瓦斯抽采量计算表
穿层瓦斯抽放钻孔参数计算表
钻杆 有效 长度 m/根
基孔 方位
角 °
煤层 倾角 °
巷道 距煤 层底 板法 向距
0.76 ##### 30 10.5
0.76 ##### 30 10.5
0.76 ##### 30 10.5
0.76 ##### 30 10.5
0.76 ##### 30 10.5
0.76 ##### 30 10.5
0.76 ##### 30 10.5
孔底至 中线横 向水平 距离m
基孔孔 口距底 板高度
m
孔口 后退 长度
m
20.0 0.0 1.2
16.0 0.0 1.2
12.0 0.0 1.2
8.0 0.0 1.2
4.0 0.0 1.2
0.0 0.0 1.2
-4.0 0.0 1.2
-8.0 0.0 1.2
-12.0 0.0 1.2
-16.0 0.0 1.2 5.0
4 0.0 1.6 30.2
左用-表 6.8 0.0 ##### 40 示；孔
5 0.0 1.4 26.6
3.9 0.0 ##### 35 口位置 在中线
6 0.0 1.2 23.1 0.0 0.0 ##### 30 右边用+
7 0.0 1
表示， 19.7 -5.2 0.0 ##### 26 在中线
泵站瓦斯抽放量计算公式
泵站瓦斯抽放量计算牌板计算公式：Q=Kb√ΔnδPδT式中：Q—流量、m³/minK—孔板系数b—瓦斯浓度校正系数Δn—孔板压差、mmH2O.(1mmHg=13.6 mmH2O) δP—气压校正系数δT—温度校正系数版权申明本文部分内容，包括文字、图片、以及设计等在网上搜集整理.版权为个人所有This article includes some parts, including text, pictures, and design. Copyright is personal ownership.用户可将本文地内容或服务用于个人学习、研究或欣赏，以及其他非商业性或非盈利性用途，但同时应遵守著作权法及其他相关法律地规定，不得侵犯本网站及相关权利人地合法权利.除此以外，将本文任何内容或服务用于其他用途时，须征得本人及相关权利人地书面许可，并支付报酬.Users may use the contents or services of this article for personal study, research or appreciation, and other non-commercial or non-profit purposes, but at the same time, they shall abide by the provisions of copyright law and other relevant laws, and shall not infringe upon the legitimate rights of this website and its relevant obligees. In addition, when any content or service of this article is used for other purposes, written permission and remuneration shall be obtained from the person concerned and the relevant obligee.转载或引用本文内容必须是以新闻性或资料性公共免费信息为使用目地地合理、善意引用，不得对本文内容原意进行曲解、修改，并自负版权等法律责任.Reproduction or quotation of the content of this article must be reasonable and good-faith citation for the use of news or informative public free information. It shall not misinterpret or modify the original intention of the content of this article, and shall bear legal liability such as copyright.。
矿井瓦斯抽采系统计算及设备选型
矿井瓦斯抽采系统计算及设备选型第一节抽采管路系统的选择及计算一、管路敷设及安装的要求1、抽采管路通过的巷道曲线段少、距离短。
地面埋设的无缝钢管瓦斯管道必须进行防腐处理；采用矿用聚乙烯塑料管作抽采管的必须要与其它管道有明显的区别标志。
2、抽采管路设于主要运输巷内，在人行道侧其架设高度不应小于1.8m，并固定在巷道壁上，与巷道壁的距离应满足检修要求；抽采瓦斯管件的外缘距巷道壁不宜小于0.1m。
3、主管、干管、支管及其与钻场连接处应装设瓦斯计量装置。
4、抽采钻场、门框架、低洼、温度突变处及沿管路适当距离（间距一般为200m～300m，最大不超过500m），应设置放水器。
5、在抽采管路的适当部位应设置除渣装置和测压装置。
6、抽采管路分岔处应设置控制阀门，阀门规格应与安装地点的管径相匹配。
7、主管上的阀门应设置在井下主要分区点，确保每点进行撤安管路时，不影响其它区域的正常抽采，并便于人员操作。
8、抽采管路应根据巷道保持一定的坡度，一般不小于3‰的流水坡度。
9、凡遇跨越巷道时，抽采管路安装设置门框架，门框架设置要求以不影响行车，行人为准。
10、管路要托挂或垫起，吊挂要平直，拐弯处设弯头，不拐急弯。
管子的接头接口要拧紧，用法兰盘连接的管子必须加垫圈，做到不漏气、不漏水。
11、在倾斜和水平巷道中安设管路时，必须先安管子托架，管托架间距不大于10m，要接好一节运一节，并把接好的管子用卡子或8～10号铁丝卡在或绑在预先打好的管子托架上。
12、在有电缆的巷道内铺设管路时，应铺设在电缆的另一侧，严禁瓦斯管路与电缆同侧吊挂。
13、新安装或更换的管路要进行漏气和漏水实验，凡漏气和漏水的不能使用。
拆除或更换瓦斯管路时，必须把计划拆除的管路与在使用的管路用闸阀或闸门隔开，瓦斯管路内的瓦斯排除后方可动工拆除。
14、地面敷设管路及附属设施除符合井下管路的有关要求外，尚需符合下列要求：⑴冬季寒冷时应采取防冻措施；⑵瓦斯管路不宜沿车辆来往繁忙的主要交通干线敷设；⑶瓦斯管路不充许与自来水管、暖气管、下水道管、动力电缆、照明电缆和电话线缆等敷设于一个地沟内；⑷在空旷的地带敷设瓦斯管路时，应考虑未来的发展规划和建筑物的布置情况；⑸瓦斯主管距建筑物的距离大于5m，距动力电缆大于1m，距水管和排水沟大于1.5m，距铁路大于4m，距木电线杆大于2m；⑹瓦斯管路与其它建筑物相交时，其垂直距离大于0.15m，与动力电缆、照明电缆和电话线大于0.5m，且距相交构筑物2m范围内，管路不准有接头。
瓦斯抽采
3.4 瓦斯抽采3.4.1 瓦斯储量 1、瓦斯储量计算范围矿井可采煤层及受采动影响的围岩。
2、瓦斯储量矿井瓦斯储量按下式计算：321w w w w ++=式中：W —矿井地质资源/储量，Mm 3; W 1—矿井可采煤层瓦斯储量，M m 3;∑=⨯=ni iiw Aw 1111式中：A 1i —矿井i 可采煤层的地质储量, M t; W 1i —矿井i 可采煤层的瓦斯含量, m 3 /t ；W 2—受采动影响后能够向开采空间排放的各不可采煤层的瓦斯储量，M m 3;∑=⨯=ni iiw Aw 1222式中：A 2i —受采动影响后能够向开采空间排放的i 不可采煤层的地质储量，M m 3; W 2i —受采动影响后能够向开采空间排放的i 不可采煤层的瓦斯储量， m 3/t; 因为地质报告没有提供不可采煤层的地质储量，因此受采动影响后能够向开采空间排放的各不可采煤层的瓦斯储量按可采煤层瓦斯储量10%计算。
W 3--受采动影响后能够向开采空间排放的岩层瓦斯储量，M m 3;)(213w w k w +=k —围岩瓦斯储量系数，一般取K=0.05—0.20,取K=0.1。
个煤层采用两个采区瓦斯含量的平均值计算矿井瓦斯储量和可抽采量。
经计算矿井区域内地质瓦斯储量为301.85Mm 3，计算结果见表3-4-1。
表3-4-1 矿井地质瓦斯储量计算表煤层 可采煤层 瓦斯含量(m 3/t) 可采煤层地质储量(万吨) 可采煤层地质储量(Mm 3) 不可采煤层 的瓦斯储量 (Mm 3) 受采动影响能向开采空间 排放的岩层瓦斯储量 (Mm 3) 矿井地质储量(Mm 3)3 12.29 192 23.64 12.8 171 21.89 912.75 167 21.3 10 13.05 276 36.02 12 15.01 230 34.52 17 15.34 306 46.94 18 15.42 263 40.55 19 15.5 159 24.64 总计249.4624.9527.44301.853、可抽放量 （1）瓦斯抽放率根据本章叙述，矿井瓦斯抽放率为61%。
瓦斯抽采日报表样表(1)
金沙县煤安局新化分局 煤矿瓦斯抽采及瓦斯检查日报表金沙县煤安局新化分局 煤矿瓦斯抽采及瓦斯检查日报表金沙县煤安局新化分局 煤矿瓦斯抽采及瓦斯检查日报表141706.06金沙县煤安局新化分局 煤矿瓦斯抽采及瓦斯检查日报表井，填写总的瓦斯抽采纯量；3、对于未安装高负压抽放或低负压抽放的以及安装了未正常使用，数据填写为“0”，并在金沙县煤安局新化分局 煤矿瓦斯抽采及瓦斯检查日报表金沙县煤安局新化分局 煤矿瓦斯抽采及瓦斯检查日报表金沙县煤安局新化分局 煤矿瓦斯抽采及瓦斯检查日报表金沙县煤安局新化分局 煤矿瓦斯抽采及瓦斯检查日报表金沙县煤安局新化分局 煤矿瓦斯抽采及瓦斯检查日报表填报人：林华煤矿填报时间：2014年 6 月 3金沙县煤安局新化分局 煤矿瓦斯抽采及瓦斯检查日报表金沙县煤安局新化分局 煤矿瓦斯抽采及瓦斯检查日报表金沙县煤安局新化分局 煤矿瓦斯抽采及瓦斯检查日报表金沙县煤安局新化分局 煤矿瓦斯抽采及瓦斯检查日报表金沙县煤安局新化分局 煤矿瓦斯抽采及瓦斯检查日报表金沙县煤安局新化分局 煤矿瓦斯抽采及瓦斯检查日报表金沙县煤安局新化分局 煤矿瓦斯抽采及瓦斯检查日报表金沙县煤安局新化分局 煤矿瓦斯抽采及瓦斯检查日报表金沙县煤安局新化分局 煤矿瓦斯抽采及瓦斯检查日报表金沙县煤安局新化分局 煤矿瓦斯抽采及瓦斯检查日报表金沙县煤安局新化分局 煤矿瓦斯抽采及瓦斯检查日报表金沙县煤安局新化分局 煤矿瓦斯抽采及瓦斯检查日报表金沙县煤安局新化分局 煤矿瓦斯抽采及瓦斯检查日报表金沙县煤安局新化分局 煤矿瓦斯抽采及瓦斯检查日报表金沙县煤安局新化分局 煤矿瓦斯抽采及瓦斯检查日报表填报人：林华煤矿填报时间：2014年 6 月 18金沙县煤安局新化分局 煤矿瓦斯抽采及瓦斯检查日报表金沙县煤安局新化分局 煤矿瓦斯抽采及瓦斯检查日报表金沙县煤安局新化分局 煤矿瓦斯抽采及瓦斯检查日报表金沙县煤安局新化分局 煤矿瓦斯抽采及瓦斯检查日报表金沙县煤安局新化分局 煤矿瓦斯抽采及瓦斯检查日报表金沙县煤安局新化分局 煤矿瓦斯抽采及瓦斯检查日报表金沙县煤安局新化分局 煤矿瓦斯抽采及瓦斯检查日报表日报表日报表日报表日报表高负压抽放或低负压抽放的以及安装了未正常使用，数据填写为“0”，并在日报表日报表日报表日报表日报表月 3 日日报表日报表日报表日报表日报表日报表日报表日报表日报表日报表日报表日报表日报表日报表日报表18 日日报表日报表日报表日报表日报表日报表日报表。
瓦斯抽采指标计算方法
瓦斯抽采指标计算方法A1 预抽时间差异系数计算方法：预抽时间差异系数为预抽时间最长的钻孔抽采天数减去预抽时间最短的钻孔抽采天数的差值与预抽时间最长的钻孔抽采天数之比。
预抽时间差异系数按式（1）计算：%100maxmin max ⨯-=T T T η （1）式中：η—预抽时间差异系数，%；m ax T —预抽时间最长的钻孔抽采天数，d ； m in T —预抽时间最短的钻孔抽采天数，d 。
A2 瓦斯抽采后煤的残余瓦斯含量计算 按公式（2）计算：0CY W G Q W G-=（2）式中：CY W —煤的残余瓦斯含量，m 3/t ；0W —煤的原始瓦斯含量，m 3/t ；Q —评价单元钻孔抽排瓦斯总量，m 3；G —评价单元参与计算煤炭储量，t 。
评价单元参与计算煤炭储量G 按公式（3）计算：()()12122G L H H R l h h R m γ=--+--+ （3）式中：L —评价单元煤层走向长度，m ；l —评价单元抽采钻孔控制范围内煤层平均倾向长度，m ；1H 、2H —分别为评价单元走向方向两端巷道瓦斯预排等值宽度，m 。
如果无巷道则为0；1h 、2h —分别为评价单元倾向方向两侧巷道瓦斯预排等值宽度，m 。
如果无巷道则为0；R —抽采钻孔的有效影响半径，m ；m —评价单元平均煤层厚度，m ；γ—评价单元煤的密度，t/m 3。
1H 、2H 、1h 、2h 应根据矿井实测资料确定，如果无实测数据，可参照附表1中的数据或计算式确定。
附表1 巷道预排瓦斯等值宽度A3 抽采后煤的残余瓦斯压力计算方法：煤的残余相对瓦斯压力（表压）按下式计算：()()0.10.110011(0.1)10010.31d ad CY CY CYad CYa ab P P A M W b P M P πγ++--=⨯⨯++++ (4)式中：W CY ─残余瓦斯含量，m 3/t ；b a ,─吸附常数；CY P ─煤层残余相对瓦斯压力，MPa ； a P ─标准大气压力，0.101325 MPa ； d A ─煤的灰分，%； ad M ─煤的水分，%；π─煤的孔隙率，m 3/ m 3；γ─煤的容重(假密度)，t/ m 3。
瓦斯抽放量计算
瓦斯抽放量计算
19、88 m315101工作面产量40208、5396953259715101综放工作面就低负压的抽放量而言，吨煤瓦斯量为
19、88m3。
根据以上计算得出的平均吨煤瓦斯涌出量，从xx 年4月至xx年5月（15101工作面跳采前，共计14个月），实际总产量为
40、6万m3，理论应抽瓦斯量为807、1万 m3，（）实际抽放计算所得7
80、9万m3，理论应抽瓦斯量和实际抽放瓦斯量较接近。
根据15101工作面实际生产过程中的理论平均吨煤瓦斯涌出量，推断15202工作面、15104工作面回采时，采空区的瓦斯涌出量：15202工作面计划可采煤量为98万吨，按照吨煤瓦斯涌出量为
19、88m3计算，理论可抽放瓦斯量为19
48、24万m3。
15104工作面计划可采煤量为24万吨，按照吨煤瓦斯涌出量为
19、88m3计算，理论可抽放瓦斯量为m3。
按照矿井180万的产量计算，吨煤瓦斯量为
19、88m3。
理论可抽放瓦斯量为35
78、4万m3。
单个炉容量为28 m3/min,共需min,合计8
87、5天。
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瓦斯抽采公式
我矿抽放管路直径D=450mm ，安装的孔板流量计的孔板系数10.615，测得孔板压差h ∆=60mmH 2O=588Pa,管内浓度X=17.5%，测得大气压p=89.3kpa,瓦斯管内负压350 mmHg=46.7 kpa,管内温度t=23℃,求混合量Q 混标和纯瓦斯量Q 纯。
混合量及纯量计算Q 混标=h b k ∆***8.91*ζp *ζT 8.91=0.319K —孔板系数 =10.615b —瓦斯浓度校正系数 =x *00446.011-=5.17*00446.011-=1.0415 x —混合气体中瓦斯浓度，17.5%；h ∆—在孔板前后端所测之压差，588Pa ；h ∆=588=24.2478ζp —压力校正系数；=325.101/7.463.89）（-=0.6484 ζT —温度校正系数；=)23273/(293+=0.9949Q 混标=h b k ∆***8.91*ζp *ζT=0.319*10.615*1.0415*24.2487*0.6484*0.9949=55.17m 3/minQ 纯= Q 混标 CH 4=55.17*17.5%=9.65m 3/min压力单位转换1mmH 2O ＝9.8Pa1mmHg ＝13.6 mmH 2O1mmHg ＝133.28 Pa我矿抽放管路直径D=450mm ，安装的孔板流量计的孔板系数10.615，测得孔板压差h ∆=60mmH 2O=588Pa,管内浓度X=17.5%，测得大气压p=89.3kpa,瓦斯管内负压350 mmHg=46.7 kpa,管内温度t=23℃,求混合量Q 混标和纯瓦斯量Q 纯。
混合量及纯量计算Q 混标=h b k ∆***8.91*ζp *ζT 8.91=0.319K —孔板系数 =10.615b —瓦斯浓度校正系数 =x *00446.011-=5.17*00446.011-=1.0415 x —混合气体中瓦斯浓度，17.5%；h ∆—在孔板前后端所测之压差，588Pa ；h ∆=588=24.2478ζp —压力校正系数；=325.101/7.463.89）（-=0.6484 ζT —温度校正系数；=)23273/(293+=0.9949Q 混标=h b k ∆***8.91*ζp *ζT=0.319*10.615*1.0415*24.2487*0.6484*0.9949=55.17m 3/minQ 纯= Q 混标 CH 4=55.17*17.5%=9.65m 3/min抽放量标准换算Q 标=05.10*101325*)23273(20273*4670089300***++-=）（）（测标标Q p T T p =4.18 m 3/min; Q 标——标准状态下的抽放瓦斯量，m 3/min;Q 测——测定的抽放瓦斯量，m 3/minP ——测定时管道内气体压力， PaT ——测定时管道内气体绝对温度，k T=273+tt=测定时管道内气体摄氏温度p 标——标准状态下的绝对压力，PaT 标——标准状态下的绝对温度，k T 标=273+20压力单位转换1mmH2O ＝9.8Pa 1mmHg ＝13.6 mmH2O 1mmHg ＝133.28 Pa（注：专业文档是经验性极强的领域，无法思考和涵盖全面，素材和资料部分来自网络，供参考。
瓦斯管路流量计算表
瓦斯管路流量计算表中梁山煤电气有限公司矿业分公司北矿通风队
使用说明：
1.本表根据水力学公式推出井下瓦斯管路流量公式为：
r
2gh
F 60Q ＝混
按此公式计算出混合瓦斯流量。
2.将测得的管路动压（公厘水柱）和瓦斯浓度值于表内查找出相应的混合瓦斯流量，再乘以瓦斯浓度，即得纯瓦斯量，m 3/min 。
3.本表适合目前井下抽放情况，若个别从表中查不到相应的数据时，则可用上述公式在附表中查相应混合瓦斯容重r 代入公式，即可计算出混合流量。
我矿瓦斯管主要巷道平均流速值（用中心点测法）
1985.11.1
不同管径断面积 附表2
不同沼气浓度与空气混合气体的容重r值
（在20℃和760mmHg时）（单位：公斤/米3）附表1
r=1.205-0.537*CH
%
4
6
12寸管混合瓦斯流量表。
瓦斯涌出量计算表-zuoluo007原创
单位数值m 3／t 14.25m 3／t 8.84m 3／t5.41单位数值m 3／t5.89煤层厚度（m）回采率k 2≥3.5m 0.93 1.081.31～3.5m 0.95 1.05≤1.3m 0.97 1.03单位数值0.770.771.21m 110m 12.4m 3.5m6.78回采工作面瓦斯涌出量预测（相对瓦斯）q 采——回采工作面相对瓦斯涌出量q 1——开采层工作面相对瓦斯涌出量q 2——临近层工作面相对瓦斯涌出量1、薄及中厚煤层不分层开采时，开采层瓦斯涌出量K 1——围岩瓦斯涌出系数；K 1值选取范围为1.1～1.3；全部陷落法管理顶板，碳质组分较多的围岩，K 1取1.3；局部充填法管理顶板K 1取1.2；全部充填法管理顶板K 1取1.1；砂质泥岩等致密性围岩K 1取值可偏小K 3=（L-2h）/LK 2——工作面丢煤瓦斯涌出系数，用回采率的倒数K 3——采区内准备巷道预排瓦斯对开采层瓦斯涌出（1）采用长壁后退式回采时，K 3按下式计算q 采=q 1+q 2q 1——开采煤层相对瓦斯涌出量（2）采用长壁前进式回采时，如上部相邻工作面已采，则K 3=1；上部相邻工作面未采，K 3按下式计算m——开采层厚度b——巷道宽度 L——工作面长度h——掘进巷道预排等值宽度，如无实测值可按右表1.31.176()Wc W Mm-⋅⋅⋅⋅=03211K K K q bL b h L k 2223+++=m6.78m 3／t 8m 3／t3单位数值m 3／t2.9016.520.81m 3／t.r3.54单位数值13.291.31.050.781.504K f ——取决于煤层分层数量和顺序的分层瓦斯涌出系数，如无实测值可按参照下表选取q 1——开采煤层相对瓦斯涌出量K 2——工作面丢煤瓦斯涌出系数，按前述选K 3——采区内准备巷道预排瓦斯对开采层瓦斯涌出影响系数，按前述选K 1——围岩瓦斯涌出系数，按前述选m 3／t0.000962这个公式可能2、厚煤层分层开采时，开采层瓦斯涌出量W c ——运出矿井后煤的残存瓦斯含量Aad——原煤灰分含量，%Mad——原煤水分含量，%Wc ,——上表中所查数值(2)瓦斯含量<10m 3/t.r的高变质煤的W c 值可按下式计算M——工作面采高W 0——煤层原始瓦斯含量W ——运出矿井后煤的残存瓦斯含量，如无实测值可按下计算根据《矿井瓦斯涌出量预测方法AQ 1018－2006》求W C注意：表中的W C 应该写成Wc '，其单位是m 3／t.r，应按下式计算后，方是F33中所需数值(1)高变质煤瓦斯含量>10m 3/t.r和低变质煤的W c 值可按下表选取207.7385.10W e W c -='100100CC W Mad Aad W --=)(····03211c f W W K K K K q -=m 3／t 12m 3／t3.7单位临近层1临近层2m3／t5.41m 2.5m2.21mm m mm 3／t 7.76m 3／t3h p ——受采动影响顶底板岩层形成贯穿裂隙，邻近层向工作面释放卸压瓦斯的岩层破坏范围（即裂隙带高度或深度），按《建筑物、水体、铁路及主要井巷煤柱留设与压煤开采规程》中附录六的方法计算h i ——第i邻近层与开采层垂直距离mW 0i ——第i个邻近层煤层原始瓦斯含量W ci ——第i个邻近层煤层残存瓦斯含量q 2——邻近层相对瓦斯涌出量m i ——第i个邻近层煤层厚度M——开采层的工作面采高ηi ——第i个邻近层瓦斯排放率，如无实测值可参照以下计算（1）当邻近层位于冒落带中时，ηi =1（2）当采高小于4.5m时，ηi 按下式计算或按图D.1选取。
瓦斯抽放系统计算表-2012.8
L(m)d(cm)内径r Q(m 3/min)Q(m 3/h)K 0h f (Pa)600200.889 3.32199.20.71912375300.88918.481108.80.7114761130400.88936.962217.60.7166722344472681瓦斯浓度%0123457010.9960.9910.9870.9820.9780.969100.9550.9510.9470.9420.9380.9330.924200.9110.9060.9020.8980.8930.8890.88300.8660.8620.8570.8530.8480.8440.835400.8220.8170.8130.8080.8040.7990.791500.7770.7730.7680.7640.7590.7550.746600.7330.7280.7240.7190.7150.710.701700.6880.6840.6790.6750.670.6660.657800.6440.6390.6350.630.6260.6210.612900.5990.5950.590.5860.5810.5770.5681000.554P j ——瓦斯抽放泵入口的绝对P 0——抽放泵站所处位置的大H ——瓦斯抽管网总阻力=（1）+（2）（1）摩擦阻力合计（2）局部阻力表1 在0℃及105Pa气压时的r值3、瓦斯抽P j =P 0－H K 0——与管径有关的系数，查表D.1d—— 管路内径，cm2、h f ——管网摩擦阻力，Pa h j ——管网局部阻力，Pah k ——抽放钻孔孔口负压，H ——瓦斯抽1、抽放瓦斯管摩擦阻力h f =9.81LrQ 2/(K 0d 5 )Q ——某段管路的混合瓦斯流量，m 3/h L —— 管路长度，mγ——混合瓦斯对空气的相对密度，查表1h c ——瓦斯泵出口正压，PK ——压力备h f ——某段管路的摩擦阻力，Pa (K H hj h f ++=数值861.436.960.6单位数值 m 3/min 106 m 3/min 86Pa 101325Pa 80840T 288T293数值21%21217泵运行负压Pa 运行泵的装机能力ηz ——真空度，%H ——瓦斯抽放泵所需压力，PaT——瓦斯抽放泵入口瓦斯的绝对温度T 0——按瓦斯抽采行业标准规定的标准状态绝对温度，293T5、抽放泵工况流量计算6、真空度Q g ——工况状态下的瓦斯抽放泵流量Q b ——瓦斯泵额定抽放量P 0——标准大气压力P j ——瓦斯抽放泵进口绝对压力ΣQ h —混合瓦斯量之和，m 3/minη—瓦斯泵的机械效率，《煤矿瓦斯抽放规范》中规定η=0.8。
瓦斯抽采指标计算方法
附录瓦斯抽采指标计算方法Ａ1 预抽时间差异系数计算方法:预抽时间差异系数为预抽时间最长得钻孔抽采天数减去预抽时间最短得钻孔抽采天数得差值与预抽时间最长得钻孔抽采天数之比。
预抽时间差异系数按式(1)计算:(１)式中:-预抽时间差异系数,%;—预抽时间最长得钻孔抽采天数,d;—预抽时间最短得钻孔抽采天数,d。
A2 瓦斯抽采后煤得残余瓦斯含量计算按公式(2)计算:(2)式中:—煤得残余瓦斯含量,m3/ｔ;(7。
９5９4)-煤得原始瓦斯含量,m3／t;—评价单元钻孔抽排瓦斯总量,m3;—评价单元参与计算煤炭储量,t、评价单元参与计算煤炭储量按公式(3)计算:(3)式中:—评价单元煤层走向长度,m;—评价单元抽采钻孔控制范围内煤层平均倾向长度,m;、—分别为评价单元走向方向两端巷道瓦斯预排等值宽度,ｍ。
如果无巷道则为0;、—分别为评价单元倾向方向两侧巷道瓦斯预排等值宽度,ｍ、如果无巷道则为0;—抽采钻孔得有效影响半径,m;—评价单元平均煤层厚度,m;—评价单元煤得密度,ｔ/m3、、、、应根据矿井实测资料确定,如果无实测数据,可参照附表1中得数据或计算式确定、A3 抽采后煤得残余瓦斯压力计算方法:煤得残余相对瓦斯压力(表压)按下式计算:()()0.10.110011(0.1)10010.31d ad CY CY CY ad CY a ab P P A M W b P M P πγ++--=⨯⨯++++(4)式中:W ＣＹ─残余瓦斯含量,m ３/t;(７、9594)─吸附常数;ａ=2０、7７39,b=1。
62８0─煤层残余相对瓦斯压力,MP ａ;─标准大气压力,(0。
１0１325 ＭPa)─煤得灰分,%;(1.04)─煤得水分,%;(11、09)─煤得孔隙率,ｍ3／ ｍ3;(４。
23)─煤得容重(假密度),ｔ/ m 3、(1。
45)A ４ 可解吸瓦斯量计算方法:按公式(5)计算:(5)式中:─煤得可解吸瓦斯量,ｍ3／ｔ;─抽采瓦斯后煤层得残余瓦斯含量,m ３／t;─煤在标准大气压力下得残存瓦斯含量,按公式(6)计算。
瓦斯涌出量计算表-zuoluo007原创
单位数值m 3／t 14.25m 3／t 8.84m 3／t5.41单位数值m 3／t5.89煤层厚度（m）回采率k 2≥3.5m 0.93 1.081.31～3.5m 0.95 1.05≤1.3m 0.97 1.03单位数值0.770.771.21m 110m 12.4m3.5m6.78回采工作面瓦斯涌出量预测（相对瓦斯）q 采——回采工作面相对瓦斯涌出量q 1——开采层工作面相对瓦斯涌出量q 2——临近层工作面相对瓦斯涌出量1、薄及中厚煤层不分层开采时，开采层瓦斯涌出量K 1——围岩瓦斯涌出系数；K 1值选取范围为1.1～1.3；全部陷落法管理顶板，碳质组分较多的围岩，K 1取1.3；局部充填法管理顶板K 1取1.2；全部充填法管理顶板K 1取1.1；砂质泥岩等致密性围岩K 1取值可偏小K 3=（L-2h）/LK 2——工作面丢煤瓦斯涌出系数，用回采率的倒数K 3——采区内准备巷道预排瓦斯对开采层瓦斯涌出（1）采用长壁后退式回采时，K 3按下式计算q 采=q 1+q 2q 1——开采煤层相对瓦斯涌出量（2）采用长壁前进式回采时，如上部相邻工作面已采，则K 3=1；上部相邻工作面未采，K 3按下式计算m——开采层厚度b——巷道宽度 L——工作面长度h——掘进巷道预排等值宽度，如无实测值可按右表1.31.176()Wc W Mm-⋅⋅⋅⋅=03211K K K q bL b h L k 2223+++=m6.78m 3／t 8m 3／t3单位数值m 3／t2.9016.520.81m 3／t.r3.54单位数值13.291.31.050.781.504K f ——取决于煤层分层数量和顺序的分层瓦斯涌出系数，如无实测值可按参照下表选取q 1——开采煤层相对瓦斯涌出量K 2——工作面丢煤瓦斯涌出系数，按前述选K 3——采区内准备巷道预排瓦斯对开采层瓦斯涌出影响系数，按前述选K 1——围岩瓦斯涌出系数，按前述选m 3／t0.000962这个公式可能2、厚煤层分层开采时，开采层瓦斯涌出量W c ——运出矿井后煤的残存瓦斯含量Aad——原煤灰分含量，%Mad——原煤水分含量，%Wc ,——上表中所查数值(2)瓦斯含量<10m 3/t.r的高变质煤的W c 值可按下式计算M——工作面采高W 0——煤层原始瓦斯含量W ——运出矿井后煤的残存瓦斯含量，如无实测值可按下计算根据《矿井瓦斯涌出量预测方法AQ 1018－2006》求W C注意：表中的W C 应该写成Wc '，其单位是m 3／t.r，应按下式计算后，方是F33中所需数值(1)高变质煤瓦斯含量>10m 3/t.r和低变质煤的W c 值可按下表选取207.7385.10W e W c -='100100CC W Mad Aad W --=)(····03211c f W W K K K K q -=m 3／t 12m 3／t3.7单位临近层1临近层2m3／t5.41m 2.5m2.21mm m mm 3／t 7.76m 3／t3h p ——受采动影响顶底板岩层形成贯穿裂隙，邻近层向工作面释放卸压瓦斯的岩层破坏范围（即裂隙带高度或深度），按《建筑物、水体、铁路及主要井巷煤柱留设与压煤开采规程》中附录六的方法计算h i ——第i邻近层与开采层垂直距离mW 0i ——第i个邻近层煤层原始瓦斯含量W ci ——第i个邻近层煤层残存瓦斯含量q 2——邻近层相对瓦斯涌出量m i ——第i个邻近层煤层厚度M——开采层的工作面采高ηi ——第i个邻近层瓦斯排放率，如无实测值可参照以下计算（1）当邻近层位于冒落带中时，ηi =1（2）当采高小于4.5m时，ηi 按下式计算或按图D.1选取。
煤矿瓦斯抽采相关参数统计表
残余瓦斯
含量(m3/t)
预抽区域瓦斯抽采率(%)
掘进工作面名称：
预抽煤巷条带长度(m)
预抽煤巷条带宽度(m)
煤层厚度(m)
煤容重（t/m3）
预抽条带
煤量(t)
瓦斯抽采方式
瓦斯抽采巷
工程量(m)
原始瓦斯含量（m3/t）
钻孔(终孔)间距(m)
钻孔总工程量(m)
预抽条带抽采
瓦斯纯量(m3)
瓦斯纯量(m3)
预抽条带吨煤抽采瓦斯纯量(m3/t)
残余瓦斯含量(m3/t)
预抽区域瓦斯抽采率(%)
掘进工作面名称：
预抽煤巷条带长度(m)
预抽煤巷条带宽度(m)
煤层厚度(m)
煤容重（t/m3）
预抽条带
煤量(t)
瓦斯抽采方式
瓦斯抽采巷
工程量(m)
原始瓦斯含量（m3/t）
钻孔(终孔)间距(m)
钻孔总工程量(m)
煤矿瓦斯抽采相关参数统计表
采煤工作面名称：
走向长度(m)
倾斜长度(m)
采高(m)
煤容重（t/m3）
回采率(%)
瓦斯抽采方式
瓦斯抽采巷
工程量(m)
预抽区域回采煤量（t）
原始瓦斯含量（m3/t）
钻孔(终孔)间距(m)
钻孔总工程量(m)
吨煤钻孔工程量(m/t)
预抽区域抽采瓦斯纯量(m3)
吨煤抽采瓦斯纯量(m3)
钻孔总工程量(m)
预抽条带抽采
瓦斯纯量(m3)
预抽条带吨煤抽采瓦斯纯量(m3/t)
残余瓦斯含量(m3/t)
预抽区域瓦斯抽采率(%)
填表人：联系电话：日期：2014年月日
瓦斯含量与压力互算公式（抽采基本指标）
瓦斯含量与压力互算公式（抽采基本指标）x（原煤）a b p af（灰分）mad（水分）2.7399923.8410.212 1.0116 2.046.96108218.4872 1.0084 1.3414.74 1.478.43755118.4872 1.0084 2.4420.07 1.591.08875620.1310.3180.314.742.012.21382625.6320.4400.4115.830 2.0802.2 2.2242918.487 1.0080.2414.74 1.47 2.032.07028618.487 1.0080.2214.74 1.47 5.54 5.523618.246 1.4230.7316.57 1.62 4.75 4.76016218.246 1.4230.5616.57 1.62 6.1 6.08016718.2461.4230.8816.57 1.62 4.52 4.50061218.246 1.4230.5116.57 1.622.88 2.8476318.246 1.4230.2616.57 1.62 5.74 5.71950718.246 1.4230.7816.57 1.62 5.82 5.83183518.246 1.4230.8116.57 1.623.92 3.92004218.246 1.4230.4116.57 1.62 6.24 6.24682918.246 1.4230.9316.57 1.62 5.69 5.68121818.246 1.4230.7716.57 1.62 2.36 2.32768518.246 1.4230.216.57 1.62 5.76 5.75736718.246 1.4230.7916.57 1.62 3.59 3.59323918.246 1.4230.3616.57 1.620.22顾北矿5.38652419.3570.61 1.121.91 2.128.80356642.0540.228 1.8821.91 2.126.85182619.3570.61 2.4421.91 2.126.05491419.3570.61 1.9521.91 2.128.58394719.3570.61 2.4721.91 2.126.43291723.3890.47 1.720.01 1.667.52170723.3890.47 2.220.01 1.666.92689642.0540.228 1.930.28 1.657.00941925.1730.5390.6412.920.477.62832225.1730.5390.7112.920.472.51697225.1730.5390.212.920.472.86388125.1730.5390.2312.920.47朱集可燃值8.7549433.340.302 1.5442.4 1.214.9427433.340.302 1.3742.4 1.215.97655631.9460.259 1.3815.05 1.177.731.9460.259 1.9415.05 1.177.80033933.340.302 2.642.4 1.21丁集矿4.16397538.3470.2460.91924.61 1.48 2.80155938.3470.2460.58224.61 1.484.40537738.3470.2460.98324.61 1.485.52605337.4710.219 1.3821.35 1.436.51475737.4710.219 1.721.35 1.43 4.31921338.3470.2460.9624.61 1.48 0.5297538.3470.2460.124.61 1.480.49292437.4710.2190.121.35 1.43 0.42199418.8670.370.117.071.65 0.27447140.2830.130.124.272.530.22107626.0030.1510.124.27 2.53 0.54263721.7270.4130.114.981.58 0.39597927.4150.230.116.11 1.660.20837729.9690.1460.124 3.451.12490823.9530.390.115.16 1.5 0.3859017.6445738.3470.246 1.9924.61 1.48 7.34447937.4710.219 1.9921.35 1.43 5.49637718.8670.37 1.9917.07 1.65 4.63814640.2830.13 1.9924.27 2.53 3.70643226.0030.151 1.9924.27 2.53 6.68348821.7270.413 1.9914.98 1.58 5.89413627.4150.23 1.9916.11 1.663.50342429.9690.146 1.9924 3.454.76550623.9530.39 1.115.16 1.55.73716127.4150.23 1.9216.11 1.665.69620918.8670.37 2.117.07 1.656.07407129.9690.146 2.824 1.456.26514527.4150.23 2.1616.11 1.667.13726718.8670.37317.07 1.65 5.24576326.0030.151 2.5624.27 1.53 5.89787521.7270.413 1.6414.98 1.58 5.55485821.7270.413 1.514.98 1.58 5.50433821.7270.413 1.4814.98 1.58 4.57930521.7270.413 1.1414.98 1.58 4.89319521.7270.413 1.2514.98 1.58 6.51212121.7270.413 1.9114.98 1.58 3.77171621.7270.4130.8814.98 1.585.60498721.7270.413 1.5214.98 1.586.61975321.7270.413 1.9614.98 1.58 3.6382521.7270.4130.8414.98 1.58 6.61286118.8670.37 2.6517.07 1.65 4.24375238.3470.2460.9424.61 1.48 7.6445738.3470.246 1.9924.61 1.48丁集13-11月13日6.07344135.0530.233 1.8412.6 2.466.16336726.5880.288 1.6213.84 1.255.22444526.5880.288 1.313.84 1.255.76441926.5880.288 1.4813.84 1.255.22444526.5880.288 1.313.84 1.252.1409626.5880.2880.4513.84 1.252.43617526.5880.2880.5213.84 1.251.47679426.5880.2880.313.84 1.252.31074726.5880.2880.4913.84 1.251.92450226.5880.2880.413.84 1.25 5.75225819.7120.2482.28 4.23 1.86 5.21852219.7120.2482 4.23 1.86 2.11706419.7120.2480.67 4.23 1.86 2.44715219.7120.2480.79 4.23 1.861.4770619.7120.2480.45 4.23 1.862.42012219.7120.2480.78 4.23 1.86 γ视密度π（孔隙率m3/m3）1.320.08221.320.08331.320.08331.420.08971.320.08331.320.08331.320.08331.320.08331.320.08331.320.08331.320.08331.320.08331.320.08331.320.08331.320.08331.320.08331.320.08331.320.08331.320.08331.320.08331.320.08331.370.08671.370.08671.370.08671.370.08671.370.08671.380.08611.380.08611.370.08671.3560.451 5.13 1.3560.4517.671.3560.4512.541.3560.4512.841.490.1024120.5540 1.490.10241.260.07351.260.07351.490.10241.370.08671.370.08671.370.08671.370.08671.370.08671.370.08671.370.08671.30.0781.380.08611.380.08611.30.0781.340.08221.390.07951.340.8221.370.08671.370.08671.30.0781.380.08611.380.08611.30.0781.340.08221.390.07951.340.08221.340.0822 5.721422（1）轨道顺槽14#钻场1.30.078 6.451422（1）运输顺槽25#钻场1.390.0795 6.071422（1）底抽巷测压点1#孔1.340.0822 6.261422（1）轨顺第27#钻场11#钻孔1.30.0787.131422（1）运顺40#钻场迎头1.380.0861 5.251252（1）运输顺槽22#钻场1.30.078 5.91311（1）运输顺槽30#钻场1.30.078 5.571311（1）运输顺槽32#钻场1.30.078 5.511311（1）轨道顺槽22#钻场前58m 1.30.078 4.511311（1）运道顺槽42#钻场迎头1.30.078 4.891311（1）轨道顺槽35#钻场迎头1.30.078 6.521311（1）轨道顺槽切眼开口处1.30.078 3.781311（1）运输顺槽切眼1#钻场1.30.078 5.61321（1）运输顺槽5#钻场1.30.078 6.611321（1）运输顺槽12#钻场1.30.078 3.631321（1）运输顺槽1#钻场迎头 1.30.078 6.511262（1）运输顺槽突出点处1.370.0867 4.27东部集中回风大巷突出点处1.370.0867西二辅助运输大巷测压点1#孔6.26西二辅助运输大巷测压点2#孔1.240.0677 6.061.290.0786 6.151.290.0786 5.21.290.0786 5.751.290.0786 5.211.290.07862.131.290.07862.441.290.0786 1.481.290.07862.311.290.0786 1.941.560.1034 5.751.560.1034 5.211.560.10342.131.560.10342.441.560.1034 1.481.560.10342.31#钻孔22#钻场前58m 42#钻场迎头35#钻场迎头切眼开口处切眼1#钻场1#钻场迎头。
瓦斯抽采公式
孔板压差h ∆=60mmH 2O=588Pa,管内浓度X=17.5%，测得大气压p=89.3kpa,瓦斯管内负压350 mmHg=46.7 kpa,管内温度t=23℃,求混合量Q 混标和纯瓦斯量Q 纯。
混合量及纯量计算Q 混标=h b k ∆***8.91*ζp *ζT 8.91=0.319K —孔板系数 =10.615b —瓦斯浓度校正系数 =x *00446.011-=5.17*00446.011-=1.0415 x —混合气体中瓦斯浓度，17.5%；h ∆—在孔板前后端所测之压差，588Pa ；h ∆=588=24.2478ζp —压力校正系数；=325.101/7.463.89）（-=0.6484 ζT —温度校正系数；=)23273/(293+=0.9949Q 混标=h b k ∆***8.91*ζp *ζT=0.319*10.615*1.0415*24.2487*0.6484*0.9949=55.17m 3/minQ 纯= Q 混标 CH 4=55.17*17.5%=9.65m 3/min压力单位转换1mmH 2O ＝9.8Pa1mmHg ＝13.6 mmH 2O1mmHg ＝133.28 Pa孔板压差h ∆=60mmH 2O=588Pa,管内浓度X=17.5%，测得大气压p=89.3kpa,瓦斯管内负压350 mmHg=46.7 kpa,管内温度t=23℃,求混合量Q 混标和纯瓦斯量Q 纯。
混合量及纯量计算Q 混标=h b k ∆***8.91*ζp *ζT 8.91=0.319K —孔板系数 =10.615b —瓦斯浓度校正系数 =x *00446.011-=5.17*00446.011-=1.0415 x —混合气体中瓦斯浓度，17.5%；h ∆—在孔板前后端所测之压差，588Pa ；h ∆=588=24.2478ζp —压力校正系数；=325.101/7.463.89）（-=0.6484 ζT —温度校正系数；=)23273/(293+=0.9949Q 混标=h b k ∆***8.91*ζp *ζT=0.319*10.615*1.0415*24.2487*0.6484*0.9949=55.17m 3/minQ 纯= Q 混标 CH 4=55.17*17.5%=9.65m 3/min抽放量标准换算Q 标=05.10*101325*)23273(20273*4670089300***++-=）（）（测标标Q p T T p =4.18 m 3/min; Q 标——标准状态下的抽放瓦斯量，m 3/min;Q 测——测定的抽放瓦斯量，m 3/minP ——测定时管道内气体压力， PaT ——测定时管道内气体绝对温度，k T=273+tt=测定时管道内气体摄氏温度p 标——标准状态下的绝对压力，PaT 标——标准状态下的绝对温度，k T 标=273+20压力单位转换1mmH 2O ＝9.8Pa 1mmHg ＝13.6 mmH 2O 1mmHg ＝133.28 Pa。
瓦斯管路流量计算表..
瓦斯管路流量计算表中梁山煤电气有限公司矿业分公司北矿通风队
使用说明：
1.本表根据水力学公式推出井下瓦斯管路流量公式为：
r
2gh
F
60Q ＝混 按此公式计算出混合瓦斯流量。
2.将测得的管路动压（公厘水柱）和瓦斯浓度值于表内查找出相应的混合瓦斯流量，再乘以瓦斯浓度，即得纯瓦斯量，m 3/min 。
3.本表适合目前井下抽放情况，若个别从表中查不到相应的数据时，则可用上述公式在附表中查相应混合瓦斯容重r 代入公式，即可计算出混合流量。
我矿瓦斯管主要巷道平均流速值（用中心点测法）
1985.11.1
不同管径断面积 附表2
不同沼气浓度与空气混合气体的容重r值
（在20℃和760mmHg时）（单位：公斤/米3）附表1
r=1.205-0.537*CH
%
4
6
12寸管混合瓦斯流量表。