CN116181261B - 一种煤矿立井钻井法凿井钻头吸渣口布置的确定方法 - Google Patents
一种煤矿立井钻井法凿井钻头吸渣口布置的确定方法 Download PDFInfo
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Abstract
本发明提供一种煤矿立井钻井法凿井钻头吸渣口布置的确定方法，所述方法包括如下步骤：步骤S1，确定煤矿立井钻井施工参数；步骤S2，确立煤矿立井钻井现场与相似模型之间的相似转化关系；步骤S3，改变钻头吸渣口布置的影响因素多次建立钻井排渣的数值模型；步骤S4，钻井排渣数值模型计算；步骤S5，定义排渣效果评判指标；步骤S6，分析排渣计算结果；步骤S7，确定钻头吸渣口的布置方式；步骤S8，制作钻头，进行模型试验验证。建立了用于模拟气举反循环排渣的数值模型，并通过改变钻头吸渣口的数量、间距、面积比和总吸附面积确定了吸渣口的布置方式，提高井底吸渣速度，改善排渣效率，可对钻头的研发和吸渣口的布置提供有益参考。
Description
技术领域
本发明涉及煤矿立井钻井法施工领域，特别涉及一种煤矿立井钻井法凿井钻头吸渣口布置的确定方法。
背景技术
钻井法施工具有机械化程度高、作业环境好、绿色施工、节约资源等优点，可实现打井不下井，确保煤矿立井的施工安全，迎合了当下绿色智能化的煤矿建设主要发展趋势。
煤矿立井的钻进排渣多采用气举反循环排渣工艺，在反循环回转钻进过程中，钻井速度很大程度上取决于井底岩渣的净化程度，部分岩渣会脱离破碎穴，成功吸入排渣管顺利举升，剩余岩渣因吸渣口数量和位置布置不合理、吸渣口吸附面积设置不合理造成的吸附力不足等多种原因残存井底被重复破碎，致使钻头磨损增大，钻进效率降低，洗井效果不理想。由于钻头吸渣口布置不合理，造成煤矿立井钻进施工中井底冲洗效果不佳，重复破损严重，损失的钻进时间占总的钻进时间的29.5％，影响了施工速度，增加了成本。煤矿在直径5.5m扩孔钻进中采用中心式吸渣口吸收，结果大部分钻渣掉入直径3m的超前孔中，后采用掏孔的方法才得以解决，但是这样做不仅费工费时而且泥浆性能急剧恶化，给泥浆处理带来麻烦。
综上可知，制约煤矿立井钻进速度的根本在于排渣，而合理的吸渣口布置方式可提高排渣效率，及时清洁井底，从而避免岩屑堆积造成的岩渣重复破碎、刀具磨损严重等问题。
截至目前，有关煤矿立井钻井法凿井钻头吸渣口布置方面的研究较少，其中一个研究是在直径3m的钻头上开了3个吸渣口、2个在周边、1个靠近中心，结果其中2个吸渣口经常堵塞，3个吸渣口布置的泥浆压头损失较大。其中另一个研究是利用刀具泵将玻璃的岩屑立即吸收走，这在浅井、小尺寸井是有效的，但是在大直径钻井、刀具多的情况下是不现实的。
并且有关吸渣口布置的研究多集中在大型现场工业性试验，该研究方法费时费力费人工，且大多程度上实验效果不理想，不能从吸渣口的数量、间距、面积比和总吸附面积上精确确定吸渣口的布置方式，因此，开展煤矿立井钻井法凿井超前钻进钻头吸渣口布置方式的相关研究迫在眉睫，亟需一种有效的研究方法从吸渣口的数量、间距、面积比和总吸附面积上精确确定吸渣口布置方式，提高排渣效果。
发明内容
本发明的目的在于提供一种煤矿立井钻井法凿井钻头吸渣口布置的确定方法，建立了用于模拟气举反循环排渣的数值模型，并定义了累计排渣量、排渣速度、清渣率、气力输送比和泥浆输送比作为排渣效果的评判指标，通过改变吸渣口数量n和无量纲参数长径比α，面积比β，总面积占比γ来改变钻头吸渣口的数量、间距、面积分配和总吸附面积确定了钻头吸渣口高效吸渣的布置方式，提高井底吸渣速度，改善排渣效率，可对钻头的研发和吸渣口的布置提供有益参考。
为了实现上述目的，本发明提供如下技术方案：
一种煤矿立井钻井法凿井钻头吸渣口布置的确定方法，所述方法包括如下步骤：步骤S1，确定煤矿立井钻井施工参数；步骤S2，确立煤矿立井钻井现场与相似模型之间的相似转化关系；步骤S3，改变钻头吸渣口布置的影响因素多次建立钻井排渣的数值模型；步骤S4，钻井排渣数值模型计算；步骤S5，定义排渣效果评判指标；步骤S6，分析排渣计算结果；步骤S7，确定钻头吸渣口的布置方式；步骤S8，制作钻头，进行模型试验验证。
进一步地，在上述的煤矿立井钻井法凿井钻头吸渣口布置的确定方法中，所述步骤S1中，所述煤矿立井钻井的施工参数包括钻机设备几何参数、钻井泥浆流变参数、排渣动力参数和钻进动力参数；所述钻机设备几何参数包括钻头直径、钻头高度、滚刀数量、吸渣口直径、排渣管直径和注气风管直径；所述吸渣口有两个，包括一个中心吸渣口和一个扫掠吸渣口；所述注气风管采用外置式双风管注气形式；优选地，所述钻头直径为4.2m，所述钻头高度为2.71m，所述滚刀数量为19把，所述中心吸渣口直径为24cm，所述扫掠吸渣口直径为48cm，所述排渣管直径为48cm，所述注气风管直径为7.5cm；所述钻井泥浆流变参数包括泥浆密度和泥浆粘度；优选地，所述泥浆密度位于1.045～1.2g/cm3之间，所述泥浆粘度位于120～480mpa·s之间；所述排渣动力参数包括注气流量，所述钻进动力参数包括刀盘转速；优选地，所述注气流量位于3600～4800m3/h，所述刀盘转速为8-10r/min。
进一步地，在上述的煤矿立井钻井法凿井钻头吸渣口布置的确定方法中，所述步骤S2中，所述煤矿立井与相似模型之间的相似转化关系通过量纲分析法推导的相似准则确立，所述相似准则表现为相似常数，所述相似常数为所述煤矿立井实际钻井现场和相似模型之间对应各物理量的比值，所述相似常数包括几何相似常数、刀盘转速相似常数、注气流量相似常数、容重相似常数、泥浆粘度相似常数和时间相似常数；所述几何相似常数即为所述煤矿立井的实物几何尺寸与相似模型的几何尺寸的比值，其他相似常数由所述几何相似常数推导而成；优选地，确立几何相似常数为12，刀盘转速相似常数为注气流量相似常数为500，容重相似常数为1，泥浆粘度相似常数为30，时间相似常数为/>
进一步地，在上述的煤矿立井钻井法凿井钻头吸渣口布置的确定方法中，所述步骤S3中，所述钻井排渣的数值模型采用仿真软件Workbench建立，所述数值模型的建模参数通过所述步骤S1的钻进施工参数和所述步骤S2的相似常数确定；所述钻井排渣的数值模型包括井底、钻头和钻杆；所述井底与所述钻杆相连，所述井底具有环形的泥浆入口，从所述泥浆入口能够以恒定压力输入泥浆，所述钻头置于所述井底的内部，所述井底的内部与所述钻头之间的间隙充满泥浆，所述井底的底部积聚若干球形岩渣颗粒；优选地，所述井底直径45cm，高度23cm，所述泥浆入口的宽度为10cm，泥浆密度为1.1g/cm3，泥浆粘度为8mpa·s；所述钻头的底部设置有19把刀具，包括边刀4把、中心刀1把和正刀14把，所述钻头的底部设置有2个吸渣口，2个所述吸渣口分别为中心吸渣口和扫掠吸渣口，所述中心吸渣口位于所述钻头的底部中心位置，所述扫掠吸渣口随所述钻头的转动呈扫掠式吸渣，所述中心吸渣口和所述扫掠吸渣口在所述钻头的内部汇合后形成吸渣管，所述吸渣管的上端与所述钻杆连通，泥浆在所述吸渣管和所述钻杆之间输送；优选地，所述钻头的直径35cm、高度22.6cm、转速为30r/min，所述中心吸渣口的直径2cm，所述扫掠吸渣口的直径4cm，所述中心吸渣口的中心与所述扫掠吸渣口的中心之间的距离为51.67mm；距离所述钻杆的底部50cm处连通有两个注气风管，所述注气风管能够以恒定注气流量输送空气，所述钻杆的顶部为排渣出口；优选地，所述钻杆的直径4cm、高度2.15m，所述注气风管的直径6.25mm、注气流量为8m3/h。
进一步地，在上述的煤矿立井钻井法凿井钻头吸渣口布置的确定方法中，所述步骤S3中，所述钻头吸渣口布置的影响因素包括吸渣口的数量、吸渣口的间距、吸渣口的面积比和吸渣口的总面积；通过改变吸渣口的数量来建立数值模型，分别为单吸渣口数值模型、双吸渣口数值模型和三吸渣口数值模型；所述单吸渣口模型的吸渣口直径为4.5cm，所述吸渣口的中心距离所述钻头的中心51.67mm，所述双吸渣口模型的中心吸渣口的直径2cm，扫掠吸渣口的直径4cm，所述中心吸渣口的中心与所述扫掠吸渣口的中心之间的距离为51.67mm，所述三吸渣口模型的中心吸渣口直径2cm，所述三吸渣口模型有两个扫掠吸渣口，两个所述扫掠吸渣口直径均为2.8cm，两个所述扫掠吸渣口的中心距离所述钻头的中心分别为51.67mm和91.67mm，两个所述扫掠吸渣口的中心与所述钻头的中心之间连线的夹角为135°；基于所述双吸渣口数值模型，通过改变所述双吸渣口的中心间距来建立数值模型，定义无量纲参数长径比α等于双吸渣口的中心间距与所述钻头的半径之比，分别建立双吸渣口的中心间距为51.67mm、71.67mm和91.67mm三个数值模型，三个数值模型对应的所述长径比α分别为0.3，0.4，0.5；基于所述双吸渣口长径比α为0.4的数值模型，通过改变中心吸渣口和扫掠吸渣口之间的面积比建立数值模型，定义无量纲参数面积比β等于中心吸渣口与扫掠吸渣口面积的比值，分别建立中心吸渣口与扫掠吸渣口面积分别为7.84cm2和7.84cm2，5.23cm2和10.46cm2，3.14cm2和12.56cm2，2.24cm2和13.45cm2四个数值模型，其对应的面积比β为1、0.5、0.25、0.17四个数值模型；基于所述双吸渣口长径比α为0.4，面积比β为1的数值模型，通过改变中心吸渣口和扫掠吸渣口两者的总面积来建立数值模型，定义无量纲参数总面积占比γ等于两吸渣口的总面积与所述钻头的横截面积之比的百分数，分别建立中心吸渣口和扫掠吸渣口的总面积为15.7cm2、17.1cm2、18.69cm2和20.35cm2四个数值模型，对应的所述参数总面积占比γ分别为1.63％，1.78％，1.94％，2.12％。
进一步地，在上述的煤矿立井钻井法凿井钻头吸渣口布置的确定方法中，所述步骤S4中，对所述步骤S3建立的所述超前钻进吸渣的数值模型进行计算，计算方式采用流体仿真软件Fluent和离散元仿真软件EDEM耦合计算；在所述流体仿真软件Fluent中计算流体相，在所述离散元仿真软件EDEM中计算颗粒相，所述流体相包括泥浆和空气，所述颗粒相为岩渣颗粒，所述流体相和颗粒相之间通过耦合接口实现耦合计算。
进一步地，在上述的煤矿立井钻井法凿井钻头吸渣口布置的确定方法中，所述步骤S5中，所述排渣效果评判指标包括累计排渣量、排渣速度、清渣率、气力输送比和泥浆输送比，所述累计排渣量为计算时间内所述排渣出口排出的岩渣总质量，所述排渣速度为单位时间内排渣出口排出的岩渣质量，所述清渣率为所述排出的岩渣总质量与所述井底生成岩渣总质量的比值，所述气力输送比为排出的岩渣总质量与输入空气总质量的比值，所述泥浆输送比为排出的岩渣总质量与输入泥浆总质量的比值。
进一步地，在上述的煤矿立井钻井法凿井钻头吸渣口布置的确定方法中，所述步骤S6中，当考虑吸渣口的数量对排渣效果的影响时，所述单吸渣口模型的累计排渣量、排渣速度、清渣率、气力输送比和泥浆输送比分别为0.3077kg，0.0342kg/s，31.56％，14.95，0.0167；所述双吸渣口模型的累计排渣量、排渣速度、清渣率、气力输送比和泥浆输送比分别为0.5437kg，0.0604kg/s，55.77％，26.42，0.0294；所述三吸渣口模型的累计排渣量、排渣速度、清渣率、气力输送比和泥浆输送比分别为0.4760kg，0.0529kg/s，48.82％，23.13，0.0258；当考虑长径比α对排渣效果的影响时，所述α＝0.3模型的累计排渣量、排渣速度、清渣率、气力输送比和泥浆输送比分别为0.5437kg，0.0604kg/s，55.77％，26.42，0.0294；所述α＝0.4模型的累计排渣量、排渣速度、清渣率、气力输送比和泥浆输送比分别为0.6511kg，0.0723kg/s，66.78％，31.64，0.0352；所述α＝0.5模型的累计排渣量、排渣速度、清渣率、气力输送比和泥浆输送比分别为0.3388kg，0.0376kg/s，34.75％，16.46，0.0183；当考虑面积比β对排渣效果的影响时，所述β＝1模型的累计排渣量、排渣速度、清渣率、气力输送比和泥浆输送比分别为0.8933kg，0.0993kg/s，91.62％，43.40，0.0483；所述β＝0.5模型的累计排渣量、排渣速度、清渣率、气力输送比和泥浆输送比分别为0.8495kg，0.0944kg/s，87.13％，41.28，0.0460；所述β＝0.25模型的累计排渣量、排渣速度、清渣率、气力输送比和泥浆输送比分别为0.6511kg，0.0723kg/s，66.78％，31.64，0.0352；所述β＝0.17模型的累计排渣量、排渣速度、清渣率、气力输送比和泥浆输送比分别为0.5294kg，0.0588kg/s，54.30％，25.73，0.0286；当考虑总面积占比γ对排渣效果的影响时，所述γ＝1.63％模型的累计排渣量、排渣速度、清渣率、气力输送比和泥浆输送比分别为0.8933kg，0.0993kg/s，91.62％，43.40，0.0483；所述γ＝1.78％模型的累计排渣量、排渣速度、清渣率、气力输送比和泥浆输送比分别为0.8998kg，0.0999kg/s，92.29％，43.73，0.0487；所述γ＝1.94％模型的累计排渣量、排渣速度、清渣率、气力输送比和泥浆输送比分别为0.9029kg，0.1003kg/s，92.61％，43.87，0.0489；所述γ＝2.12％模型的累计排渣量、排渣速度、清渣率、气力输送比和泥浆输送比分别为0.8697kg，0.0966kg/s，89.20％，42.26，0.0471。
进一步地，在上述的煤矿立井钻井法凿井钻头吸渣口布置的确定方法中，所述步骤S7中，所述吸渣口的布置方式基于所述步骤S6的吸渣结果确定；双吸渣口模型的累计排渣量、排渣速度、清渣率、气力输送比和泥浆输送比相比单吸渣口提高75％～80％，相比三吸渣口提高13％～15％，选择双吸渣口布置方式，进行所述步骤S3-S7；α＝0.4的模型相较于α＝0.3的模型排渣效果提高15％～20％，相较于α＝0.5的模型排渣效果提高90％～95％，选择α＝0.4的吸渣口布置模型，进行所述步骤S3-S7；β＝1的模型相较于β＝0.5的模型排渣效果提高5％～7％，相较于β＝0.25的模型排渣效果提高35％～40％，相较于β＝0.17的模型排渣效果提高65％～70％，选择β＝1的模型，进行所述步骤S3-S7；γ＝1.94％的数值模型相较于γ＝1.63％的模型排渣效果提高1％～5％，相较于γ＝1.78％的模型排渣效果提高1％～5％，相较于γ＝2.12％的模型排渣效果提高1％～5％，选择γ＝1.94％的吸渣口布置模型，进行所述步骤S3-S7。
进一步地，在上述的煤矿立井钻井法凿井钻头吸渣口布置的确定方法中，所述步骤S7中，所述吸渣口的布置方式为：吸渣口的数量n＝2个，所述吸渣口长径比α＝0.41，所述吸渣口的面积比β＝1，所述吸渣口的总面积占比γ＝1.94％，所述步骤S8中，基于所述步骤S7所确立的吸渣口布置方式，制作钻头模型，开展气举反循环排渣模型试验验证所述步骤S7中钻头吸渣口的布置的合理性。
分析可知，本发明公开一种煤矿立井钻井法凿井钻头吸渣口布置的确定方法，建立了用于模拟气举反循环排渣的数值模型，并定义了累计排渣量、排渣速度、清渣率、气力输送比和泥浆输送比作为排渣效果的评判指标，通过改变吸渣口数量n和无量纲参数长径比α，面积比β，总面积占比γ来改变钻头吸渣口的数量、间距、面积分配和总吸附面积确定了钻头吸渣口高效吸渣的布置方式，提高井底吸渣速度，改善排渣效率，可对钻头的研发和吸渣口的布置提供有益参考。
附图说明
构成本申请的一部分的说明书附图用来提供对本发明的进一步理解，本发明的示意性实施例及其说明用于解释本发明，并不构成对本发明的不当限定。其中：
图1为本发明一实施例的煤矿立井钻井法凿井钻头吸渣口布置的确定方法流程图。
图2为本发明一实施例的钻井排渣的数值模型图。
图3为本发明一实施例的钻井排渣数值模型的剖面图。
图4为本发明一实施例的钻头的立体图。
图5为本发明一实施例的钻头俯视图。
图6为本发明一实施例的钻头仰视图。
图7为本发明一实施例的吸渣口数量为1个的钻头模型图。
图8为本发明一实施例的吸渣口数量为2个的钻头模型图。
图9为本发明一实施例的吸渣口数量为3个的钻头模型图。
图10为本发明一实施例的吸渣口长径比为0.3的钻头模型图。
图11为本发明一实施例的吸渣口长径比为0.4的钻头模型图。
图12为本发明一实施例的吸渣口长径比为0.5的钻头模型图。
图13为本发明一实施例的吸渣口面积比为1的钻头模型图。
图14为本发明一实施例的吸渣口面积比为0.5的钻头模型图。
图15为本发明一实施例的吸渣口面积比为0.25的钻头模型图。
图16为本发明一实施例的吸渣口面积比为0.17的钻头模型图。
图17为本发明一实施例的吸渣口总面积占比为1.63％的钻头模型图。
图18为本发明一实施例的吸渣口总面积占比为1.78％的钻头模型图。
图19为本发明一实施例的吸渣口总面积占比为1.94％的钻头模型图。
图20为本发明一实施例的吸渣口总面积占比为2.12％的钻头模型图。
图21为本发明一实施例的吸渣口数量对累计排渣量、排渣速度的影响图。
图22为本发明一实施例的吸渣口数量对清渣率、气力输送比和泥浆输送比的影响图。
图23为本发明一实施例的吸渣口长径比对累计排渣量、排渣速度的影响图。
图24为本发明一实施例的吸渣口长径比对清渣率、气力输送比和泥浆输送比的影响图。
图25为本发明一实施例的吸渣口面积比对累计排渣量、排渣速度的影响图。
图26为本发明一实施例的吸渣口面积比对清渣率、气力输送比和泥浆输送比的影响图。
图27为本发明一实施例的吸渣口总面积占比对累计排渣量、排渣速度的影响图。
图28为本发明一实施例的吸渣口总面积占比对清渣率、气力输送比和泥浆输送比的影响图。
表1为本发明一实施例的排渣计算结果。
附图标记说明：1井底；2钻头；3钻杆；4泥浆入口；5边刀；6正刀；7中心刀；8中心吸渣口；9扫掠吸渣口；10吸渣管；11注气风管；12排渣出口。
具体实施方式
下面将参考附图并结合实施例来详细说明本发明。各个示例通过本发明的解释的方式提供而非限制本发明。实际上，本领域的技术人员将清楚，在不脱离本发明的范围或精神的情况下，可在本发明中进行修改和变型。例如，示为或描述为一个实施例的一部分的特征可用于另一个实施例，以产生又一个实施例。因此，所期望的是，本发明包含归入所附权利要求及其等同物的范围内的此类修改和变型。
如图1至图8所示，根据本发明的实施例，提供了一种煤矿立井钻井法凿井钻头吸渣口布置的确定方法，所述方法包括如下步骤：
步骤S1，确定煤矿立井钻井施工参数。
所述步骤S1中，
所述煤矿立井钻井的施工参数包括钻机设备几何参数、钻井泥浆流变参数、排渣动力参数和钻进动力参数；
所述钻机设备几何参数包括钻头直径、钻头高度、滚刀数量、吸渣口直径、排渣管直径和注气风管直径；
所述吸渣口有两个，包括一个中心吸渣口8和一个扫掠吸渣口9；所述注气风管11采用外置式双风管注气形式；
优选地，所述钻头直径为4.2m，所述钻头高度为2.71m，所述滚刀数量为19把，所述中心吸渣口8直径为24cm，所述扫掠吸渣口9直径为48cm，所述排渣管直径为48cm，所述注气风管11直径为7.5cm；
所述钻井泥浆流变参数包括泥浆密度和泥浆粘度；
优选地，所述泥浆密度位于1.045～1.2g/cm3之间，所述泥浆粘度位于120～480mpa·s之间；
所述排渣动力参数包括注气流量，所述钻进动力参数包括刀盘转速；
优选地，所述注气流量位于3600～4800m3/h，所述刀盘转速为8-10r/min。
步骤S2，确立煤矿立井钻井现场与相似模型之间的相似转化关系。
所述步骤S2中，所述煤矿立井与相似模型之间的相似转化关系通过量纲分析法推导的相似准则确立，所述相似准则表现为相似常数，所述相似常数为所述煤矿立井实际钻井现场和相似模型之间对应各物理量的比值，所述相似常数包括几何相似常数、刀盘转速相似常数、注气流量相似常数、容重相似常数、泥浆粘度相似常数和时间相似常数；
所述几何相似常数即为所述煤矿立井的实物几何尺寸与相似模型的几何尺寸的比值，其他相似常数由所述几何相似常数推导而成；
优选地，确立几何相似常数为12，刀盘转速相似常数为注气流量相似常数为500，容重相似常数为1，泥浆粘度相似常数为30，时间相似常数为/>
步骤S3，改变钻头吸渣口布置的影响因素多次建立钻井排渣的数值模型。
所述步骤S3中，所述钻井排渣的数值模型采用仿真软件Workbench建立，所述数值模型的建模参数通过所述步骤S1的钻进施工参数和所述步骤S2的相似常数确定；
所述钻井排渣的数值模型包括井底1、钻头2和钻杆3；
所述井底1与所述钻杆3相连，所述井底1具有环形的泥浆入口4，从所述泥浆入口4能够以恒定压力输入泥浆，所述钻头2置于所述井底1的内部，所述井底1的内部与所述钻头2之间的间隙充满泥浆，所述井底1的底部积聚若干球形岩渣颗粒；
优选地，所述井底1直径45cm，高度23cm，所述泥浆入口4的宽度为10cm，泥浆密度为1.1g/cm3，泥浆粘度为8mpa·s；
所述钻头2的底部设置有19把刀具，包括边刀5有4把、中心刀7有1把和正刀6有14把，
所述钻头2的底部设置有2个吸渣口，2个所述吸渣口分别为中心吸渣口8和扫掠吸渣口9，所述中心吸渣口8位于所述钻头2的底部中心位置，所述扫掠吸渣口9随所述钻头2的转动呈扫掠式吸渣，所述中心吸渣口8和所述扫掠吸渣口9在所述钻头2的内部汇合后形成吸渣管10，所述吸渣管10的上端与所述钻杆3连通，泥浆在所述吸渣管10和所述钻杆3之间输送；
优选地，所述钻头2的直径35cm、高度22.6cm、转速为30r/min，所述中心吸渣口8的直径2cm，所述扫掠吸渣口9的直径4cm，所述中心吸渣口8的中心与所述扫掠吸渣口9的中心之间的距离为51.67mm；
距离所述钻杆3的底部50cm处连通有两个注气风管11，所述注气风管11能够以恒定注气流量输送空气，所述钻杆3的顶部为排渣出口12；
优选地，所述钻杆3的直径4cm、高度2.15m，所述注气风管11的直径6.25mm、注气流量为8m3/h。
所述步骤S3中，所述钻头吸渣口布置的影响因素包括吸渣口的数量、吸渣口的间距、吸渣口的面积比和吸渣口的总面积；
通过改变吸渣口的数量来建立数值模型，分别为单吸渣口数值模型、双吸渣口数值模型和三吸渣口数值模型；
所述单吸渣口模型的吸渣口直径为4.5cm，所述吸渣口的中心距离所述钻头2的中心51.67mm，
所述双吸渣口模型的中心吸渣口8的直径2cm，扫掠吸渣口9的直径4cm，所述中心吸渣口8的中心与所述扫掠吸渣口9的中心之间的距离为51.67mm，
所述三吸渣口模型的中心吸渣口8直径2cm，所述三吸渣口模型有两个扫掠吸渣口9，两个所述扫掠吸渣口9直径均为2.8cm，两个所述扫掠吸渣口9的中心距离所述钻头2的中心分别为51.67mm和91.67mm，两个所述扫掠吸渣口9的中心与所述钻头2的中心之间连线的夹角为135°；
基于所述双吸渣口数值模型，通过改变所述双吸渣口的中心间距来建立数值模型，定义无量纲参数长径比α等于双吸渣口的中心间距与所述钻头2的半径之比，分别建立双吸渣口的中心间距为51.67mm、71.67mm和91.67mm三个数值模型，三个数值模型对应的所述长径比α分别为0.3，0.4，0.5；
基于所述双吸渣口长径比α为0.4的数值模型，通过改变中心吸渣口8和扫掠吸渣口9之间的面积比建立数值模型，定义无量纲参数面积比β等于中心吸渣口8与扫掠吸渣口9面积的比值，分别建立中心吸渣口8与扫掠吸渣口9面积分别为7.84cm2和7.84cm2，5.23cm2和10.46cm2，3.14cm2和12.56cm2，2.24cm2和13.45cm2四个数值模型，其对应的面积比β为1、0.5、0.25、0.17四个数值模型；
基于所述双吸渣口长径比α为0.4，面积比β为1的数值模型，通过改变中心吸渣口8和扫掠吸渣口9两者的总面积来建立数值模型，定义无量纲参数总面积占比γ等于两吸渣口的总面积与所述钻头2的横截面积之比的百分数，分别建立中心吸渣口8和扫掠吸渣口9的总面积为15.7cm2、17.1cm2、18.69cm2和20.35cm2四个数值模型，对应的所述参数总面积占比γ分别为1.63％，1.78％，1.94％，2.12％。
步骤S4，钻井排渣的数值模型计算。
所述步骤S4中，对所述步骤S3建立的所述超前钻进吸渣的数值模型进行计算，计算方式采用流体仿真软件Fluent和离散元仿真软件EDEM耦合计算；
在所述流体仿真软件Fluent中计算流体相，在所述离散元仿真软件EDEM中计算颗粒相，
所述流体相包括泥浆和空气，所述颗粒相为岩渣颗粒，所述流体相和颗粒相之间通过耦合接口实现耦合计算。
步骤S5，定义排渣效果评判指标。
所述步骤S5中，所述排渣效果评判指标包括累计排渣量、排渣速度、清渣率、气力输送比和泥浆输送比，所述累计排渣量为计算时间内所述排渣出口12排出的岩渣总质量，所述排渣速度为单位时间内排渣出口12排出的岩渣质量，所述清渣率为所述排出的岩渣总质量与所述井底1生成岩渣总质量的比值，所述气力输送比为排出的岩渣总质量与输入空气总质量的比值，所述泥浆输送比为排出的岩渣总质量与输入泥浆总质量的比值。
步骤S6，分析排渣计算结果。
所述步骤S6中，当考虑吸渣口的数量对排渣效果的影响时，
所述单吸渣口模型的累计排渣量、排渣速度、清渣率、气力输送比和泥浆输送比分别为0.3077kg，0.0342kg/s，31.56％，14.95，0.0167；
所述双吸渣口模型的累计排渣量、排渣速度、清渣率、气力输送比和泥浆输送比分别为0.5437kg，0.0604kg/s，55.77％，26.42，0.0294；
所述三吸渣口模型的累计排渣量、排渣速度、清渣率、气力输送比和泥浆输送比分别为0.4760kg，0.0529kg/s，48.82％，23.13，0.0258；
当考虑长径比α对排渣效果的影响时，
所述α＝0.3模型的累计排渣量、排渣速度、清渣率、气力输送比和泥浆输送比分别为0.5437kg，0.0604kg/s，55.77％，26.42，0.0294；
所述α＝0.4模型的累计排渣量、排渣速度、清渣率、气力输送比和泥浆输送比分别为0.6511kg，0.0723kg/s，66.78％，31.64，0.0352；
所述α＝0.5模型的累计排渣量、排渣速度、清渣率、气力输送比和泥浆输送比分别为0.3388kg，0.0376kg/s，34.75％，16.46，0.0183；
当考虑面积比β对排渣效果的影响时，
所述β＝1模型的累计排渣量、排渣速度、清渣率、气力输送比和泥浆输送比分别为0.8933kg，0.0993kg/s，91.62％，43.40，0.0483；
所述β＝0.5模型的累计排渣量、排渣速度、清渣率、气力输送比和泥浆输送比分别为0.8495kg，0.0944kg/s，87.13％，41.28，0.0460；
所述β＝0.25模型的累计排渣量、排渣速度、清渣率、气力输送比和泥浆输送比分别为0.6511kg，0.0723kg/s，66.78％，31.64，0.0352；
所述β＝0.17模型的累计排渣量、排渣速度、清渣率、气力输送比和泥浆输送比分别为0.5294kg，0.0588kg/s，54.30％，25.73，0.0286；
当考虑总面积占比γ对排渣效果的影响时，
所述γ＝1.63％模型的累计排渣量、排渣速度、清渣率、气力输送比和泥浆输送比分别为0.8933kg，0.0993kg/s，91.62％，43.40，0.0483；
所述γ＝1.78％模型的累计排渣量、排渣速度、清渣率、气力输送比和泥浆输送比分别为0.8998kg，0.0999kg/s，92.29％，43.73，0.0487；
所述γ＝1.94％模型的累计排渣量、排渣速度、清渣率、气力输送比和泥浆输送比分别为0.9029kg，0.1003kg/s，92.61％，43.87，0.0489；
所述γ＝2.12％模型的累计排渣量、排渣速度、清渣率、气力输送比和泥浆输送比分别为0.8697kg，0.0966kg/s，89.20％，42.26，0.0471；
步骤S7，确定钻头吸渣口的布置方式。
所述步骤S7中，所述吸渣口的布置方式基于所述步骤S6排渣计算结果确定，所述排渣计算结果见表1；
表1排渣计算结果
分析表1、图21和图22可知，双吸渣口模型的累计排渣量、排渣速度、清渣率、气力输送比和泥浆输送比相比单吸渣口提高75％～80％，相比三吸渣口提高13％～15％，选择双吸渣口布置方式，进行所述步骤S3-S7；
分析表1、图23和图24可知，α＝0.4的模型相较于α＝0.3的模型排渣效果提高15％～20％，相较于α＝0.5的模型排渣效果提高90％～95％，选择α＝0.4的吸渣口布置模型，进行所述步骤S3-S7；
分析表1、图25和图26可知，β＝1的模型相较于β＝0.5的模型排渣效果提高5％～7％，相较于β＝0.25的模型排渣效果提高35％～40％，相较于β＝0.17的模型排渣效果提高65％～70％，选择β＝1的模型，进行所述步骤S3-S7；
分析表1、图27和图28可知，γ＝1.94％的数值模型相较于γ＝1.63％的模型排渣效果提高1％～5％，相较于γ＝1.78％的模型排渣效果提高1％～5％，相较于γ＝2.12％的模型排渣效果提高1％～5％，选择γ＝1.94％的吸渣口布置模型，进行所述步骤S3-S7。
所述步骤S7中，
所述吸渣口的布置方式为：吸渣口的数量n＝2个，所述吸渣口长径比α＝0.41，所述吸渣口的面积比β＝1，所述吸渣口的总面积占比γ＝1.94％。
步骤S8，制作钻头2，进行模型试验验证。
所述步骤S8中，基于所述步骤S7所确立的吸渣口布置方式，制作钻头模型，并采用公开号为CN114705834A的专利中的排渣试验平台，开展气举反循环排渣模型试验验证所述步骤S7中钻头吸渣口的布置的合理性。
从以上的描述中，可以看出，本发明上述的实施例实现了如下技术效果：
确定了煤矿立井钻井施工参数，并确立了煤矿立井钻井现场与相似模型的相似转化关系，建立了用于模拟气举反循环排渣的数值模型，定义了累计排渣量、排渣速度、清渣率、气力输送比和泥浆输送比作为排渣效果的评判指标，通过改变吸渣口数量n和无量纲参数长径比α，面积比β，总面积占比γ来改变钻头吸渣口的数量、间距、面积分配和总吸附面积，确定了钻头吸渣口高效吸渣的布置方式，提高了井底1吸渣速度，改善排渣效率，可对钻头2的研发和吸渣口的布置提供有益参考。
以上所述仅为本发明的优选实施例，并不用于限制本发明，对于本领域的技术人员来说，本发明可以有各种更改和变化。凡在本发明的精神和原则之内，所作的任何修改、等同替换、改进等，均应包含在本发明的保护范围之内。
Claims (10)
1.一种煤矿立井钻井法凿井钻头吸渣口布置的确定方法，其特征在于，所述方法包括如下步骤：
步骤S1，确定煤矿立井钻井施工参数；
步骤S2，确立煤矿立井钻井现场与相似模型之间的相似转化关系；
步骤S3，改变钻头吸渣口布置的影响因素多次建立钻井排渣的数值模型；
步骤S4，钻井排渣数值模型计算；
步骤S5，定义排渣效果评判指标；
步骤S6，分析排渣计算结果；
步骤S7，确定钻头吸渣口的布置方式；
步骤S8，制作钻头，进行模型试验验证，
所述步骤S3中，
所述钻头吸渣口布置的影响因素包括吸渣口的数量、吸渣口的间距、吸渣口的面积比和吸渣口的总面积；
通过改变吸渣口的数量来建立数值模型，分别为单吸渣口数值模型、双吸渣口数值模型和三吸渣口数值模型；
所述单吸渣口模型的吸渣口直径为4.5cm，所述吸渣口的中心距离所述钻头的中心51.67mm，
所述双吸渣口模型的中心吸渣口的直径2cm，扫掠吸渣口的直径4cm，所述中心吸渣口的中心与所述扫掠吸渣口的中心之间的距离为51.67mm，
所述三吸渣口模型的中心吸渣口直径2cm，所述三吸渣口模型有两个扫掠吸渣口，两个所述扫掠吸渣口直径均为2.8cm，两个所述扫掠吸渣口的中心距离所述钻头的中心分别为51.67mm和91.67mm，两个所述扫掠吸渣口的中心与所述钻头的中心之间连线的夹角为135°；
基于所述双吸渣口数值模型，通过改变所述双吸渣口的中心间距来建立数值模型，定义无量纲参数长径比α等于双吸渣口的中心间距与所述钻头的半径之比，分别建立双吸渣口的中心间距为51.67mm、71.67mm和91.67mm三个数值模型，三个数值模型对应的所述长径比α分别为0.3，0.4，0.5；
基于所述双吸渣口长径比α为0.4的数值模型，通过改变中心吸渣口和扫掠吸渣口之间的面积比建立数值模型，定义无量纲参数面积比β等于中心吸渣口与扫掠吸渣口面积的比值，分别建立中心吸渣口与扫掠吸渣口面积分别为7.84cm2和7.84cm2，5.23cm2和10.46cm2，3.14cm2和12.56cm2，2.24cm2和13.45cm2四个数值模型，其对应的面积比β为1、0.5、0.25、0.17四个数值模型；
基于所述双吸渣口长径比α为0.4，面积比β为1的数值模型，通过改变中心吸渣口和扫掠吸渣口两者的总面积来建立数值模型，定义无量纲参数总面积占比γ等于两吸渣口的总面积与所述钻头的横截面积之比的百分数，分别建立中心吸渣口和扫掠吸渣口的总面积为15.7cm2、17.1cm2、18.69cm2和20.35cm2四个数值模型，对应的所述参数总面积占比γ分别为1.63％，1.78％，1.94％，2.12％。
2.根据权利要求1所述的煤矿立井钻井法凿井钻头吸渣口布置的确定方法，其特征在于，所述步骤S1中，
所述煤矿立井钻井的施工参数包括钻机设备几何参数、钻井泥浆流变参数、排渣动力参数和钻进动力参数；
所述钻机设备几何参数包括钻头直径、钻头高度、滚刀数量、吸渣口直径、排渣管直径和注气风管直径；
所述吸渣口有两个，包括一个中心吸渣口和一个扫掠吸渣口；所述注气风管采用外置式双风管注气形式；
所述钻头直径为4.2m，所述钻头高度为2.71m，所述滚刀数量为19把，所述中心吸渣口直径为24cm，所述扫掠吸渣口直径为48cm，所述排渣管直径为48cm，所述注气风管直径为7.5cm；
所述钻井泥浆流变参数包括泥浆密度和泥浆粘度；
所述泥浆密度位于1.045～1.2g/cm3之间，所述泥浆粘度位于120～480mpa·s之间；
所述排渣动力参数包括注气流量，所述钻进动力参数包括刀盘转速；
所述注气流量位于3600～4800m3/h，所述刀盘转速为8-10r/min。
3.根据权利要求1所述的煤矿立井钻井法凿井钻头吸渣口布置的确定方法，其特征在于，所述步骤S2中，
所述煤矿立井钻井现场与相似模型之间的相似转化关系通过量纲分析法推导的相似准则确立，所述相似准则表现为相似常数，所述相似常数为所述煤矿立井钻井现场和相似模型之间对应各物理量的比值，所述相似常数包括几何相似常数、刀盘转速相似常数、注气流量相似常数、容重相似常数、泥浆粘度相似常数和时间相似常数；
所述几何相似常数即为所述煤矿立井的实物几何尺寸与相似模型的几何尺寸的比值，其他相似常数由所述几何相似常数推导而成；
确立几何相似常数为12，刀盘转速相似常数为注气流量相似常数为500，容重相似常数为1，泥浆粘度相似常数为30，时间相似常数为/>
4.根据权利要求3所述的煤矿立井钻井法凿井钻头吸渣口布置的确定方法，其特征在于，所述步骤S3中，
所述钻井排渣的数值模型采用仿真软件Workbench建立，所述数值模型的建模参数通过所述步骤S1的钻井施工参数和所述步骤S2的相似常数确定；
所述钻井排渣的数值模型包括井底、钻头和钻杆；
所述井底与所述钻杆相连，所述井底具有环形的泥浆入口，从所述泥浆入口能够以恒定压力输入泥浆，所述钻头置于所述井底的内部，所述井底的内部与所述钻头之间的间隙充满泥浆，所述井底的底部积聚若干球形岩渣颗粒。
5.根据权利要求4所述的煤矿立井钻井法凿井钻头吸渣口布置的确定方法，其特征在于，所述步骤S3中，
所述井底直径45cm，高度23cm，所述泥浆入口的宽度为10cm，泥浆密度为1.1g/cm3，泥浆粘度为8mpa·s；
所述钻头的底部设置有19把刀具，包括边刀4把、中心刀1把和正刀14把，
所述钻头的底部设置有2个吸渣口，2个所述吸渣口分别为中心吸渣口和扫掠吸渣口，所述中心吸渣口位于所述钻头的底部中心位置，所述扫掠吸渣口随所述钻头的转动呈扫掠式吸渣，所述中心吸渣口和所述扫掠吸渣口在所述钻头的内部汇合后形成吸渣管，所述吸渣管的上端与所述钻杆连通，泥浆在所述吸渣管和所述钻杆之间输送；
所述钻头的直径35cm、高度22.6cm、转速为30r/min，所述中心吸渣口的直径2cm，所述扫掠吸渣口的直径4cm，所述中心吸渣口的中心与所述扫掠吸渣口的中心之间的距离为51.67mm；
距离所述钻杆的底部50cm处连通有两个注气风管，所述注气风管能够以恒定注气流量输送空气，所述钻杆的顶部为排渣出口；
所述钻杆的直径4cm、高度2.15m，所述注气风管的直径6.25mm、注气流量为8m3/h。
6.根据权利要求1所述的煤矿立井钻井法凿井钻头吸渣口布置的确定方法，其特征在于，所述步骤S4中，
对所述步骤S3建立的数值模型进行计算，计算方式采用流体仿真软件Fluent和离散元仿真软件EDEM耦合计算；
在所述流体仿真软件Fluent中计算流体相，在所述离散元仿真软件EDEM中计算颗粒相，
所述流体相包括泥浆和空气，所述颗粒相为岩渣颗粒，所述流体相和颗粒相之间通过耦合接口实现耦合计算。
7.根据权利要求5所述的煤矿立井钻井法凿井钻头吸渣口布置的确定方法，其特征在于，所述步骤S5中，
所述排渣效果评判指标包括累计排渣量、排渣速度、清渣率、气力输送比和泥浆输送比，所述累计排渣量为计算时间内排渣出口排出的岩渣总质量，所述排渣速度为单位时间内排渣出口排出的岩渣质量，所述清渣率为所述排出的岩渣总质量与井底生成岩渣总质量的比值，所述气力输送比为排出的岩渣总质量与输入空气总质量的比值，所述泥浆输送比为排出的岩渣总质量与输入泥浆总质量的比值。
8.根据权利要求7所述的煤矿立井钻井法凿井钻头吸渣口布置的确定方法，其特征在于，所述步骤S6中，
当考虑吸渣口的数量对排渣效果的影响时，
所述单吸渣口模型的累计排渣量、排渣速度、清渣率、气力输送比和泥浆输送比分别为0.3077kg，0.0342kg/s，31.56％，14.95，0.0167；
所述双吸渣口模型的累计排渣量、排渣速度、清渣率、气力输送比和泥浆输送比分别为0.5437kg，0.0604kg/s，55.77％，26.42，0.0294；
所述三吸渣口模型的累计排渣量、排渣速度、清渣率、气力输送比和泥浆输送比分别为0.4760kg，0.0529kg/s，48.82％，23.13，0.0258；
当考虑长径比α对排渣效果的影响时，
所述α＝0.3模型的累计排渣量、排渣速度、清渣率、气力输送比和泥浆输送比分别为0.5437kg，0.0604kg/s，55.77％，26.42，0.0294；
所述α＝0.4模型的累计排渣量、排渣速度、清渣率、气力输送比和泥浆输送比分别为0.6511kg，0.0723kg/s，66.78％，31.64，0.0352；
所述α＝0.5模型的累计排渣量、排渣速度、清渣率、气力输送比和泥浆输送比分别为0.3388kg，0.0376kg/s，34.75％，16.46，0.0183；
当考虑面积比β对排渣效果的影响时，
所述β＝1模型的累计排渣量、排渣速度、清渣率、气力输送比和泥浆输送比分别为0.8933kg，0.0993kg/s，91.62％，43.40，0.0483；
所述β＝0.5模型的累计排渣量、排渣速度、清渣率、气力输送比和泥浆输送比分别为0.8495kg，0.0944kg/s，87.13％，41.28，0.0460；
所述β＝0.25模型的累计排渣量、排渣速度、清渣率、气力输送比和泥浆输送比分别为0.6511kg，0.0723kg/s，66.78％，31.64，0.0352；
所述β＝0.17模型的累计排渣量、排渣速度、清渣率、气力输送比和泥浆输送比分别为0.5294kg，0.0588kg/s，54.30％，25.73，0.0286；
当考虑总面积占比γ对排渣效果的影响时，
所述γ＝1.63％模型的累计排渣量、排渣速度、清渣率、气力输送比和泥浆输送比分别为0.8933kg，0.0993kg/s，91.62％，43.40，0.0483；
所述γ＝1.78％模型的累计排渣量、排渣速度、清渣率、气力输送比和泥浆输送比分别为0.8998kg，0.0999kg/s，92.29％，43.73，0.0487；
所述γ＝1.94％模型的累计排渣量、排渣速度、清渣率、气力输送比和泥浆输送比分别为0.9029kg，0.1003kg/s，92.61％，43.87，0.0489；
所述γ＝2.12％模型的累计排渣量、排渣速度、清渣率、气力输送比和泥浆输送比分别为0.8697kg，0.0966kg/s，89.20％，42.26，0.0471。
9.根据权利要求8所述的煤矿立井钻井法凿井钻头吸渣口布置的确定方法，其特征在于，所述步骤S7中，
所述吸渣口的布置方式基于所述步骤S6的吸渣结果确定；
双吸渣口模型的累计排渣量、排渣速度、清渣率、气力输送比和泥浆输送比相比单吸渣口提高75％～80％，相比三吸渣口提高13％～15％，选择双吸渣口布置方式，进行所述步骤S3-S7；
α＝0.4的模型相较于α＝0.3的模型排渣效果提高15％～20％，相较于α＝0.5的模型排渣效果提高90％～95％，选择α＝0.4的吸渣口布置模型，进行所述步骤S3-S7；
β＝1的模型相较于β＝0.5的模型排渣效果提高5％～7％，相较于β＝0.25的模型排渣效果提高35％～40％，相较于β＝0.17的模型排渣效果提高65％～70％，选择β＝1的模型，进行所述步骤S3-S7；
γ＝1.94％的数值模型相较于γ＝1.63％的模型排渣效果提高1％～5％，相较于γ＝1.78％的模型排渣效果提高1％～5％，相较于γ＝2.12％的模型排渣效果提高1％～5％，选择γ＝1.94％的吸渣口布置模型，进行所述步骤S3-S7。
10.根据权利要求1所述的煤矿立井钻井法凿井钻头吸渣口布置的确定方法，其特征在于，所述步骤S7中，
所述吸渣口的布置方式为：吸渣口的数量n＝2个，所述吸渣口长径比α＝0.41，所述吸渣口的面积比β＝1，所述吸渣口的总面积占比γ＝1.94％，
所述步骤S8中，
基于所述步骤S7所确立的吸渣口布置方式，制作钻头模型，开展气举反循环排渣模型试验验证所述步骤S7中钻头吸渣口的布置的合理性。
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