Uploaded by megavolt.kz

Крсовой техн. бур. Самотлор

advertisement
СОДЕРЖАНИЕ
АННОТАЦИЯ
ВВЕДЕНИЕ
1.
ГЕОЛОГИЧЕСКАЯ ЧАСТЬ
1.1.
Орография
1.2.
Стратиграфия
1.3.
Тектоника
1.4.
Нефтегазоносность
1.5.
Осложнения в процессе бурения
1.6.
Обоснование точки заложения скважины
2.
2.1.
ТЕХНИЧЕСКАЯ ЧАСТЬ
Состояние
техники
и
технологии
проводки
скважин
на
месторождении
2.2.
Выделение зон осложнений и интервалов с несовместимыми
условиями бурения. Построение и анализ совмещенного графика
давлений
2.3.
Обоснование метода вскрытия продуктивного пласта и расчет
конструкции скважины
2.4.
Обоснование, выбор и расчет типа профиля. Расчет нагрузки на
крюке
2.5.
Анализ физико-механических свойств горных пород
2.6.
Разделение
геологического
разреза
на
интервалы
условно
одинаковой буримости
2.7.
Выбор типа породоразрушающих инструментов и схемы их
промывки
2.8.
Выбор способа бурения
2.9.
Проектирование режима бурения по интервалам
2.9.1.
Расчет осевой нагрузки на долото
2.9.2.
Проектирование расхода бурового раствора
2.9.3.
Расчет часты вращения долота
2.9.4.
Обоснование максимальной величины давлений на выкиде
буровых насосов
2.10.
Обоснование, выбор и расчет компоновок бурильной колонны
2.11.
Выбор забойных двигателей по интервалам
2.12.
Расчет диаметра насадок долот
2.13.
Выбор типа бурового раствора и расчет параметров промывочной
жидкости
2.14.
Химическая обработка промывочной жидкости по интервалам,
расчет потребного количества компонентов бурового раствора
2.15.
Обоснование и выбор системы очистки бурового раствора
2.16.
Гидравлический расчет промывки скважины по интервалам с
обоснованием типа и числа буровых насосов
2.17.
Обоснование плотности тампонажного раствора и тампонажных
материалов
2.18
Расчет обсадных колонн на прочность
2.19
Оборудование устья
2.20
Оборудование низа обсадных колонн
2.21.
Спуск обсадных колонн
2.21.1. Выбор способа спуска колонн
2.21.2 Подготовка ствола скважины
2.21.3. Подготовка обсадных труб к спуску
2.21.4. Подготовка бурового оборудования
2.22.
Обоснование способа цементирования обсадных колонн
2.23.
Расчет цементирования обсадных колонн
2.24.
Обоснование способа вызова притока нефти и газа
2.25.
Геофизические исследования в скважине
2.26.
Выбор буровой установки
3.
4.
ЭКОНОМИЧЕСКАЯ ЧАСТЬ
4.1.
Составление нормативной карты бурения
4.2.
Составление сметного расчета на бурение и крепление
5.
БЕЗОПАСНОСТЬ И ЭКОЛОГИЧНОСТЬ ПРОЕКТА
Введение
5.1.
Обеспечение безопасности работающих
5.2.
Экологичность проекта
5.3.
Чрезвычайные ситуации
5.4.
Выводы
СПИСОК ИСПОЛЬЗОВАННЫХ ИСТОЧНИКОВ
ВВЕДЕНИЕ
От развития топливно-энергетического комплекса зависит деятельность всех
отраслей промышленности. Ведущее место в этой цели отводится добычи нефти и
газа. Ежегодно в стране добывается миллион тонн нефти и миллиарды кубометров
газа. Для добычи нефти и газа и для поиска и разведки новых месторождений.
Каждый год бурится тысячи скважин. Бурение скважин является, самой
капиталоемкой отраслью нефтегазодобывающей промышленности на её развитие
расходуется большие материальные и денежные средства.
Уменьшение числа скважин для разработки месторождений ведет к
уменьшению капиталовложений.
Лист
1.ГЕОЛОГИЧЕСКАЯ ЧАСТЬ
1.1. Орография
Данные, приведенные в табл. 1.1-1.11, взяты из рабочего проекта на
строительство нефтяных скважин на Самотлорском месторождении III.
Таблица 1.1 Сведения о районе буровых работ
Значение (текст,
Наименование
величина, название)
Площадь (месторождение)
Административное расположение:
Республика
область (край, округ)
Самотлорское
район
Год ввода площади в бурение
Год ввода площади в эксплуатацию
Температура воздуха, 0 С
среднегодовая
наибольшая летняя
наименьшая зимняя
Среднегодовое количество осадков, мм
Максимальная глубина промерзания грунта, м
Продолжительность зимнего периода в году, сут
Продолжительность отопительного периода
в году, сут
Наибольшая скорость ветра, м/с
РФ
Тюменская область
Ханты-Мансийский округ
Нижневартовский
1965
1966
-3,5
30
-50
543
2,4
190
264
21
Таблица 1.2Сведения о площадке строительства буровой
Наименование
Рельеф местности
Толщина снежного
покрова, см
почвенного слоя, см
Категория грунта
Значение (текст, величина, название)
Равнинный, слабовсхолмленный
100-150
30
Торфяно-болотные суглинки
1.2. Стратиграфия
Таблица 1.3 Стратиграфический разрез скважины. Элементы залегания и
коэффициент кавернозности
Элементы
Глубина
залегания
Стратиграфическое подразделение
Коэффициент
залегания, м
пластов по
кавернозности
подошве, град в интервале
от
до
Индекс Угол Азимут
Название
(верх) (низ)
0
110 Четвертичные отложения
Q
1,4
110
150 Журавская свита
1,3
Р
2
150
250 Новомихайловская свита
1,3
Р3
1
250
330 Атлымская свита
1,3
Р3
1
1
330
480 Чеганская свита
1,3
Р3  Р 2
2
480
550 Люлинворская свита
1,3
Р2
2
3
550
640
Талицкая свита
P1
-
-
1,3
640
785
785
890
Ганькинская свита
Березовская свита
K2
K2
-
-
1,2
1,2
890
915
Кузнецовская свита
K2
-
-
1,2
915
1615
1680
1615 Покурская свита
1680 Алымская свита
2080 Вартовская свита
K2–К1
K1
K1
1020΄
190
1,2
1,2
1,2
2080
2250 Мегионская свита
K1
1020΄
-
1,2
Таблица 1.4 Литологическая характеристика разреза скважины
Индекс
Интервал, м
стратиграфического
от
до
подразде(верх) (низ)
ления
Q
Горная
порода
Краткое
название
Глины,
пески
Глины
Глины,
пески
Глины,
пески
0
110
110
150
150
250
250
330
P31  Р1
330
640
Глины
K2
K2
K2
640
785
890
785
890
915
Глины
Глины
Глины
Р
Р
Р
2
3
2
3
1
3
Стандартное описание горной породы,
характерные признаки
Переслаивание песков и глин. Глины
озерные опесчаненые
Глины алевритисные
Пески тонкозернистые, глины
песчанистые
Пески средне-мелкозернистые, глины
алевритистые
Глины алевритисные с присыпками
алеврита
Глины плотные аргиллитоподобные
Глины однородные опоковидные
Глины однородные опесчаненые
K2
915
1190
Пески,
глины
K1
1190
1615
Песчаник
K1
1615
1680
K1
1680
1880
K1
1880
2080
K1
2080
2295
Аргиллиты,
песчаник
Песчник,
алевролит
Аргиллиты,
песчаники
Песчаник,
аргиллит
Пески полимиктовые, глины с
прослоями алевролита
Песчаник полимиктовый с прослоями
глин
Переслаивание песчаников и аргиллитов,
алевролиты
Песчаники аркозовые и алевролиты
Аргиллиты с прослоями алевролита и
песчаники полимиктовые
Песчаник светло-серый, полимиктовый,
ср. зернистый, прослои аргиллитов
Таблица 1.5. Физико-механические свойства горных пород
Индекс
стратиграфического
подразделения
Интервал, м.
Краткое
название
горной
породы
Плотность,
кг/м3
Пори
стость,
%
Проница
емость,
МД·103
Глинис
тость,
%
Предел
текучести,
МПа
Твердость,
МПа
Коэффицие
нт
пластичнос
ти
Образивн
ость
Категория породы
по промысловой
классификации
1190
Песчаник
2160
21-28
0,6
7-19
0,009-0,213
0,014-0,234
1,1-4,5
III-VIII
МС
1650
1680
Песчаник
2160
26
0,282
7-19
0,009-0213
0,014-0,234
1,1-4,5
III-VIII
С
К1(АВ2-3)
1700
1730
Песчаник
2160
27
0,348
7-19
0,009-0,213
0,014-0,234
1,1-4,5
III-VIII
С
К1(АВ4-7)
1735
1764
Песчаник
2160
28
0,844
7-19
0,009-0,213
0,014-0,234
1,1-4,5
III-VIII
С
К1(БВ8)
2080
2210
Песчаник
2100
24
0,49
7-19
0,009-0,213
0,014-0,234
1,1-4,5
III-VIII
С
К1(БВ10)
2175
2200
Песчаник
2100
24
0,247
7-19
0,009-0,213
0,014-0,234
1,1-4,5
IIIVIII
С
от
до
(верх)
(низ)
К2+К1(ПК1)
915
К1 (АВ1)
1.3. Тектоника
Самотлорское месторождение расположено в центральной части ЗападноСибирской плиты на восточном склоне структуры первого порядка
Нижневартовского свода, в пределах Тарховского куполовидного поднятия,
которое объединяет Самотлорскую, Мартовскую, Северо-Самотлорскую,
Белозерскую и Черногорскую структуры III порядка. Все они оконтурены
изогипсами 2235,0 – 2475м и имеют амплитуду порядка 50-100 м.
По отражающему горизонту “М”, приуроченному к низам алымского оруса,
структурный план Тарховского куполовидного поднятия существенно
выхолаживается. В частности, отдельные структуры III порядка, четко выделяемые
по горизонту “Б”, объединяются в единое куполовидное поднятие. Оконтуривается
изогипсой 2080м.
В целом Самотлорское куполовидное поднятие (по замыкающей изогипс –
2200м) имеет размеры 32 х 40 км, амплитуду 150м.
1.4. Нефтегазоводоносность
Нефтеносность, водоносность, газоносность приведены в табл. 1.6-1.9
Таблица 1.6 Нефтеносность
Индекс
стратиграфического подразделения
Интервал, м
От
(верх)
до
(низ)
К1(АВ1)
1650 1680
К1(АВ2-3)
1700 1730
К1(АВ4-7)
1735 1764
К1(БВ8)
2080 2110
К1(БВ10)
2175 2200
Тип
колле
ктора
Поро
вый
Поро
вый
Поро
вый
Поро
вый
Поро
вый
Содержание,
%
Подвиж
ность,
мкм 2
МПа  с
Серы
Парафина
860
0,18
0,9
860
0,23
880
Плот
ность
Дебит.
м3/сут
Газовый
фактор,
м3/м3
Относитель
ная
плотность
по воздуху
Дина
мичес
кий
урове
нь
2,5
66
100
0,652
-
0,9
1,8
140
94
0,75
-
0,35
1
1,9
100
95
0,75
-
850
0,65
0,5-1
2,6
100-200
100
0,99
-
844
0,23
0,5-1
2,5
52-160
110
0,99
1000
флюи
да,
кг/м3
Таблица 1.7 Водоносность
Интервал, м
Индекс
стратиграфи
ческого подразделения
От
до
(верх)
(низ)
К1+К2
915
1615
Поро
вый
К1(АВ4-7)
1767
1770
К1(БВ8)
2120
2127
К1(БВ10)
2209
2220
Поро
вый
Поро
вый
Поро
вый
Тип
колле
ктора
Плот
ность
флюи
да,
кг/м
Химический состав, мч-жв
Дебит.
м /сут
3
1000
анионы
3
-
Водозабор
2000-3000
Cl
SO4
92
2-
Общая
минера-
катионы
-
+
Mq
2+
лизация,
Ca
2+
г/л
HCO3
Na
-
8
85
3
9
16-18
1000
100
99
-
1
85
1
14
23-28
1000
80
-
-
1
83
1
16
26-28
1000
55
98
-
1
84
3
14
26-28
Таблица 1.8 Газоносность
Содержание, %
Интервал, м
Относитель
ная
плотность
Максимальный
Индекс
стратиграфи
ческого
подразделения
От
до
(верх)
(низ)
ПК1
915
960
Песчаник
-
-
0,83
-
200
К1(АВ1-7)
1650
1860
Песчаник
-
-
0,25
-
22-500
Тип
коллектора
H2S
CO2
Коэффициент
сжимаемости
по воздуху
дебит,
тыс.м3/сут
Таблица 1.9 Давление и температура по разрезу
Индекс
стратиграфи
ческого
подразделения
Интервал, м
Градиент
Горного
От
(верх)
до
(низ)
Пластикового
давления,
МПа /м
Парового
давления,
МПа /м
Гидроразрыва,
МПа /м
Геометрический,
град 0С/100м
давления,
Q – K2
0
700
Рпл = Ркт
-
0,02
1
0,022
K2–К1
700
915
0,01
-
0,02
1
0,022
К1
915
1650
0,0104
-
0,017
1
0,022
К1(АВ1)
1650
1680
0,0103
-
0,016
3
0,022
К1
1680
1700
0,0101
-
0,016
3
0,022
К1(АВ2-3)
1700
1730
0,0106
-
0,016
3
0,022
К1(АВ4-7)
1730
1764
0,0104
-
0,016
3
0,022
К1
1764
2080
0,0101
-
0,016
3
0,022
К1(БВ8)
2080
2110
0,0105
-
0,016
3
0,022
К1
2110
2175
0,0101
-
0,016
3
0,022
К1(БВ10)
2175
2250
0,0101
-
0,016
3
0,022
МПа/м
2. Техническая часть
2.1 Состояние техники и технологии проводки скважин на
месторождении
На Самотлорском месторождении в последние годы в основном ведется
бурение эксплуатационных скважин.
Для крепления скважин используется следующая конструкция: направление ф
323,9мм, спускаемое на глубину 60-110м, кондуктор ф 244,5мм, спускаемый на
глубину 650-800м, эксплуатационная колонна ф 146мм.
Бурение под направление ведется долотом ф 393,7мм. При турбинном бурении
используют ТСШ – 240, Т12 РТ – 240. Бурение производится с промывкой
глинистым стабилизированным раствором, приготовленным из качественного
глинопорошка.
Бурение под кондуктор производится долотом ф 295,3мм. Набор кривизны при
бурении наклонно-направленных скважин производится в интервале бурения под
кондуктор. Компоновка для набора зенитного угла включает: долото, калибратор,
одну секцию ЗТСШ1 – 240, кривой переводник, колонну бурильных труб. Бурение
производится с промывкой полимерными растворами. В качестве основной
рецептуры используется раствор с импортными реагентами Сайпан и Дк-Дрилл. В
качестве альтернативной используются рецептуры на основе КМЦ и комплексного
реагента Полигум. Все рецептуры отличаются экологической чистотой в результате
замены нефти на рыбожировые отходы (ОРЖ).
Бурение под эксплуатационную колонну ведется долотами диаметром 215,9мм,
используются турбобуры типа ЗТСШ1 -195, ТРХВ – 195, с глубины 2200м
используют Д -195.
Для повышения герметичности обсадных колонн и ликвидации межпластовых
перетоков используют заколонные пакеры типа ППГ, ПГП или пакерфильтры /1/.
2.2 Выделение зон осложнений и интервалов с несовместимыми
условиями бурения. Построение и анализ совмещенного графика давлений
Интервалы 0-400м
400-640м
сложены неустойчивыми породами, склонными к
640-915м
обвалообразованию. При разбуривании его,
возможны обвалы стенок скважины, слабые поглощения.
Интервал 915 – 1615м сложен породами, при разбуривании которых возможны
слабые поступления флюидов в скважину, обвалы стенок скважины.
В интервале 1615 – 2250м происходит сужение ствола скважины, слабые
водопроявления. В интервале залегания продуктивного пласта возможны
нефтепроявления.
Число интервалов несовместимых по условиям бурения, определяем по
современному графику изменения коэффициентов аномальности, пластовых
давлений (Ка), индексов давления поглощений (Кn) и устойчивости породы с
глубиной (Ку) /2/.
Ка 
Рпл
,
  q   пл
(2.1)
где Рпл – пластовое давление (табл.1.9), МПа;
ρ = 1000 кг/м3 – плотность воды;
q = 98м/с2 – ускорение свободного падения;
Zпл – глубина залегания пласта (табл.1.9), м.
Для интервала 0 -915м
Ка 
915  0,0110 6
 1,02
1000  9,8  915
Аналогично определяют (Ка) для других интервалов
Кп 
Рrp
  q   пл
,
(2.2)
где Рrp – давление гидроразрыва, МПа (табл. 1.9).
Для интервала 0 -915м
Кп 
0,02 10 6  915
 2,04
1000  9,8  915
Аналогично определяем (Кп) для других интервалов. Результаты сводим в
таблицу 2.1
К у  Ка  К р ,
(2.3)
где Кр – коэффициент резерва, Кр = 1,1 – 1,15 при Zпл ≤ 1200м;
Кр = 1,05 – 1,1 при 1200 ‹ Z ≤ 2250м
Для интервала 0 -915м
Ку = 1,02·1,1= 1,1
Аналогично считаем (Ку) для других интервалов результаты сводим в таблицу
2.1
Нижняя граница плотности бурового раствора будет определяться индексом
устойчивости пород. Определяем верхнюю границу плотности бурового раствора.
 БР  К а  К ,
где К – коэффициент превышения давления в скважине над пластовым,
К = 1,15 при Zпл ‹ 1200м, К = 1,1 при Zпл ≥ 1200м.
Для интервала 0 -915м
 в р  1,02 1,15  1,15 г/см3
(2.4)
Аналогично определяем ρбр для других интервалов. Результаты сводим в
таблицу 2.1
Таблица 2.1 Результаты расчетов Ка, Кп, Кц и ρбр
Интервал, м
от (верх) до (низ)
0
915
915
1200
1200
1650
1650
1680
1680
1700
1700
1735
1735
1764
1764
2080
2080
2110
2110
2250
Ка
Кп
Кц
ρбр
1
1,04
1,04
1,03
1,01
1,06
1,04
1,01
1,05
1,01
2
1,7
1,7
1,6
1,6
1,6
1,6
1,6
1,6
1,6
1,1
1,14
1,1
1,1
1,06
1,11
1,1
1,06
1,1
1,06
1,15
1,4
1,14
1,13
1,12
1,16
1,14
1,12
1,15
1,12
По результатам расчетов (табл. 2.1) строим совмещенный график (рис. 2.1).
По совмещенному графику видно, что для данной скважины нет зон с
несовместимыми условиями бурения. Для интервала 0 -915м, сложенного
потенциально неустойчивыми породами желательно применение промывочной
жидкости с большей плотностью ρбр ≈ 1150 кг/м3. При бурении интервала 1735 2250м необходимо использовать буровой раствор плотностью ρбр ≥ 1110 кг/м3,
чтобы не допустить нарушения устойчивости стенок ствола скважины в интервале
1700 – 1735м.
Совмещенный график давления
Глубина
Характеристика
давлений
пластового Глубина
скважины, (порового) и гидроразрыва пород эквивалент спуска
м
градиента давления
колонн, м
1
1,1
1,2
1,3
1,4
1,5
1,6
1,7
1,8
1,9
2
Плотность
бурового
раствора,
кг/м3
0
1150
110
Ка
1150
Кп
580
780
915
1140
1200
1650
1764
2080
2110
2250
2250
Рис. 2.1
2.3 Расчет конструкции скважины
Продуктивный пласт БВ10 сложен песчаниками с хорошими коллекторскими
свойствами.
На основании инструкции /2/ этот пласт будем цементировать и вторичное
вскрытие производить перфорацией.
Для перекрытия неустойчивых пород верхних частей разреза принимаем
глубину спуска кондуктора 760м. Башмак кондуктора будет установлен в плотных
глинах. подъем цемента до устья.
Высоту подъема цемента при цементировании эксплуатационной колонны
принимаем на 200м выше башмака кондуктора.
С учетом ожидаемого дебита (табл. 1.6) по рекомендации работы (3)
принимаем эксплуатационную колонну с наружным диаметром 146мм.
Диаметр долот определяем по формуле работы /2/
qi  kiM  2ai ,
(2.5)
где  kiM - диаметр муфты колонны;
аi – зазор между колонной и стенкой скважины.
Значения аi выбираем в зависимости от диаметра колонны и корректируем по
данным /1/.
Для эксплуатационной колонны
д  э   166  2 15  196 мм Принимаем д(е) =215,9мм
Диаметр кондуктора и направления определяем по формуле работы /2/
ki 1  qi  2 i ,
(2.6)
где δi – зазор между долотом и внутренней поверхностью колонны.
Значение δi в зависимости от диаметра колонны определяем по данным /1/.
Для кондуктора
К  215,9  2 10  225,9 Принимаем К  244,5 мм
Аналогично считаем для направления. результаты расчета сводим в таблицу
2.2
Таблица 2.2
Наименование
колонны
Направление
Кондуктор
Эксплуатационная
Диаметр
колонны,
мм
323,9
Глубина
спуска по
вертикали, м
110
Диаметр
Высота подъема
долота, цементного раствора,
мм
м
393,7
110
244,5
780
295,3
780
146
2250
215,9
2250
2.4 Обоснование, выбор и расчет типа профиля. Расчет нагрузки на
крюке.
Выбор и расчет типа профиля производим по рекомендации работ /1,4/.
Так как отход от вертикали более 300м выбираем четырехинтервальный
профиль, состоящий из вертикального участка, участка набора зенитного угла,
стабилизации и естественного снижения зенитного угла.
В целях предупреждения обвалов, образование желобных выработок, набор
зенитного угла будем производить в интервале бурения под кондуктор. Длину
вертикального участка принимаем n1 = 130м. Длину участка естественного
снижения зенитного угла, с учетом опыта бурения на Самотлорском
месторождении принимаем 750м по вертикали.
Величину R, определяем по данным работы /4/ для компоновки с кривым
переводником, с углом перекоса 2000΄. Для этой компоновки R1 = 630м, ∆α10 = 0,91
град/10м.
Определяем угол α΄, который необходимо было бы набрать, если участок после
набора зенитного угла принять прямолинейно-наклонным
cos   
R1 R1  A  H 0 H 02  A 2  2 AR1
R1  A2  H 02
,
(2.7)
где А = 600м – отход от вертикали
Н0 = 2120м – глубина скважины без вертикального участка
cos   
630630  600  2120 2120 2  600 2  2  630  600
630  6002  2120 2
 0,967
Этому значению соответствует угол α΄= 14,690. Ориентировочно вычисляем
длину участка уменьшения зенитного угла
lу 
hу
cos 
,
(2.8)
где hу = 750м – длина последнего вертикального участка.
lу 
750
 775.3 м
0.967
Определяем конечный угол αк при начальном α΄ и длине участка lу. Для долота
МЗ-ГВ αк =2,20.
Вычисляем максимальный зенитный угол в конце второго участка αmax с
учетом его уменьшения на четвертом участке
tq max
 K 
A  R1 1  cos    hy  t q 

2

,

H  h1  hy  R1 sin  
(2.9)
tq max
 14,69  2,2 
600  6301  0,967   750  t q 

2

  0,309

2250  130  750  630  sin 14,69
αmax = 17,190.
Определяем вертикальную проекцию третьего участка
hэ = H – h1 – h2 –hy
(2.10)
h2 = R1·sin αmax
(2.11)
h2 = 630·sin 17,19 = 186м
h3 = 2250 – 130 – 186 – 750 = 1184м
Определяем горизонтальные проекции всех участков
а2 = R1·(1 – cos αmax)
(2.12)
a3 = h3 tq αmax
(2.13)
 K 
a4  h4 tq max

2


(2.14)
а2 = 630·(1 – 0,967) = 28м
a3 = 1184 tq 17, 19 = 444м
 19,17  2,2 
a4  750tq
  128 м.
2


l1
hв
l2
h
H0
H
H΄
l1 1
l3
h2
а1
Схема к расчету 4-х интервального профиля
а2
а3
l4
Определяем длины участков
l2 = 0,01745·R1·αmax
l3 
(2.15)
h3
cos  max
l4 
(2.16)
h4
(2.17)
K 

cos max

2


 2  0,01745  630 17,19  189 м
3 
1184
 1301 м
cos17,19
750
 711 м
 17,19  2,2 
cos

2


4 
L1 = 130 + 189 + 1301 + 711 = 2331м
Производим проверку точности результатов расчета
4
H   hi
(2.18)
1
4
A   ai
(2.19)
1
Н = 2250м; А = 28 + 444 + 128 = 600м
Н = 130 + 186 + 1184 + 750 = 2250м
Таблица 2.3 Результаты расчета профиля скважины
Интервал по
вертикали, м
от
до
(верх) (низ)
Длина
интервала
по
вертикали
Горизонтальное
отклонение, м
В начале
В конце
За
Общее
интервала интервала интервал
Зенитный угол, град
Длина постволу, м
В интервале
Общая
0
130
130
0
0
0
0
130
130
130
316
186
0
17,19
28
28
189
319
1316 1500
1184
17,19
17,19
444
472
1301
1620
1500 2250
750
17,19
2,2
128
600
711
2331
Расчет максимальной нагрузки на буровом крюке при подъеме колонны
производим по методике работы /4/.
Определяем усилие на крюке при подъеме колонны
Р = Рнк + Ру + Рп + Рн + Рв,
(2.20)
где Рнк – усилие для подъема низа колонны, кН;
Ру – усилие для подъема части колонны на участке уменьшения зенитного
угла, кН;
Рп – усилие для подъема части колонны на прямолинейном участке, кН;
Рн – усилие на участке набора зенитного угла, кН;
Рв- усилие на вертикальном участке, кН;
  бр 
  К НК  m y  mH ,
РНК  Qв 1 
  ст 
(2.21)
где Qв = 6566кг – масса нижней части колонны в воздухе;
ρст = 7860кг/м3 – плотность стали;
Кнк, my ,mн – коэффициенты
К НК  соs K  M1 sin  K
(2.22)
m y  e M 2  max  K 
(2.23)
mH  e M 3 max
(2.24)
По рекомендации /4/ принимаем М1 = М2 = М3 = М4 = 0,3
К НК  соs2,2  0,3sin 2,2  1,0108
my  e 0,317,19 2, 2 0,01745  1,0816
mH  e0,317,190, 01745  1,094
 1140 
РНК  65661 
 1,0108 1,0816 1,094  6738 кг
 7860 
  б . р. 
  Ry  sin 2  2 K   m y  sin 2   max   mH
Ру  q y 1 
  CT 
(2.25)
где qу = 27,4кг/м – масса 1метра труб на участке в воздухе;
γ – угол трения;
Ry = 2909м – радиус закругления участка;
ρст = 6298 кг/м3 – плотность стали для труб
  arctqM
(2.26)
 1140 
Р у  27,4  1 
  2909  sin 2arctq0,3  17,19 1,0816  sin 2arctq0,3  17,19 1,094  20133 кг
 6298 
  б . р. 
  К ПП  mH ,
РП  q П  l П  1 
 П 

(2.27)
где qп = 16,5кг/м – масса 1метра труб АБТ в воздухе;
ρн = 2780кг/м3 – плотность материала ЛБТ /5/;
Кпп – коэффициент трения
К ПП  cos max  M 4  sin  max
(2.28)
 1140 
РП  16,5 1501 1 
  cos17,19  0,3  sin 17,19 1,094  16890 кг
 2780 
  б . р. 
  R1  sin 2 j   max  mH  sin 2 j 
РП  q П  1 

П 

(2.29)
 1140 
РП  16,5  1 
  630  sin 2arctq0,3  17,19 10,94  sin 2arctq0,3  1832 кг
 2780 
  б . р. 
  h1 ,
PB  qB 1 

B 

(2.30)
 1140 
PB  16,51 
 130  1280 кг
 2780 
Определяем общее усилие на крюке при подъеме колонны
Р = 6738 + 20133 + 16890 + 1832 + 1280 = 46873кг = 4,687кН
2.7. Выбор типа породоразрушающих инструментов и схемы их промывки
Для выбора типа породоразрушающих инструментов используем данные п.2.6,
по которым с помощью классификационной таблицы соответствия типов долот
свойствам горных пород /7/, мы и определяем тип долот для каждого интервала
условно одинаковой буримости.
Для интервала 0-110м подходят долота типа МЗ, МС, С и СГ. Так как долота
типа МЗ и МС для этого диаметра долота серийно не выпускаются, а так же с
учётом данных отработки долот на практике примем долото типа С-ГВ диаметром
393,7мм.
Для интервала 110-780м подходят долота типа МЗ, МСЗ, СЗ, МС. По данным
промысловой информации при бурении этого интервала лучше результаты
отработки и долота III 295,3 МС-ГВ, поэтому мы его и принимаем.
Для интервала 780-1270м подходят долота типа СГ, МСЗ, С, МЗ. Примем
долото III 215,9 МЗ-ГВ, так как по данным промысловой информации при его
применении наблюдались наиболее высокие результаты проходки.
Для интервала 1270-2080м подходят долота типа СЗ, МСЗ, МЗ. Принимаем
долото III 215,9 МЗ-ГВ, так как оно дает наилучшие результаты проходки и
механической скорости при бурении
этого интервала, согласно данным
промысловой информации.
Для интервала 2080-2250м выбираем долото III 215,9 СЗ-ГАУ п.3.2.1
2.8. Выбор способа бурения
Для выбора способа бурения используем рекомендации работы /7/. Выбор
осуществим по величинам частоты вращения долота (Пτ)
П  4,8  7,2  10 3
t   в
,
R  K
(2.31)
где 4,8÷7,2 – коэффициенты, 7,2 – для мягких пород, 4,8 – для твердых,
следовательно для средних – 6, для мягких с пропластками средних – 6,6;
tz – средняя величина шага зубьев долота, м;
вz – средняя ширина площадки притупления зубцов, м;
R – радиус долота, м;
τк- необходимое время контакта долота с породой для достижения
объемного разрушения, τк =2÷8млс, 2млс – для очень мягких пород, 8млс –
для твердых пород, следовательно для средних составим 5-6млс, для
мягких с пропластками средних - 4÷5млс, для мягких – 3-4млс. В таблице
1.5 представлены параметры долот
Таблица 2.5 Параметры долот
Радиус долота,
Тип долота
м·10-3
III 393,7 С-ГВ
196
III 295,3 МС-ГВ
147
III 215,9 МЗ-ГВ
108
III 215,9 МЗ-ГВ
108
III 215,9 СЗ-ГАУ
108
Для направления n  7,2 103 
tz, м·10-3
ηп
вz, м·10-3
30
39
24
24
20
0,8
0,7
0,63
0,63
0,63
8
8
7
7
7
30  8103  350  465 об/мин
196  3  4
Аналогично считаем для других интервалов.
Для второго интервала nτ(2) = (572-760) об/мин
Для третьего интервала nτ(3) = (382-478) об/мин
Для четвертого интервала nτ(4) = (290-350) об/мин
Для пятого интервала nτ(5) = (260-310) об/мин
При бурении первого и пятого интервалов необходимо использовать
низкооборотные двигатели (редукторные, винтовые забойные двигатели). При
бурении остальных интервалов можно использовать высокооборотные двигатели
типа ТСШ. Таким образом, при бурении всех интервалов принимаем турбинный
способ бурения.
2.9. Проектирование режима бурения по интервалам
2.9.1. Расчет осевой нагрузки на долото
Расчет будем вести по рекомендациям методических указаний /7/.
Определим величину нагрузки на долото, которая обеспечивает разрушение
породы (Gq)
Gq  Pш  FK
(2.32)
где Рш – твердость по штампу, табл. 2.4;
Fk - площадь контакта долота с породой, м2;
Fk =0,4·R·ηп·вz,
(2.33)
Для бурения первого интервала
Fk = 0,4·196·0,8·8 = 500мм2 = 500·10-6м
Gq  325 106  500 106  160 кН
Аналогично считаем других интервалов и результаты сводим в табл. 2.6
Таблица 2.6 Результаты расчета осевой нагрузки и площадки контакта по
интервалам
Интервалы бурения, м
Параметры
0-110
110-780
780-1270 1270-2080 2080-2250
2
6
FK м 10
500
320
188
188
214
Gq·kH
160
150
131.6
109
150
Gq max ·kH
180
190
160
150
181.9
1
2.9.2. Проектирование расхода бурового раствора
Расчет произведем по рекомендациям /7/
Qmin < Q < Qт
(2.34)
где Qmin – минимальный расход, позволяющий осуществить вынос выбуренной
породы, м3/с;
Qт – технологически необходимый расход, позволяющий хорошо очищать
забой, м3/с


Qmin  7,4  d r   r  1  Fкп ,
  
(2.35)
где dr – диаметр частиц выбуренной породы, м;
ρr – плотность частиц породы табл. 1.5, кг/м3;
ρz – плотность раствора в заколонном пространстве /1/, кг/м3;
Fкп – площадь кольцевого пространства, м2
2
Fкп  0,785  КД Д   d H2 ,
где К – коэффициент каверзности, табл. 1.3;
dн – наружный диаметр бурильных стальных труб, м
Для направления Qmin  7,4  6 10 3 

(2.36)

1600 
2
 1  0,785  1,1 0,3937   0,127 2  0,56 м3/с
1160


Аналогично счтитаем для других интервалов результаты представим в виде
табл. 2.7
Pmax  Prq  Poz  Pr
QT 
3l ai   вi li       вi l j 
,
(2.37)
где Рmax – максимальное давление на выкиде насоса, МПа
Рmax 
Gmax  Gвр  Т п
FP
 0,5PT  Poч ,
(2.38)
Gmax - суммарная нагрузка на долото. Примем по величине Gqmax табл. 2.6, кН;
Gвр – вес вращающихся деталей двигателя, кН;
Gвр = (0,4-0,48)·Gдв,
(2.39)
Gдв – вес забойного двигателя, кН;
где Тп – усилие на осевой опоре забойного двигателя, кН;
Fр – площадь, на которую действует гидравлическая нагрузка, м2
FP 
Md T2
,
4
(2.40)
dт – средний диаметр турбинок, м;
Рт – перепад давления в забойном двигателе, МПа;
Роч – давление, расходуемое на очистку скважины от выбуренной породы,
МПа
П  Д с2  q   2  1  VM  H
,
Роч 
4  Qmin
(2.41)
Vм – механическая скорость бурения /1/, м/с;
Н – интервал бурения или глубина скважины, м;
Рrq – перепад давления в долоте, МПа
Рrq 
1
Gq  Gв р  Т П   РТ  Рr  ,
FP
(2.42)
Рr – гидравлическое давление. Для данного расчета величиной Рr
пренебрегаем, МПа;
аi – коэффициент гидросопротивления, независящий то глубины
(2.43)
аi  aMC  aш  аВ  аТВ ,
амс = 0,107м-4 – гидросопротивления в манифольде;
аш = 0,052м-4 – гидросопротивление в стояке;
ав = 0,044м-4 – гидросопротивление в вертлюге;
атв = 0,04м-4 – гидросопротивление в ведещей трубе;
вi, вj – коэффициенты гидросопротивлений, зависящие от длины
вi 
1,7 10 8
d BS
(2.44)
dв – внутренний диаметр труб
вj 
2,6 10 8
,
 Д С  d H 3   Д С  d H 2
(2.45)
li, lj – длины секций бурильных труб
Для направления (первый интервал) 0-110м
вi ТБПВ  
1,7 10 8
109 10 
3 5
 1,110 3 м 5 ,
вi ТБПВ  
1,7 10 8
125 10 
3 5
 5,6 10 4 м 5
в j УБТ  
вi УБТ  
2,6 10 8
551  17810   551  17810 
3 3
1,7 10 8
80 10 
3 5
в j ТБПВ  
3 2
 5,2 10 5 м 5
 5,2 10 3 м 5
2,6  108
551  127  10   551  127  10 
3 3
3 2
 7,4  10 7 м  5
Аналогично считаем гидросопротивления для других интервалов.
Для второго интервала 110-780м
в j ТБПВ   6,8  106 м5 в j  ЛБТ   9,1106 м 5 в j УБТ   1,1105 м 5
Для остальных интервалов
в j ТБПВ   8,95  105 м5 в j  ЛБТ   1,3 104 м5 в j УБТ   3,2 104 м 5
аi = 0,107 + 0,052 + 0,044 + 0,04 = 0,243м-4.
Подставив формулы (2.42) и (2.38) в (2.37) получаем
Gmax  Gq
QT 
FP
 1,5PT
3 i ai   вi li    r  в j l j 
,
(2.46)
Для бурения первых двух интервалов выберем предварительно двигатель
ЗТСШ 1 – 240. Для него при Q = 32л/с М = 2,7 кН·м, ∆Р = 5,5МПа; длина двигателя
23,2м, Gqв = 59,75кН, Gвр = 23,9 кН, Fp = 0,0177м2. Для бурения остальных
интервалов выберем предварительно двигатель ЗТСШ 1 – 195. Для него при Q =
30л/с М = 1,5 кН·м, ∆Р = 3,9МПа; длина 25,7м, Gqв = 47,9кН, Gвр =19,16 кН, Fp =
0,0118м2.
При расчете Qт будем считать, что длина УБТ составляет 12м. ТБПВ 500м, а
остальное ЛБТ.
Для направления
180  160103  1,5  5,5 106
QT 
0,0177
3 1150  0,243  12  5,2 10  80 1,110 3  1160 12  5,2 10 5  80  7,4 10 7


3


  85 л/с
Аналогично считаем Qт для остальных интервалов.
Для бурения первого интервала принимаем расход Q равным 56л/с, чтобы
избежать разрыва стенок скважины.
Таблица 2.7 Результаты расчета расхода промывочной жидкости
Первый
Второй
Третий
Четвертый
Пятый
Расход
интервал
интервал
интервал
интервал
интервал
3
Qmin, м /с
0,056
0,040
0,025
0,026
0,025
3
Qт, м /с
0,085
0,056
0,039
0,037
0,035
3
Q, м /с
0,056
0,047
0,032
0,032
0,025
2.9.3. Расчет частоты вращения долота
Расчет произведем по рекомендациям методических указаний /7/
n  11
Gдин  Gm
,
E  F  Rm  k  sin 
(2.47)
где Qдин – динамическая нагрузка на долото, кН;
Qдин = (0,15 – 0,25)Gq,
(2.48)
Сm = 5100м/с – скорость звука в материале бурильного инструмента;
E = 2, 1·10-3м2 – площадь вала забойного двигателя;
Rм – мгновенный радиус долота, м;
τк – время контакта вооружения долота с забоем (3÷4)млс
Rм = (0, 55÷0, 72) R,
(2.49)
sin β = 0,8 – синус угла наклона оси шарошки и оси долота
Для бурения первого интервала 0-110м
180 103  0,2  5100
n  11
 382  443 об/мин
211011  4 10 3  0,196  0,63  4 10 3  0,8
Аналогично считаем nτ для других интервалов. Результаты сводим в табл. 2.8
Таблица 2.8 Результаты расчета частоты вращения долота
Первый
Второй
Третий
Четвертый
Пятый
Частота
интервал интервал интервал интервал интервал
nτ
382÷443
626÷686
394÷463
286÷350
260÷310
об/мин
2.9.4. Обоснование максимальной величины давлений на выкиде буровых
насосов
Расчет максимальной величины давления произведем по формуле (2.38) /7/
Для бурения первого интервала (0-110м)
Рmax 
180  23,9 10103  0,5 19,3 106  3,14  0,551 9,81600 1150 8 103 110  11,2 МПа
4  0,056
0,0177
аналогично считаем для остальных интервалов, и результаты сводим в табл. 2.9
Таблица 2.9 Результаты давления на выкиде насосов
Давление
Рmax, МПа
Первый
интервал
11,2
Второй
интервал
12,1
Третий
интервал
14
Четвертый
интервал
13,1
Пятый
интервал
15,8
Расчет Рmax для пятого интервала выполнен в п. 3.25
2.11. Выбор забойных двигателей по интервалам
Выбор забойных двигателей осуществим по методике, изложенной в работе /7/.
Рассчитаем момент, необходимый для разрушения горных пород (Мс)
М с  М у  GC  M 0  M П  М К ,
(2.58)
где Му – удельный момент на долоте
Н М
;
К Н
М у  М ГП  RМ 103 ,
(2.59)
Мгп – коэффициент трения, 0,94- для мягких пород; 0,1 – для твердых; 0,22
– для средних; 0,28 – для мягких с пропластками средних пород;
Gс – статистическая часть осевой нагрузки
GC  0,75  0,85Gq ,кН;
(2.60)
Мо – момент на трение долота о стенки скважины и буровой раствор, Н·м;
Мо =550·Дд,
(2.61)
Мп – момент, затрагиваемый на трение в осевой опоре забойного
двигателя, Н·м;
М П  Т П  rП  К тр ,
(2.62)
где rп – средний радиус трения в осевой опоре /5/, м;
Ктр – коэффициент трения в резинометаллической опоре 0,08÷0,1 для
высокооборотных двигателей, 0,2÷0,3 для низкооборотных (типа Д)
двигателей;
Мк – момент, затрачиваемый на вращение калибратора, Н·м;
М К  G рад  RK  K P ,
(2.63)
Gрад – радиальное усилие на рабочие элементы калибратора 3кН – для нового
калибратора с Rк > R; 2кН – для изношенного калибратора с Rк = R; 1кН – для
изношенного калибратора с Rк < R
Rк – радиус калибратора, м;
Кр – учитывает свойства пород: 0,5 – для мягких пород; 0,15 – для твердых;
0,33 – для средних; 0,42 – для мягких с пропластками средних
Рассчитаем Мс для бурения первого интервала 0-110м
М С  0,34  0,6  0,196 10 3  0,8 180  550  0,393  7  10  0,085  0,1  3 103  0,196  0,5  4222
Н·м
Аналогично считаем Мс для других интервалов. Результаты сводим в табл. 2.11
Выбор забойного двигателя осуществим по значениям Q, nт, Мс, пересчитав
параметры двигателей, получаемые при наших плотностях раствора и расходе.
Пересчитанные значения приводим в табл. 2.11
Таблица 2.11 Расчетные значения параметров забойных двигателей
№
интерв
ала
1
1
2
Интервал по
стволу, м
от
(верх)
до
(низ)
Принятое
значение
расхода м3/с
м,
Н·м
n,
об/мин
2
3
4
5
6
0
110
110
780
Пересчитанные
значения
Необходимые значения
0,056
0,047
4222
3396
382-443
626-686
3
780
1270
0,032
2600
394-463
4
1270
2080
0,032
2202
286-350
5
2080
2250
0,025
2137
260-310
Тип двигателя
7
ЗТСШ 1-240
(2 секции)
АО ГТШ
ЗТСШ 1 -240
(1 секция
Тn РТ -240
ЗТСШ 1 -240
(2 секции)
ЗТСШ 1 -240
(1 секция)
ЗТСШ -240
(2 секции)
А9Ш
ТРХВ -195
ТРХН – 195
АГТШ – ТЛ
А 7 ГТШ
ЗТСШ - 195
ЗТСШ 1 – 195
Д 1 – 195
ТРМ – 195 Т
non,
об/мин
Мon,
Н·м
∆Р,
МПа
8
9
10
779
6339
13
292
779
5556
3169
10,3
6,5
649
653
2100
4465
4,5
9,3
653
2233
4,6
617
4135
8,3
436
400
368
366
341
705
426
78
175
3760
2850
2136
3135
2529
2428
1686
3200
3200
8,8
8,8
6,8
9,6
9,12
9,3
4,5
4
3
Для бурения первого интервала 0-110м лучше подходит односекционный
турбобур ЗТСШ 1 – 240, так как он выдает необходимый момент на разрушение
пород и его частота вращения позволяет эффективно вести углубление, кроме того,
у этого двигателя меньшее значение перепада давления.
Для бурения второго интервала 110-780м подходят двухсекционные турбобуры
ЗТСШ – 240 и ЗТСШ 1 -1 – 240. У второго двигателя лучшее значение частоты
вращения, но выше перепад давления и поэтому примем двухсекционный ЗТСШ –
240, который использовался ранее в предыдущем интервале. В интервале
искривления ствола 130-319м примем одну секцию ЗТСШ 1 -240, которая хоть и не
выдает нужного момента, но удовлетворяет требованию вписываемости
компоновки низа колонны в искривленный участок.
Для бурения третьего интервала 780-1270м лучше других подходит ТРХВ –
195. Он обеспечивает необходимую величину частоты и момента и у него не
высокое значение перепада давления.
Для бурения четвертого интервала 1270 – 2080м подходят ТРХВ – 195, А7
ГТШ и ТРМ – 195Т, но у ТРХВ – 195 повышенное значение частоты, что не
эффективно в породах средней твердости, а у А7 ГТШ высоко5е значение перепада
давления, что тоже нежелательно. Принимаем для бурения этого интервала ТРХВ –
195.
Для бурения пятого интервала 2080-2250м принимаем турбобур Д1 – 195 по
рассчитанному п. 3.2.6
2.13. Выбор типа бурового раствора и расчет параметров промывочной
жидкости
Интервал бурения под направление сложен преимущественно песчаными и
глинистыми породами, склонными к обвалам. По рекомендациям /9.10/ выбираем
стабилизированный глинистый раствор. Глинистый раствор приготовляется из
качественного бентонитового порошка. В качестве смазочной добавки
используются отходы рыбожировые (ОРЖ). Данная рецептура отличается высокой
экологической чистотой.
Интервал 110-805м сложен глинистыми породами. В связи с этим необходимо
применение раствора, предупреждающего диспергирование разбуриваемых
глинистых отложений. По рекомендации /10/ выбираем полимерный
недиспергирующий раствор с низким содержанием твердой фазы. В качестве
полимерного материала используем полимергуматный реагент “Полигум”, который
менее токсичен по сравнению с широко распространенными ПАА.
Для бурения под эксплуатационную колонну выбираем также полимерный
недиспергирующий раствор с низким содержанием твердой фазы. При высоких
показателях мгновенной фильтрации. Этот раствор обеспечивает хорошие
показатели фильтрации за 30 минут. Небольшое содержание высококоллоидной
глинистой фазы обуславливает меньшее загрязнение продуктивного пласта. В
качестве смазывающей добавки используем ОРЖ.
Выбор плотности бурового раствора производим с учетом пластовых давлений
и давлений устойчивости пород, слагающих разрез. Для недопущения нарушения
устойчивости стенок, плотность бурового раствора в интервале 0-110м принимаем
1150кг/м3.
В интервале 110-780м сложенном глинами, плотность раствора примем равной
1150 кг/м3.
Для интервала 780-2250м для создания необходимой репрессии и недопущения
потери устойчивости стенок скважины принимаем плотность раствора 1140 кг/м3.
Условную вязкость (Т) бурового раствора по ВБР – 1. Выбираем для интервала
0-110 равной 30-35с, для следующего интервала также 30-35с. Для бурения под
эксплуатационную колонну Т = 20-30с.
Реологические параметры раствора выбираем с учетом эффективного
разрушения забоя и по значению коэффициента динамической пластичности (К п)
КП 
о
п
 1500с 1 ,
(2.66)
где τо – динамическое напряжение сдвига, Па;
п – пластическая вязкость, мПа·с
Для эффективного углубления скважины для всех интервалов принимаем
эффективную вязкость пэф = 3мПа·с.
По опыту бурения на Самотлорском месторождении принимаем τо при бурении
под направление равным 1,7Па, при бурении под кондуктор 1,4па, при бурении под
эксплуатационную колонну τо =1,2Па.
По значению Кп и с учетом промысловых данных пластическая вязкость (η)
для направления равна 7мПа·с, для кондуктора равна 6мПа·с, для
эксплуатационной колонны равна 4мПа·с.
Структурно-механические свойства проектируем с учетом опыта бурения по
коэффициенту коагуляционного структурообразования (Пк).
ПК 
Q1
 0,05  0,12 Па/с,
T
(2.67)
Принимаем Q1 для направления 1,5÷2,5Па, для кондуктора и эксплуатационной
колонны 4÷6Па.
Выбор необходимых значений водоотдачи (В) и толщины фильтрационной
корки (К) производим так, чтобы предупредить возникновение осложнений.
Для интервала 0-2250м В = 5÷8см3/30мин. В интервале продуктивного
горизонта для уменьшения воздействия загрязнения В = 3÷58см3/30мин. Толщину
корки принимаем для направления равной 1,5мм, для интервала 110-2250м равной
1мм.
Оптимальное значение рН для личносульфатного раствора 7÷8, а для
полимерного недиспергирующего рН = 8÷9.
Результаты по данному разделу заносим в табл. 2.14
Таблица 2.14 Значения технологических параметров растворов
Интервал
по
стволу, м
от
до
(верх)
(низ)
ρ,
кг/м3
Т,
С
η,
мПа-с
ηэф,
мПа-с
τо, Па
СНС, Па
В,
Q1
см
30мин
Q10
3
К,
м·10-3
Содержание
твердой фазы, %
Кол
Пес Все
лоид ка
го
рН
С,
кг/м
3
ной
0
110
1150
110
780
1150
780
2250
1140
3035
3035
2530
7
3
1,7
1,52,5
6
3
1,4
2-3
4-6
5-8
1
6
1
7
4
3
1,2
2-3
4-6
5-8
1
5
1
6
3-4
5-8
1,5
8,5
1,5
10
78
78
89
0,2
0,2
0,2
СПИСОК ИСПОЛЬЗОВАННЫХ ИСТОЧНИКОВ
1. Рабочий проект на строительство нефтяных скважин на Самотлорском
месторождении
2. Овчинников В.П., Кузнецов Ю.С., Кузнецов В.Г. Методические указания
к выполнению курсового проекта по дисциплине “Закачивание скважин”
дневной и заочной формы обучения. – Тюмень: Тюм ИИ, 1994. -35с.
3. Середа Н.Г., Соловьев Е.М. Бурение нефтяных и газовых скважин. – М.:
Недра, 1988 -360с.
4. Кулябин Г.А., Гречин Е.Г. Проектирование профилей направленноискривленных скважин и расчет усилий на буровом крюке-методическая
разработка для студентов очного и заочного обучения специальности
0211 “Бурение нефтяных и газовых скважин”. – Тюмень: ТюмИИ, 1982 34с
5. Калинин А.Г., Григорян И.А., Султанов Б.З. Бурение наклонных
скважин: Справочник.- М.: Недра, 1990 – 273с
6. Иогансен К.В. Спутник буровика: справочник – М.: Недра, 1990 – 303с
7. Кулябин Г.А. Методические указания для проектирования режима
бурения с забойными двигателями по курсу “Технология бурения
глубоких скважин ч.1 и 2” – Тюмень: ТюмИИ, 1990
8. Кулябин Г.А. Методические указания по курсу “Технология бурения
нефтяных и газовых скважин ” студентам специальности 0909 “Бурение
нефтяных и газовых скважин для расчетов бурильной колонны на
прочность на практических занятиях”, - Тюмень: ТюнИИ, 1992 – 18с
9. Рябченко В.И. Управление свойствами буровых растворов – М.: Недра,
1990 – 230с
10. Справочник по промывке скважин Булатов А.И., Пеньков А.И.,
Проселков Ю.М.. –М.: Недра, 1984 – 317с
11.Зазуля Г.П. Методические указания к выполнению курсового проекта по
дисциплине “Буровые растворы” – Тюмень: Тюм ИИ, 1993 – 33с
12.РД 39-7/1-0001-89 инструкция по расчету обсадных колонн для
нефтяных и газовых скважин – Куйбышев: ВНИИТнефть, 1989 – 196с
13.Справочник по креплению нефтяных и газовых скважин Булатов А.И. –
М.: Недра, 1981 – 240с
14.Нормы времени на работы выполняемые буровой бригадой при бурении
скважин и после бурения последней скважины на кусту. – Тюмень:
ЦНИС ГТНГ, 1987 – 13с
15.Укрепленные нормы времени на спуско-подъемные операции и другие
вспомогательные работы на метр проводки скважины при бурении
буровыми установками “БУ -75 БрЭ”, “БУ -80-БрЭ”, “БУ-2500ЭУ”, “БУ2500 ЭУК” с оснасткой талевой системы 4х5 и “Уралмаш-3000 ЭУК-1” с
оснасткой талевой системы 4х5 и 5х6. –Тюмень: ЦНИСГ ГНГ, 1987 –
22с
16.Укрупненные нормы времени на креплении скважин. – Тюмень: ЦНИС
ГТНГ, 1987 – 5с
17.Единые нормы времени на бурение скважин на нефть, газ и другие
полезные ископаемые. – М.: НИИ труба, 1987 – 315с
18.Рубнева Л.Н., Гриднева Т.В. Методические указание к лабораторной
работе “Корректировка сметной стоимости строительства скважины при
изменении проектной скорости бурения” для студентов дневного и
заочного обучения специальностей 07.03.03. и 09.09. Тюмень: ТюмИИ,
1993. -30с
Download