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1980年中国矿业大学周世宁教授等研制成功胶圈粘液封孔器,其结构如图3所示。

它的封孔测压原理是用膨胀着的胶圈封高压粘液,再由高压粘液封高压瓦斯,由压力表测定瓦斯压力。

这种测压方法的要点是在测压过程中要始终保持粘液的压力大于瓦斯压力,从而消除瓦斯向外泄漏,能比较准确的测定瓦斯压力。

为了缩短测压时间,测压时可向孔内注气,以补偿在打钻和封孔过程中释放的瓦斯量,停止注气后数日,压力表就是所测的瓦斯压力。

粘液可采用淀粉或化学糊精调制。

用淀粉调制时,淀粉与水的重量比应视所需粘度而定,淀粉一般为8%左右。

为了增加粘度可略加一点碱。

调制时用100℃的开水冲制淀粉,冷却后加入2%的工业甲醛,以防粘液受微生物分解而粘度变稀。

用化学糊精时,可在封孔前2小时用凉水调制。

无论采用那种粘液,在使用前都要使用塑料纱窗或其他工具将其过滤,以防注液过程中堵塞管路。

封孔及测压操作程序如下:

(1)、当钻孔即将见煤时应停止钻进,通知测压人员,待其到达现场后,恢复钻进,穿透煤层,并清洗钻孔。

排除孔中积水和岩屑。

(2)测压人员要及时组装测压器,尽快封闭测压孔。

封孔器的安装长度视深度而定,一般应尽可能靠近煤层。

前端胶圈距煤层1—1.5m为宜。

装配时在所有胶圈处的内管外壁上抹上黄油,以减少胶圈移动时的摩擦力,为了保证内外管不漏气,在其接口处要缠上适量的生料带。

(3)当封孔器的封孔段送到预定位置时,转动加压手轮,使两组胶圈受压膨胀,当感到胶圈膨胀与孔壁接触紧密后停止加压。

(4)在孔口打上防滑楔,以策安全。

(5)连接注液罐,并将预先准备好的粘液倒入罐中,封闭罐口,检查系统无误后,打开粘液罐上的注气阀门,加以1.0Mpa的压力,将粘液压入钻孔封孔段。

然后关闭阀门,再次向罐中补充粘液,补液后打开阀门加压,并使注液罐中的压力在整个测压过程中始终略高于预计的煤层压力。

(6)安装压力表。

安装时要仔细检查压力表密封垫圈是否合格,为可靠起见,最好也缠绕适量的生料带。

(7)为缩短测压时间,可向测压室内注入适量的气体(CO2或N2)注气压力大致控制在预计的瓦斯压力值左右。

(8)封孔完毕后要用肥皂水检查整个系统接口处有无渗漏现象,若有渗漏要及时处理。

(9)测压孔为下向孔时,封孔完毕后要将孔口盖住,以防掉入孔内杂物,造成测压器回收困难。

(10)在整个测压过程中,每天要观察记录各压力表的数据,并根据情况向测压室补气,若发现有异常情况要及时处理。

(11)如果瓦斯压力连续三天无变化,则可认为这个稳定压力就是煤层瓦斯压力值。

近几年来中国矿业大学又研制成功并生产胶囊粘液封孔器,所不同的是用胶囊代替了胶圈。

由于胶囊的弹性大,与孔壁可以全面紧密接触,密封粘液的性能要优于胶圈,不仅适应于封岩石钻孔,而且也能封较硬煤层中的煤孔煤孔,这两种封孔器都可以回收复用,但复用前,一定要在井上进行耐压检漏试验。

第二章煤层瓦斯含量测定

煤层瓦斯含量测定可分间接测定法和直接测定法两种,间接测定法主要是测定煤层的其他瓦斯参数,通过瓦斯含量与诸参数的关系计算出煤层瓦斯含量。

直接测定法则是通过钻孔采取煤样,用解吸法测定煤样的实际瓦斯含量来确定煤层的瓦斯含量。

解吸法主要用于在勘探钻孔中采取煤芯测定煤层瓦斯含量及瓦斯成分。

中华人民共和国煤炭工业部1984年制定了部颁标准(MT77—84),近几年来,不少地方将此方法引用到井下,通过垂直煤层的岩石钻孔采取煤芯,测定煤层瓦斯份。

(一)采取煤样及瓦斯解吸速度测定

1、遇煤前应通知采样人员到达采样现场,做好采样前的准备工作;

2、钻孔遇煤后,可采用普通岩芯管采取煤芯,但煤芯直径不应小于50mm。

3、当钻煤完了,煤芯提到孔口时,尽快地从煤芯管中取出煤芯,采取中间完整部分,装入罐中密封。

这段时间应控制在2分钟之内。

煤芯中如混合有夹矸及杂物时应与剔除。

煤样不得用水清洗,保存原状装罐,不可压实。

煤样距罐口留10mm的间隙为宜,煤样约400g左右。

4、将煤样罐与HFJ—2型解吸仪连接(见图4)进行现场解吸,一般在现场解吸进行两个小时。

开始观测头一个小时内,第一点间隔2分钟,以后每隔3—5分钟读数一次;

第二个小时内,每隔10—20分钟读数一次。

5、如果解吸过程中,量管体积不足以容纳煤样的解吸瓦斯,可以中途用弹簧夹6将排气管夹紧,通过吸气球2,重新将液面提升至量管零点,然后再打开弹簧夹,继续测定。

6、现场解吸完成后,拔出针头,将取样罐拧紧,泡在水中检查是否有漏气现象,若有渗漏应及时处理。

然后送到实验室进行再次解吸和脱气。

7、在上述采样和解吸过程中除要记录采样时间、采样地点、采样深度外,还要务必记清钻孔遇煤时间,钻进时间,起钻时间,钻具提到孔口时间,煤样装罐时间,开始解吸测定时间,以及解吸测定时的气温,水温和大气压力。

(二)计算采样过程中的损失瓦斯量

1.解吸时间的确定

在地面钻孔取样时,煤芯在提升过程中,当瓦斯压力超过孔内泥浆静水压力时,瓦斯便开始向外释放。

因为煤层瓦斯压力是个未知数,所以不能精确判定瓦斯开始释放的时间。

美国的方法是假定煤芯提到钻孔一半处开始释放瓦斯,根据这个假定得出的测定结果,经过与间接方法对比,两种方法得到的结果是接近的,证明这样的假定是可以在工业上应用的,我国在地勘过程中取样目前仍沿用这个假定。

煤样装罐前解吸瓦斯时间时煤样在钻孔内解吸时间t1与其在地面空气中解吸时间t2之和,即:

t0=t1+t2(2—1)

式中:

t1——通过地面钻孔采样时,取整个提钻时间的二分之一;

通过井下岩巷采样时,取煤样从揭露至提升到孔口时间,(分)

t2——煤样提到孔口至装罐密封时间(分)

煤样总的解吸瓦斯时间T0是装罐前的解吸时间t0与装罐后解吸瓦斯时间t之和,即

T0=t0+t(2—1)

2、瓦斯损失量计算

计算之前要首先将瓦斯解吸观测中得出的每次量管读数按(2—4)式换算为标准条件下的体积,瓦斯损失量可用图解法或数学解析法求得。

图解法是以煤总解吸时间的平方根(

)为横坐标,以瓦斯解吸量(V0)为纵坐标,将全部测点[V0,

]绘制在坐标纸上,将测点的直线关系延长与纵坐标轴相交,直线在纵坐标上的截距即为所求的瓦斯损失量。

见图5。

图5

解吸法是根据煤样在解吸瓦斯初期,解吸瓦斯量V0与T=

呈现直线关系而求出瓦斯损失量的,即

V0=a+b

=a+bT        (2—3)

a,b为特定常数。

当=0时,V0=a,a为直线与纵坐标的截距,也就是所要求算的损失瓦斯量。

求算a,b时,可采用平均值法,即将大致呈直线关系的各测点。

对应值(V0,T)代入上式中,这样可以得出几个方程,然后把这些方程分成两组,每一组对应项相加,合并后得到两个方程,这两个方程联立求解可得出a,b值。

a,b值也可以采用最小乘二法进行求得。

(三)残余瓦斯含量测定

煤样送到实验室之后,要经过两个步骤来测定煤样的残余瓦斯含量。

即打开密封罐之前进行的真空加热脱气,及煤样粉碎后的真空加热脱气,加热温度为95℃。

煤样脱气是利用FH—4型脱气仪进行的。

见图6。

仪器包括两大部分,及脱气部分和储气部分,储气瓶的有效容积2120毫升,足以满足本试验一般脱气的需要。

第一阶段脱气一般需要5—6小时,脱气完了要计量,并为h(mm)条件下量筒内气体体积读数(ml);

B——大气压力(mmHg);

Lw——量管内水温(℃);

Hw——量管内液面距下部基准水面的高度(mm);

W——在t下饱和水蒸气压力(mmHg);

2、两次脱气中抽出的气体换算为标准条件下的体积。

V′0=

+(B-

-W′)V′(2—5)

式中:

V0——换算为标准条件下气体体积(ml);

V′——在室温tn′大气压力B条件下储气瓶内气体体积读数(ml);

t0——气压表的温度(℃);

W′——在室温下量管内饱和食盐水的饱和蒸汽压力。

(mmHg)。

3、通过气体分析,已知混合瓦斯中某种气体组分的体积百分浓度之后,安下式计算体积:

VX=

          (2—6)

VX——换算为标准状态下混合瓦斯中某种组分的体积(ml);

Ax——混合瓦斯中某种组分的浓度(%);

4、煤中可燃物质重量近似计算

Gr=G

(2—7)

Gr——煤样中可燃物质重量(g);

G——煤样重量;

(g);

Af、Wf——煤中灰、水分含量(%)。

5、煤的瓦斯含量计算

首先按下式分别计算试验各阶段(现场解吸瓦斯含量,损失瓦斯量,粉碎前脱气量,粉碎后脱气量)的瓦斯含量。

  Xi=

           (2—8)

  式中:

Xi、Vi——分别为某种气体组分的含量(ml/g)和体积(ml),然后将(2—8)式计算所得各段的瓦斯含量相加,即得总的瓦斯含量(x)

X=X1+X2+X3+X4(2—9)

X1、X2、X3、X4为某种气体成份各试验阶段(现场解吸瓦斯含量,损失瓦斯量,粉碎前脱气量,粉碎后脱气量)的瓦斯含量(ml/g可燃质或m3/t可燃质)。

第三章瓦斯含量系数测定

(一)测定原理

瓦斯含量测试表明,煤层瓦斯含量与瓦斯压力之间,大致存在着抛物线关系:

    X=a

(3—1)

   X——煤层瓦斯含量   (m3/m3);

   a——瓦斯含量系数  m3/(m3.Mpa0.5);

   P——煤层瓦斯压力   Mpa;

按(3—1)式计算的误差一般小于10%,但瓦斯压力小于0.2Mpa时误差较大。

(二)测定方法

(1)在工作面新暴露煤壁上,用电钻钻取1m处的煤屑,选取粒度在0.18—0.2mm煤样,装满测定罐(罐体积约130—140ml,可装煤屑60—80g)并密封。

(2)为避免罐内残留空气对煤屑的氧化,应先用瓦斯清洗,即向测定罐注气和排气,往复2—3次。

(3)用高压气瓶内的高浓度瓦斯(与煤层内的瓦斯浓度相等)充入测定罐,压力达到2Mpa以上时,关闭罐上阀门。

(4)在衡温水槽内保持测定罐处于煤层温度,衡温8小时后,记录罐内瓦斯压力P1。

(5)慢慢打开罐体阀门,放出部分瓦斯,并用水准瓶和集气瓶测定放出的瓦斯量Q1-2,见图7。

(6)放气后将测定罐再放入衡温水槽内8小时,然后记录稳定的瓦斯压力P2。

为使测定值具有代表性,可重复上述过程,多次排放,直至罐内压力降至0.2Mpa左右。

(7)按下式计算瓦斯含量系数,并取平均值

  a=

a——瓦斯含量系数     m3/(m3.Mpa0.5);

    G——测定罐内煤样重量   g;

    γ——煤的容重g/ml;

P1、P2——测定罐排放瓦斯前、后稳定的瓦斯压力,Mpa;

    Q1-2——瓦斯压力由P1降至P2排出的瓦斯量,ml;

    V——测定罐的容积,ml;

    Pa——大气压力  Mpa。

第四章煤层透气性系数的测定与计算

煤层透气性系数是煤层瓦斯流动难易程度的标志,测定煤层瓦斯透气性系数与测定瓦斯压力、流量一样,都是很重要的。

在井下直接测定煤层透气性系数的方法中以中国矿院大学法较为简便,介绍如下:

(一)计算公式

径向不稳定流动的计算公式如表4—1

流量

准数

Y

时间

系数

a

指数

b

煤层透气性系数

λ

常数

A

B

10-2~1

1~10

10~102

102~103

103~105

105~107

1

0.93

0.588

0.512

0.344

-0.38

-0.28

-0.20

-0.12

-0.10

-0.065

表中Y——流量准数,无因次;

F0——时间准数,无因次;

a、b——系数与指数,无因次;

P0——煤层原始的绝对瓦斯压力,(表压力加0.1MPa)

P1——钻孔内排放瓦斯时的瓦斯压力,一般为0.1MPa(通大气时);

γ——钻孔半径,m;

λ——煤层透气性系数,m2/MPa2.d);

q——在排放瓦斯时间为t时的钻孔煤壁单位面积瓦斯流量,m3/m2.d,可由下式确定;

q=Q/2πP1L;

Q——在时间t时的钻孔总流量,m3/d;

L——煤孔长度,一般等于煤层厚度,m;

t——从开始排放瓦斯到测量瓦斯流量q时的时间间隔,d;

a——煤层瓦斯含量系数,m3/(m3.MPa0。

5);

(二)测定与计算步骤

1)从岩巷向煤层打钻孔,孔径不限,钻孔与煤层的夹角尽量接近90о。

记录钻孔的方位角、仰角和钻孔在煤层中的长度。

记录钻孔见煤和打完煤层的时间(年、月、日、时、分),取这两个时间的平均值作为钻孔开始排放瓦斯时间的起点。

终孔后应清除空内的煤屑。

2)封孔。

要求封孔严密不漏气,岩孔封孔长度≮3m,以便测得煤层的真实瓦斯压力值。

测压导管直径不应过小,可使用内径大于10mm的钢管。

上压力表之前要测定钻孔瓦斯流量,并记录流量与测定流量的时间(年、月、日、时、分)。

3)压力表指示出煤层的真实煤层瓦斯压力或稳定值后,即可进行煤层透气性系数的测定。

4)卸下压力表排放瓦斯,测定钻孔瓦斯流量,在测定时要记录时间(年、月、日、时、分)即卸表大量排放瓦斯时间与每次测定瓦斯流量的时间,两者的时间差即为时间准数中的值。

为了安全卸表与排气,可使用带有排气孔的压力表接头,(图8),测压时压力表丝扣将排气孔堵死防漏而在卸表排气时由于压力表丝扣逐渐退出压力表接头,使测压导气管与排气孔沟通而控制排气量。

对于风量不大的测压巷道,卸表时有大量瓦斯排放出来,会造成巷道瓦斯浓度超限,为了安全起见,可在压力表接头的排气孔上焊一段小管,用胶管将排出的瓦斯引入瓦斯管路或回风巷中。

测量流量的仪表,当流量大时可用小型孔板流量计或浮子流量计;

而流量小时可用0.5m3/h的湿式气体流量计(煤气表)。

封孔后上表前测的流量也可用来计算透气性系数。

5)计算透气性系数时,因表4—1中的公式较多,究竟用哪个公式进行计算?

可采用试算法,即先用其中任何一个公式计算出λ值,再将这个λ值带入F0=Bλ中校验F0值是否在原选用的公式范围内,结果正确;

如果不在所选公式范围,则根据算出的F0值,选其所在范围的公式进行计算。

一般t<

1d时先用F0=1~10之公式;

t>

10d,可选用F0=102>

103公式进行试算。

例题1974年为考察天府局磨心坡矿开采远距离上解放层2号层对突出危险煤层9号层的解放效果,测定了解放层开采对9号层的透气性影响,情况如下:

平均厚度为3.5m,参间距75-80m,中间夹有16m坚硬石灰岩,煤层倾角60-65o,在2号层开采时,分别测定了9号层常压带、应力集中带和卸压带的透气性系数。

其结果如表:

4-2

表4-2

例如214钻孔。

Po=4MPaa=13.27m3/(m3MPa0.5)γ=5×

102m,1974年9月18日12时钻孔穿9号煤层,10月29日12时测钻孔流量Q=3.53m3/d,由于排放瓦斯时间长,钻孔煤孔长度取煤原3.5m。

算得q=3.21m3/(m2·

d)t=41dP1=0.1MPa。

A=

=0.01

B=

=3.95478×

104

由于时间较长,选用F0=103~105公式λ=2.1A1.11B1/9

λ=2.1×

0.011.11(3.95478×

104)1/9=0.041m2/(MPa·

d),

代入校检公式F0=Bλ=3.95478×

104×

0.041=1622,F0在103~105内,公式适用,结果正确。

(三)测定中的注意事项

(1)测定透气性系数的钻孔要注意喷过煤粉现象,如有的话,应记录喷煤的数量,以便折合计算钻孔孔径。

值得引起注意的是喷煤粉后的钻孔壁附近煤体已经卸压变形,因而在排放瓦斯时间短时,即求得的煤层透气性系数偏大,所以在测定时应使排瓦斯较长,使流动场扩大,以减少孔壁卸压区的影响。

但是,在解放层开采后,因煤层已普遍卸压,喷孔对钻孔透气性系数的影响则相对来说已减小。

(2)测定流量的时间:

在瓦斯压力为真实压力时,排瓦斯在一日以上较好,在压力低于真实压力时,以排瓦斯时间在一小时内到几小时为好。

如测定前对压力的真实程度缺乏了解,此时可以在不同的时间多测几个流量值,这样可以分析压力的真实性和距钻孔不同距离煤层透气性系数的变化规律。

在煤层透气性系数比较大,测定流量时间校长时,钻孔长度可以取煤层厚度;

在透气性系数小.而测定流量时间亦校短时,钻孔长度可取钻孔见煤长度。

(3)瓦斯压力和流量的测定必须尽量准确。

如瓦斯压力测定值偏低,则测出的透气性系数将随时间的增长而偏大。

测定流量时,气体的压力和温度与760毫米水银柱、煤层温度ToC相差校大时,可给予校正。

在一般情况下,因气状态态引起的误差不大,可不加校正。

(4)如测压管径太小.仅几个毫米,测定卸压煤层透气性系数时,因流量小管道压力损失大,钻孔内瓦斯大于1个大气压,而且随流量而变化,这对测定透气性系数是有影响的,但可以选用流量比较稳定时的数值进行计算。

考虑到瓦斯在测压管内呈紊流状态流动,而且损失常达几个大气压,故用下式求得钻孔瓦斯压力:

P=

(4-1)

PH――测压管排端的大气压力at;

S1――0oC与760毫米汞柱时,瓦斯的比重(与空气相比)等于0.554;

L――测压管的长度m;

T――瓦斯的绝对温度,oC;

T=273+toK

t――摄氏温度,oC;

Q――0oC与760毫米水柱时,每小时沿测压管流动的瓦斯量,m3/h;

d――测管的内径,cm;

例:

某矿井+420m水平北一石门的测压孔1#,测压管长L=6m,测量时瓦斯温度t=20oC,即T=273+20=293,管内直径d=0.6m,1978年8月1日10时10分卸下压力表,11时55分测得钻孔瓦斯流量Q0=0.273m3/分=16.4m3/时,测压管排气端接入抽放管路,抽放负压-115mmHg,即:

=-0.15(at)巷道大气压力为1at,

则PH=1-0.15=0.85(at),S1=0.554

因此,11时55分钻孔内的瓦斯压力为:

P=

at

(5)如果测得卸压后的煤层透气性系数,最好在测定钻孔20m范围内无抽放钻孔,否则,测定的透气性系数有误差。

(6)封孔测压安压力表之前,所测定的瓦斯流量Q0、t0,在已知煤层透气性系数时,可反求煤层的原始瓦斯压力P0。

但已知的透气性系数的排放瓦斯时间t应和t0相近。

总之,这种策算煤层透气性系数的方法,井下的测定工作较为简单,室内的计算工作稍复杂,但只要实践几次,是能够掌握的。

4、煤层的可抽放性分类,煤层透气性系数是衡量煤层可抽放性的重要参数,具体见表4-3

表4-3

指标

分类

钻孔百米流量衰减系数(d-1)

煤层的透气性系数(m2/MPad)

容易抽放

<0.005

>10

勉强抽放

0.005~0.05

10~0.1

难以抽放

>0.05

<0.

第五章煤的坚固性系数测定

煤的坚固性用坚固性系数的大小来表达。

其测定方法较多,这里介绍常用的落锤破碎测定法,简称落锤法。

这个测定方法是建立在脆性材料破碎遵循面积力能说的基础上。

这个学说是雷延智在1867年提出来的,他认为“破碎所消耗的功(A)与破碎物料所增加的表面积(ΔS)的n次方成正比”即

  A∝(ΔS)n

最近试验表明,n一般为1

以单位重量物料所增加的表面积而论,则表面积与粒子的直径D成反比:

  S=∝

=

(5—1)

设Dq与Dh分别表示物料破碎前后的平均尺寸,则面积就可以用下式表示:

  A=K

          (5—2)

K——比例常数,与物料的强度(坚固性)有关。

(5—2)式可以写为:

  K=

              (5—3)

  式中:

i=Dq/Dh,i称为破碎比,i>1。

从(5—2)式可知,当破碎功A与破碎前的物料平均直径为一定值时,与物料坚固性有关的常数K与破碎比有关,即破碎比i越大,K值越小,反之亦然。

这样,物料的坚固性可以用破碎比来表达。

(二)测定方法与步骤

在现场采下煤样,从中选取块度为10—15mm的小煤块分成5份,每份重40g,各放在测筒内进行落锤破碎试验,测筒包括落锤(重2.4kg),圆筒及捣臼组成。

测料及量具如图9所示。

测定时,将各份煤样依次倒入圆筒8及捣臼9内,落锤自距臼底600mm高度自由下落,撞击煤样,每份试样落锤1—5次,可由煤的坚固程度决定。

5份煤样全部捣碎后,倒入0.5mm筛孔的筛子内,小于0.5mm的筛下物倒入直径23mm的量筒内,测定粉末的高度h,试样的坚固性系数按下式求得

f10-15=20n/h(5—4)

f10-15――煤样粒度10-15mm的坚固性系数测定值;

 n――落锤撞击次数, 次;

 h――量筒测定粉末的高度, mm。

如果煤软,所取得煤样粒度得不到10-15mm时,可采取粒度1~3mm煤样进行测定,并按下式进行换算:

当f1-3>0.25时 f10-15=1.57f1-3-0.14   (5—5)

当f1-3≤

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