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针对保德煤矿掘进过程中产生高浓度粉尘的难题,采用大直径钻孔煤层注水和掘锚机喷雾块改造、高压外喷雾降尘技术、湿式钻进技术等相结合的降尘技术,同时结合可伸缩式全断面捕尘喷雾装置和高效清除二次扬尘技术工艺,建立一套掘进工作面综合降尘技术及工艺,实现掘进工作面低尘化生产。应用结果表明,保德煤矿81310胶带运输巷、81311回风巷及联络巷掘进工作面注水后煤层含水率平均增加了3.82%,总粉尘平均降尘率达98.72%,呼吸性粉尘平均降尘率达97.36%,有效改善了工作面的粉尘污染状况,为矿井安全高效生产提供了有利条件。 相似文献
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亿隆煤业1#煤层粉尘具有爆炸性,严重威胁着工作面安全高效生产和井下工人的安全,因此设计在该矿的1-101应用煤层注水降尘技术,通过理论分析对顺层瓦斯抽采钻孔的布置方式进行优化,数值模拟研究确定煤层注水的湿润半径为5m,确定顺层钻孔合理布置间距为7m,煤层注水前后进行煤体含水率和粉尘浓度的监测,结果表明,注水钻孔0~4m范围内的煤体含水率提高在1%以上,注水前后,1-101回风巷内总粉尘浓度降低率达到70%以上,呼吸性粉尘浓度降低率达65%以上,取得了显著的降尘效果。 相似文献
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粉尘作为煤矿五大灾害之一,严重危害着煤矿工人的生命安全。为了解决倾斜三软煤层开采所导致的粉尘污染,特别是呼吸性粉尘污染问题,提出了长孔低压注水降尘方案,研究了煤层注水降尘机理,分析了煤层长孔低压注水技术实施装备、工艺以及降尘效果。泉店煤矿14010工作面工程实践表明:倾斜三软煤层实施长孔低压注水技术后,煤层平均含水率提高了9倍,综采工作面司机位置降尘效率达64.0%,呼吸性粉尘降尘效率为22.44%;综采工作面机组下风侧10~15 m处降尘效率达60.86%,呼吸性粉尘降尘效率达52.02%.该技术研究为煤矿工人的生命提供了安全保障。 相似文献
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为优化水峪煤业61135工作面的作业环境,降低工作面回采作业时的粉尘含量,根据煤层注水降尘机理,采用COMSOL数值分析软件对不同注水压力下的煤层湿润半径进行分析,确定注水压力为8 MPa,并结合工作面的具体特征,对注水钻孔、注水参数及注水工艺进行设计。现场应用结果表明:采用煤层注水技术后,工作面割煤期间回风巷口的呼吸性粉尘浓度和非呼吸性粉尘浓度分别下降了45.4%和50%,总体粉尘浓度下降了48.2%,注水降尘效果较显著。 相似文献
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为有效降低厚煤层综放面的粉尘浓度,提出了煤层注水降尘技术,从根源上控制粉尘的产生;本文通过分析煤层注水的降尘机理,结合同忻矿8104综采工作面的实际情况,采取静压加动压长钻孔多方位多层次立体注水的方法,解决了厚煤层注水效果不佳的难题,对比分析煤层注水前后煤体含水率及工作面粉尘浓度,取得了良好的降尘效果。 相似文献
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为了降低九里山矿综采工作面煤尘质量浓度和瓦斯涌出量,根据九里山矿煤层特性,结合16051工作面的现场实际情况,在充分利用瓦斯抽采钻孔的基础上,探索出回风巷长孔低压渗透注水工艺,结合工作面短孔中压注水工艺,建立中、低压综合注水模式,并进行了分区域对比试验,考察了各区域的煤层含水率、煤尘质量浓度和瓦斯浓度。现场应用效果表明:中、低压综合注水效果较好,煤层含水率提高了2.94倍,煤尘质量浓度降低了80%以上,工作面瓦斯均匀释放,回风巷瓦斯浓度下降了30%以上,达到了较好的注水效果。 相似文献
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为降低综放工作面煤尘浓度及控制煤壁片帮,针对白坪煤矿三软煤层情况,对工作面煤层进行了深孔注水防尘与注浆加固煤壁。首先采用ZDY-3200钻机施工60~80 m深的注水孔;然后在注水孔周围6 m内使用ZBQ-6/2.5型钻机施工深9 m、间距0.6~1.2 m、排距0.8~1.0 m的煤壁注浆孔;选用MRB125/31.5型注水泵用12~14 MPa压力对煤层注水压裂,再用5~8 MPa压力反复间歇式注水。现场应用效果表明,采用该技术能够使煤层水分由4%增至5%~6%,回风巷煤尘平均质量浓度269 mg/m3降至108 mg/m3;工作面煤壁片帮范围由占煤壁总长的50%~70%减少到10%~30%,有效地解决了煤壁片帮问题。 相似文献
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针对矿井综掘工作面粉尘产出量大的问题,本文通过对煤层注水降尘机理的研究,并结合晋华宫矿8109综掘工作面的地质概况,设计了煤层注水方案,研究了不同掘进深度时各个测点的粉尘浓度,得到了煤层含水量随着钻孔深度的变化规律,确定了最佳的注水位置.监测结果表明:对煤层注水后,工作面的呼吸性粉尘和全尘的浓度得到有效控制. 相似文献
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Coal dust is a primary contributor to underground coal-mining disasters and is also a major factor in adversely affecting the occupational health of mine workers. Pre-wetting the coal seam with water injection is widely considered as one of the effective means of mitigating coal dust generation during mining. Injecting water through inseam long boreholes parallel to the working face is a commonly used technique. However, for most fully-mechanised top-coal caving working faces, inseam gas drainage boreholes are drilled to extract gas from the gassy seam prior to mining. Therefore, there is neither enough time nor space at the working site for an elaborated water injection process. Based on the mining conditions at Panel 9801 of the Yangquan coalfield, this study designed a water injection system through the inseam gas drainage boreholes to control dust arising from the longwall face. Under the influence of abutment pressure, water injection through a set of inseam gas drainage boreholes was experimentally investigated to offset the conflict between water injection and gas drainage in terms of the time and space availability. The relations between the amount of injected water, the injection rate, the seam moisture content and the coal dust level at the working space were investigated. The effect of water injection for dust control at different distances ahead of working face was assessed. With the change of abutment pressure, the effect of water injection to inseam gas drainage and gas emission at working face was revealed and a space-time balance between gas drainage and dust control by water injection was established. The results indicate that under the influence of abutment pressure, water injection through inseam gas drainage boreholes wetted the seam and decreased the dust level at the working face. Water injection only has marginal influence on inseam borehole drainage and has a negligible impact on the gas level produced at the working face. Under the influence of abutment pressure, the optimum area for water injection through the inseam boreholes was the primary fracture opening zone and the secondary fracture development zone. 相似文献
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针对采煤工作面深孔注水渗流理论方面仍存在不足,在分析了工作面应力分布状态及其对煤层注水特性影响的基础上,基于渗流力学理论对煤层注水非线性渗流方程进行简化与求解,通过分析其解的特性研究了注水压头、渗流速度、注水流量等的时空演化规律,并通过工作面注水实例对本文所得理论进行了验证。研究结果表明:深孔注水区域内的煤体处于卸载破坏区,该区域内的注水过程属于渗流层流,沿钻孔径向方向上的水力压头具有余误差函数特性,其渗流边界的扩展速度及钻孔注水流量均随时间逐渐减小;而沿钻孔深度方向上,随着煤体的渗透率的逐渐降低,钻孔周边的渗流速度逐渐减小,煤体的润湿程度也逐渐降低。 相似文献
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鉴于在坚硬顶板煤层放顶煤过程中出现的顶煤冒落不能控制,煤尘大,可放性差,造成顶煤回采率低的问题,为提高顶煤的冒放性及控制煤层自燃,陕西长武亭南煤矿在111工作面回风平巷交替布置预裂爆破孔和控制孔,采用深孔控制预裂爆破结合动压注水的方法,实现工作面回采率提高8.5%,粉尘质量浓度由12.7 mg/m3降到8.9 mg/m3,并通过在控制孔注阻燃剂使原煤发热量降低470 cal/g,含水量增加2.56%,延缓了煤层的自热过程,改善了工作面的作业环境,实现易自燃高尘厚煤层综放面的安全开采。 相似文献
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针对依兰三矿极复杂地质条件下近距离突出煤层群开采时面临的瓦斯突出和回采工作面瓦斯超限、自然发火等问题,从保护层开采影响范围、开采后的残余瓦斯压力、回采面瓦斯涌出量、煤层自然发火角度分析了各煤层开采顺序,确定了首采面布置在上1煤层,从上至下依次开采较为合理。回采前确定采用千米定向钻机预抽中煤层巷道区域瓦斯+中煤层穿层钻孔预抽上1煤层条带瓦斯的区域消突方法;回采期间工作面采用高位钻孔+顺层钻孔的瓦斯治理方法,从而实现卸压抽采、条带消突预抽、实施防灭火工程等。采用以上瓦斯治理方法能够有效解决工作面瓦斯超限,达到了区域消突的目的,千米钻机长钻孔钻孔抽放浓度维持在80%以上,回风流瓦斯体积分数基本稳定在0.4%以下。 相似文献
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以千米深井朱集西矿11-2煤层11501工作面为工程背景,进行了应力主导型突出精准防控技术应用研究,测试了煤层及其顶板厚硬岩层瓦斯力学参数,评价了煤层突出危险性及煤岩层冲击倾向性,分析了11501工作面回采动力灾害属性,研究了动力危险区划分方法并进行了区域预测,制定了针对高应力危险的大直径钻孔、顶板深孔预裂爆破、煤层注水区域卸压措施及顺层钻孔预抽区域防突措施,配套了工作面回采邻近层瓦斯涌出治理技术,考察了动力危险防控及瓦斯治理效果。结果表明:回采期间局部预测最大钻屑量为3.9 kg/m、最大残余瓦斯含量为5.14 m^3/t、回风流瓦斯浓度维持在0.45%以下,未出现预测指标超标及瓦斯超限事故,实现了应力主导型突出动力灾害分区、分级的精准防控。 相似文献
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为了确定隆德煤矿浅埋深1-1煤与2-2煤协调开采合理安全间距,采用CT探测技术及钻孔应力监测系统两种测试方法开展了上下煤层同采应力实测研究。研究得出:CT探测确定了2-2煤层大采高工作面超前采动应力范围最大为59.5m,1-1煤工作面顶板在采空区后方47.5m开始垮落,并影响下方2-2煤工作面应力分布|钻孔应力计实测确定了2-2煤层工作面超前应力影响距离最大50.7m,应力峰值超前于工作面6m,应力集中系数1.23,而2-2煤层工作面不受间隔煤柱宽度20m的相邻工作面以及间隔顶板岩层厚度54m的上覆1-1煤回采影响|采用了3种方法综合确定了隆德煤矿上下煤层协调同采合理滞后距离为138.4m。数值模拟研究表明,安全间距50m以内拉应力贯穿整个层间距,从而验证了隆德煤矿上下煤层协调开采安全间距138.4m的安全性。 相似文献