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相似文献
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1.
为提高露天开采过程中高温钻孔爆破的安全性,加快高温区域剥离速度,采用现场试验的方法,研究了液态CO_2对高温爆破钻孔的降温规律,证实了采用液态CO_2对高温爆破钻孔降温的可行性。试验同时向8个钻孔灌注液态CO_2,灌注时间为8 min,钻孔平均灌注量为0.32 m^3。试验钻孔深12 m,孔径为140 mm,初始温度在50~120℃之间。试验结果表明:液态CO_2对单个钻孔有明显的快速降温效果,降温后钻孔温度从0℃回升至50℃用时15 min以上,满足安全爆破的时间要求;多孔同时进行降温时,受钻孔初始温度及孔内形成干冰的影响,各钻孔温度从0℃回升至50℃的安全爆破时间段不重合,难以满足同时装药、起爆的要求。应针对钻孔的不同情况,进一步改进液态CO_2钻孔降温工艺。  相似文献   

2.
为提高露天开采过程中高温钻孔爆破的安全性,加快高温区域剥离速度,采用现场试验的方法,研究了液态CO_2对高温爆破钻孔的降温规律,证实了采用液态CO_2对高温爆破钻孔降温的可行性。试验同时向8个钻孔灌注液态CO_2,灌注时间为8 min,钻孔平均灌注量为0.32 m~3。试验钻孔深12 m,孔径为140 mm,初始温度在50~120℃之间。试验结果表明:液态CO_2对单个钻孔有明显的快速降温效果,降温后钻孔温度从0℃回升至50℃用时15 min以上,满足安全爆破的时间要求;多孔同时进行降温时,受钻孔初始温度及孔内形成干冰的影响,各钻孔温度从0℃回升至50℃的安全爆破时间段不重合,难以满足同时装药、起爆的要求。应针对钻孔的不同情况,进一步改进液态CO_2钻孔降温工艺。  相似文献   

3.
为对比研究超临界态CO_2、液态CO_2和气态N_2注入采空区的防灭火性能,自主研制了模拟采空区残煤自燃过程实验系统,开展了超临界态CO_2、液态CO_2和气态N_2注入采空区防灭火实验。实验结果表明:12 MPa、39℃超临界态CO_2对采空区自燃残煤的降氧降温能力优于6 MPa、30℃液态CO_2优于6 MPa、39℃气态N_2;12 MPa、39℃超临界态CO_2对残煤的降温能力是6 MPa、30℃液态CO_2的1.7倍,是6 MPa、39℃气态N_2的10倍,对采空区的降温能力是液态CO_2的2倍,为气态N_2的8倍;12 MPa、39℃超临界CO_2对采空区的降氧速率比6 MPa、30℃液态CO_2和6 MPa、39℃气态N_2高12.5%;12 MPa、39℃超临界CO_2的降温能力是8 MPa、39℃超临界CO_2的1.7倍,因此适当提高超临界态CO_2的注入压力,防灭火性能更佳。  相似文献   

4.
针对白集煤矿深部采区供风量不足的问题,从技术和经济两个方面论证了该煤矿可控循环风方案的可行性,设计了一套由喷雾降尘装置、过滤装置和冷却降温装置组成的循环风流处理系统.在理论上分析了循环风流中瓦斯体积分数、粉尘质量浓度和其他气体成分在可控循环风系统中变化规律,以及可控循环风系统对主通风系统的影响.通过现场实测,不仅验证了瓦斯体积分数、粉尘质量浓度的变化规律,而且处理后的循环风流品质完全达到<煤矿安全规程>要求,同时对回风流的降温降湿处理,可满足高温高湿矿井工作面对风流温湿度的需求.  相似文献   

5.
为改善深埋施工隧道热环境,掌握风流流经隧道过程中的热湿变化规律,采取现场实测与理论推导的方法,构建风流-围岩非稳态传热模型,依托现场实测数据对模型进行验证;基于上述理论模型,数值反演通风参数,量化通风时长、断面风速、送风温湿度对隧道环境温湿度和综合换热系数(CHTC)的影响规律,得到有效通风降温临界时间和断面临界风速。研究结果表明:当通风时长τ大于900 h时,CHTC不随通风时长的变化而变化,在该通风时域内通风不能达到降温效果;当断面风速u小于0.22 m/s时,等温线和等相对湿度线密集,在此流速区间内,气流温度梯度和湿度梯度变化显著,温差和浓度差引起的热湿传递较强,此时增大送风量,有利于降低隧道环境温湿度。  相似文献   

6.
为确定冰块在矿井高温掘进工作面降温中的设计参数,以大红山铜矿西矿段高温掘进工作面为对象,开展通风降温和冰块降温下掘进工作面温度场变化的数值模拟,分析冰块量、摆放方式对掘进巷道工作面附近温度场的影响。结果表明:与只采用通风降温方案相比,增加冰块的降温方案降温效果明显;当冰块摆放方式相同时,冰块量越多,有效制冷时间越长,但增加到一定程度时有效制冷时间基本不变;冰块摆放方式对降温效果有显著影响,在相同的冰块量及同一水平摆放方式下,冰块摆放高度与风筒齐平时的降温效果最佳;当冰块量及垂直摆放方式相同时,距掘进工作面越远,掘进工作面附近温度场温度的分布越均匀,制冷空间越大。  相似文献   

7.
为了揭示注气压力对置换煤层瓦斯效应的影响,开展了等压扩散和高压注气2种条件下CO_2对煤中CH_4置换试验研究。试验结果表明:在置换源气体充入量相等的条件下等压扩散试验中CO_2对煤中CH_4的置换量大于高压注气试验的置换量,且等压扩散条件下CO_2置换CH_4效率维持在0.44 cm~3/cm~3左右,而高压注气条件下CO2置换CH_4效率却随注入量的增加而持续增加,但其增加率逐渐衰减。等压扩散条件下吸附平衡后系统总压略有下降,降幅一般为8%左右;高压注气条件下吸附平衡后系统总压呈持续上升规律,最大增幅为60%。研究成果对该项技术工程应用的启示是:井下煤层注气置换/驱替煤层瓦斯时,不一定要追求高的注气压力,采用低压注气也可收到良好的促排瓦斯效果,又能大幅度提高注气的安全可靠性。  相似文献   

8.
为确定采空区注入CO_2防灭火的相关技术参数,研究注CO_2过程中多组分气体浓度场分布、扩散及自燃温度场变化的规律,基于实测数据,建立采空区非均质多孔介质3D数值模型。运用FLUENT软件,解算按半"O"型圈描述冒落岩层碎胀系数分布的数学公式、通用控制方程、遗煤耗氧与放热公式。模拟结果表明:未注入CO_2时,CO_2浓度及O_2浓度随距工作面距离的增加而逐渐降低,采空区最高温度出现在回风侧;注入CO_2时,CO_2浓度随着注入口距工作面距离的增加和注入量的增大而逐步升高,O_2浓度则反之。采空区CO_2注入口的最佳位置在进风侧距工作面20~30 m处,合理注入流量为540~720 m~3/h,此时采空区氧化带最大宽度稳定在64 m,最高温度下降13℃。模拟结果与现场标志气体监测数据相符。  相似文献   

9.
针对白皎煤矿B4煤层瓦斯含量高、透气性差、抽采难度大的问题,在237底板道瓦斯抽采巷采用液态CO_2相变致裂增透技术对B4煤层进行增透试验,结果表明该技术比水力割缝和普通抽采提高了煤层透气性,瓦斯抽采纯量是水力割缝钻孔的1.15倍、是普通抽采钻孔的2.08倍,液态CO_2相变致裂增透钻孔汇总浓度保持在30%以上且无衰减,具有良好的效果,该技术可供类似煤矿参考。  相似文献   

10.
采用计算机数值模拟软件Fluent,研究了不同影响因素对地道通风的降温效果,分析了不同地道长度下送风速度、送风温度、横截面形状及管道布置对地道出口温度、节约冷量的影响规律。结果表明:随着送风速度的增大,尽管冷却效率降低,但总的节约冷量有明显的增加;送风温度越高,地道进出口温差越大,降温效果越明显,对应节约的冷量也越大;横截面为长方形时出口温度最低、节约的冷量最大;双管布置节约的冷量要比单管布置大,但双管布置比单管布置的送风量增加了1倍。研究结果为地道通风设计提供指导。  相似文献   

11.
随着矿井开采深度的不断增加,热害已成为了继矿井五大灾害后的又一灾害,高温矿井中掘进工作面的热害最为突出。惯用的加大通风量的方法已无法满足降温要求,而采用空调降温电耗成本又太高,因此,采用绝热方法降温很有必要。运用流体力学和传热学的理论,在掘进巷道设置主、副巷道以改变巷道的传热结构和风流结构,实现了非人工制冷降温。得出选用性能良好的隔热材料、合理设置副巷道的宽度和对副巷道风流进行层流控制,是获得良好降温效果的关键,并给出了实现副巷道风流为层流状态的准则判别式及范围,导出了设置隔热板前后的热阻计算公式。唐洞煤矿的实践证明,掘进巷道采用隔热分流排热降温技术后,局部通风机送入掘进工作面的风流温度降低了2.5℃;单个人体获得的辐射热从得热56 W变成了失热27W;由隔热板、副巷道及围岩形成的复合传热结构的热阻增加了42.64%;主巷道中的风流温度降低了5.5℃。这表明掘进巷道隔热分流排热降温效果很好,有推广价值。  相似文献   

12.
采用一种新装置——自吸式反应器强化CO_2软化高钙废水过程,探究了温度、起始pH值、CO_2气体流量、CO_2总通入量等因素对钙离子去除率的影响。结果显示,在起始pH值为12.89、温度20℃、通入的CO_2体积分数为100%、CO_2气体流量为1.0 L/min时,钙离子去除率最高达98.47%。与传统的鼓泡搅拌反应器相比,CO_2利用率提高了2倍以上。  相似文献   

13.
制冷法用于矿井降温已有50~60年历史。实践证明,高温矿井采用制冷法降温,技术上是有效的,经济上是合理的。目前,国外在金、铜、煤、钾盐和高硫矿中均有应用,我国也开展了一些试验研究,取得了一定的成果。这里就高温矿井降温的制冷方法、制冷设备、制冷剂与冷媒及制冷降温系统等问题作一简要介绍。一、制冷方法制冷方法很多,按制冷原理可分三类:利用物质在物态变化时吸热制冷、利用气体  相似文献   

14.
针对延长油田CO_2-EOR项目的潜在泄漏问题,根据当地气象环境条件,利用重气扩散模型研究了CO_2泄漏运移特征,并以此为依据,讨论了该工况条件下CO_2泄漏的大气监测方案。结果表明:CO_2喷射泄漏后先上升后下降,并沿着下风向运移;在研究区优势风速2.7 m/s条件下,喷射高度与最大CO_2体积分数点高度随泄漏速度增加而上升;CO_2顺风向运移距离大于侧风向运移距离,且泄漏的地表影响范围随泄漏速度增加呈近似线性增加;泄漏速度3 kg/s时开始出现危险区域,且大于该泄漏速率时,地表危险区面积随泄漏速度增加呈抛物线变化;监测点应位于距离泄漏源下风向50~80 m处,在监测高度0~4 m范围内,CO_2监测半宽相对稳定且较大,约为12 m,当监测高度大于4 m时,监测范围明显减小;考虑到监测点预警功能,认为研究区大气监测需要在潜在泄漏源的西北和正南方向50 m处、高度为0~4 m范围内各设置1个CO_2大气监测点,该监测方案可根据现场最大泄漏量预估值及监测预警要求,适当减小与潜在泄漏源的距离。  相似文献   

15.
为研究煤吸附CO_2在多因素耦合作用下体积的影响因素,采用HCA高压容量法测定不同条件煤样对CO_2吸附量影响,并计算Langmuir体积,分析温度、粒径、含水率3种因素耦合影响煤对CO_2吸附程度,通过Design Expert软件设计Box Behnken试验,构建煤吸附CO_2的Langmuir体积二次回归响应曲面模型。结果表明:吸附量随温度、粒径增加而减小,随含水率升高呈先减小后稳定的趋势;影响因素中温度、粒径、含水率各单因素均为显著影响;多因素作用时影响程度大小依次为:粒径和含水率温度和粒径温度和含水率,温度和粒径、粒径和含水率之间交互作用显著,温度和含水率之间交互作用不显著。  相似文献   

16.
硫粉作为能源物质之一,可同时被氧化亚铁硫杆菌和氧化硫硫杆菌所利用,其投量对生物沥滤效果起决定性作用。为此,保持5g/L黄铁矿粉和10%接种物投量不变,在1~4g/L范围内改变硫粉投量,通过摇瓶试验分析了硫粉投量对生物沥滤疏浚底泥脱水性能的影响及其作用机理。试验得到:当硫粉投量为2g/L时,比阻由2.81×10~(12)mg/kg降至0.92×10~(12)mg/kg,降幅(81.82%)最大,该投量为试验条件下的硫粉最佳投量。此时pH、Fe~(3+)和SO_4~(2-)变化率也达到最大或接近最大,说明底泥脱水性能的改善是生物沥滤产生的氧化、酸化和混凝协同作用的结果。  相似文献   

17.
为研究变质程度对CO_2置换煤中CH_4效应的影响规律,选用了无烟煤、瘦煤和气肥煤3种不同变质程度的煤样,在CH_4吸附平衡压力分别为0.75 MPa和1.3 MPa的条件下,进行了高压注CO_2置换煤中CH_4实验。实验结果表明:初始CH_4吸附平衡压力相同的条件下,CO_2的注气压力越大(即注入量越大),CO_2对CH_4的置换量越大,置换率也越大,同时吸附置吸比也越大;初始CH_4吸附平衡压力越高,注气后达到相同压力下的置换量越小,置换CH_4越困难。煤的变质程度对置换效应的影响规律为,煤的变质程度越高,CO_2对CH_4的置换量越大,但CO_2对CH_4置换率却随之减小,说明低变质程度煤中的CH_4更容易被置换。  相似文献   

18.
对计算潮湿巷道中风流温度和湿度的方法进行改进,提出将饱和空气含湿量与温度的关系拟合为二次曲线计算巷道壁面水分蒸发的方法,编制模拟潮湿巷道中风流与围岩热交换和巷道壁面水分蒸发的计算机程序,解算出风流温度及湿度的变化规律。并将解算结果与将饱和空气含湿量与温度的关系拟合为线形曲线时的解算结果进行分析对比,将饱和空气含湿量和温度之间的关系简单拟合为线性,风流温度的误差在通风时间较短时相对误差较大。随通风距离增长风流温度和相对湿度的误差增加。  相似文献   

19.
采用数值模拟的方法,通过考察不同注水模式、注水速率、注水位置、盐度和孔隙度下CO_2的分布特性和溶解行为,系统地分析了注水对CO_2溶解的影响。结果表明,超临界态CO_2呈倒锥形分布于注入井附近的盐水层顶部,并随时间延长缓慢向外扩展。注水虽不明显改变CO_2的分布,但能促进CO_2的溶解,降低超临界态CO_2的量。增大注水速率、靠近盐水层顶部注水、在注CO_2的过程中同时注水均可有效提高CO_2的溶解率。在一定范围内,CO_2的溶解量随盐水盐度降低而提高,但几乎不随岩石孔隙度变化。研究表明,通过优化注水条件可以显著促进CO_2的溶解封存。  相似文献   

20.
为观察含CH_4煤岩注入CO_2后力学和渗透性能的变化,用自制三轴吸附解吸渗流试验装置开展试验,研究型煤试件内气体种类和注气压力对注CO_2煤岩强度、渗透性和应变等参数变化的影响。试验结果表明:含CH_4煤岩注入CO_2后,单轴压缩应力-应变曲线与未注入CO_2的总体变化趋势相同,但煤岩强度等参数随注气压力的变化而变化。注入等孔隙压CO_2后,含CH_4煤岩的强度和弹性模量均明显上升,但煤岩中CH_4渗透率呈现下降趋势;随着CO_2注入压力的增加,煤样的强度和弹性模量逐渐下降,而CH_4渗透率逐渐增强,注气压力每增加1 MPa,煤岩强度平均下降0.095MPa,CH_4气体渗透率平均增加1 m D。  相似文献   

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