塌孔的情况下,四翼内凹刻槽钻杆的钻进阻力较圆钻杆降低51.44%,较圆状刻槽钻杆降低43.65%。
(2) 四翼内凹刻槽钻杆在载荷状态下最大应力与内凹深度呈正相关,与壁厚呈负相关,壁厚对于应力的影响大于内凹深度的影响。
(3) 经称重显示四翼内凹刻槽钻杆质量较常用圆状刻槽钻杆轻21.88%,经现场工业性试验表明钻进深度提升18.18%,钻进效率提高了17.80%。
(4) 综合力学分析、强度校核及现场工业性试验可知,四翼内凹刻槽钻杆对于降低劳动强度、降低钻进阻力、提升钻进效率及维护钻孔稳定性有重要的作用。此后将围绕钻杆结构、材料进行深度优化,进一步降低钻杆质量、提高钻杆的使用寿命。
符号注释:
A为钻杆截面积,
${{\text{m}}^2}$ ;C为钻杆截面与壁面接触周长,${\text{m}}$ ;D为钻杆直径,${\mathrm{m}}$ ;$f$ 为钻杆与钻孔表面的摩擦因数;FA为轴向阻力,N;FAC为缩径、塌孔时钻杆表面形成的轴向摩擦阻力,N;FAN为轴向摩擦阻力,N;FM为钻杆由自重引起的摩擦力,N;$g$ 为重力加速度,${\mathrm{m}}/{{\mathrm{s}}^2}$ ;l为受摩擦力影响的钻杆长度,m;${l_1}$ 为钻孔深度,${\mathrm{m}}$ ;${l_2}$ 为缩径塌孔总体长度,${\mathrm{m}}$ ;$ {p_i} $ 为塌孔时围压,${\text{Pa}}$ ;TA为钻杆在钻孔内存形成的扭矩损失,N⋅m;TC为围压旋转扭矩损失,N⋅m;TN为自重旋转扭矩损失,N⋅m;$\theta $ 为钻孔倾角,(°);$\rho $ 为钻杆密度,${\mathrm{kg}}/{{\mathrm{m}}^3}$ 。 -
表 1 场强与煤厚模拟结果
Table 1 Simulation results of coal thickness and field strength values
R 煤厚/m 场强值/dB K /(dB·m−1) 200 2.5~8.3 33.5~56.0 3.88 100 2.5~8.3 22.1~49.7 4.76 50 2.5~8.3 8.6~42.5 5.84 20 3.3~8.3 2.1~32.0 5.98 10 4.2~8.3 1.9~23.0 5.15 200 8.3~18.3 56.0~58.8 0.28 100 8.3~18.3 49.7~55.9 0.62 50 8.3~18.3 42.5~51.9 0.94 20 8.3~18.3 32.0~45.3 1.33 10 8.3~18.3 23.0~39.9 1.69 表 2 研究区煤厚与场强值计算结果
Table 2 Calculation results of the coal thickness and electromagnetic field intensity in the study area
透视路径 平均煤厚/m 场强/dB HJ HF 平均 J10-F10 13.7 52.3 54.2 53.3 J15-F15 11.6 53.0 52.5 52.8 J20-F20 11.2 54.0 49.7 51.9 J35-F35 9.5 46.4 43.0 44.7 J40-F40 10.1 44.7 41.3 43.0 J45-F45 15.2 55.2 55.0 55.1 J50-F50 14.8 56.0 55.1 55.6 J105-F105 16.4 60.0 59.6 59.8 表 3 煤厚与场强值
Table 3 Coal thickness and the intensity of electromagnetic field
透视路径 源检距/m 平均煤厚/m 实测场强/dB 校正场强/dB Y3-G6 92.2 2.00 61.0 62.5 Y3-G8 90.0 2.20 61.2 61.2 Y3-G10 92.2 2.80 64.5 66.1 Y3-G10 94.9 3.40 65.5 69.1 Y8-G11 94.9 4.20 66.4 70.0 Y8-G11 92.2 4.80 70.6 72.3 Y8-G13 90.0 5.83 74.0 74.0 Y13-G18 90.0 5.56 76.8 76.8 Y18-G23 90.0 5.67 77.0 77.0 -
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