瓦斯含量与压力互算公式(抽采基本指标)
瓦斯抽采指标计算方法
瓦斯抽采指标计算方法
1.瓦斯压力指标计算方法：
瓦斯压力指标是衡量瓦斯抽采效果的重要指标之一、其计算方法为：瓦斯压力指标=瓦斯抽采井底压力-井口瓦斯压力。
其中，瓦斯抽采井底压力是指在瓦斯抽采井底的瓦斯压力，井口瓦斯压力是指在瓦斯抽采井口的瓦斯压力。
2.瓦斯抽采量计算方法：
瓦斯抽采量是衡量瓦斯抽采效果的关键指标之一、其计算方法为：瓦斯抽采量=抽采管道总流量-吸入流量。
其中，抽采管道总流量是指瓦斯抽采管道中的总流量，吸入流量是指瓦斯抽采系统中需要吸收的流量。
3.瓦斯抽采效率计算方法：
瓦斯抽采效率是衡量瓦斯抽采系统抽采效果的指标之一、其计算方法为：瓦斯抽采效率=瓦斯抽采量/瓦斯抽采井底瓦斯产量。
其中，瓦斯抽采井底瓦斯产量是指在瓦斯抽采井底的瓦斯产量。
4.瓦斯抽采效果评价指标计算方法：
瓦斯抽采效果评价指标是对瓦斯抽采系统整体效果进行评价的重要依据。
其中，主要包括抽采率、排放浓度等指标。
其计算方法为：抽采率=瓦斯抽采量/瓦斯产量，排放浓度=瓦斯排放量/瓦斯抽采量。
5.瓦斯抽采系统能耗指标计算方法：
瓦斯抽采系统能耗指标是衡量瓦斯抽采系统能源利用效率的重要指标之一、其计算方法为：瓦斯抽采系统能耗指标=瓦斯抽采系统能耗/瓦斯抽
采量。
其中，瓦斯抽采系统能耗是指瓦斯抽采系统在进行抽采操作时消耗的能源量。
总结：
瓦斯抽采指标的计算方法有瓦斯压力指标、瓦斯抽采量、瓦斯抽采效率、瓦斯抽采效果评价指标和瓦斯抽采系统能耗指标等。
这些指标的计算方法可以帮助矿井运营者更好地评估瓦斯抽采的效果和能源利用情况，以便做出相应的调整和改进，提高矿井的安全性和经济性。
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-=1.0415x —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-=1.0415x —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。
一采区6号煤层和7号煤层的原始瓦斯压力和原始瓦斯含量
一采区6号煤层和7号煤层的原始瓦斯压力和原始瓦斯含量利用埋深与瓦斯压力的关系来预测计算瓦斯压力，从而反演瓦斯含量与埋深的关系。
《采矿工程设计手册》中瓦斯压力计算及测定推算法公式3：P=（2.03—10.13）H式中： P—距地表埋深H处煤层瓦斯压力，kPa；H---埋深，m；一采区6号煤层最低开采标高为+1948m，埋深122m，一采区7号煤层最低开采标高为+1925m，埋深143m。
二采区16、30、32、35号煤层最低开采标高均为+1825m，埋深均为245m。
系数确定：本次该矿埋深的确定主要是依据煤层底板等高线与矿井的地形地质图，以两者交点坐标为准，地形图上的等高线与煤层底板等高线的差值，作为煤层埋深的取值。
根据瓦斯突出危险性鉴定报告中测点位置，套入地形地质图上得6号煤层埋深为100m，其瓦斯压力最大值为0.18MPa，反算系数为1.8，套入地形地质图上得7号煤层埋深为120m，其瓦斯压力最大值为0.29MPa，反算系数为2.4，套入地形地质图上得16号煤层埋深为267m，其瓦斯压力最大值为0.29MPa，反算系数为1.1，故可取反算系数2.4进行预测。
根据经验并结合邻近矿实际情况可知该系数比较合理。
确定瓦斯压力推算公式如下：P=2.4×H根椐《采矿设计手册》煤层瓦斯含量计算经验公式一：Wh?Wx?Wy?(65.5(100?Af?Wf)0.098a?b)(Vr)0.146en(1?0.31Wf)100P?fnP 9.8?KY式中：Wx---在P、t条件下的吸附瓦斯含量，m3/t；WY---在P、t条件下的游离瓦斯含量，m3/t；Af---煤层灰分，％；Wf---煤层水分，％；Vr---煤层挥发分，％P---煤层瓦斯压力，Mpa，P＝（2.03～10.13）H/1000，H：煤层开采水平距地表垂深(m)；取P=2.4H/1000MPa，。
煤矿瓦斯抽采基本指标AQ
煤矿瓦斯抽采基本指标AQ一、瓦斯抽采率（AQ）瓦斯抽采率即瓦斯抽采量与矿井产量的比值，一般以m³/t为单位。
其计算公式为AQ=Qg/Qc，其中Qg为瓦斯抽采量，Qc为煤炭产量。
瓦斯抽采率的大小直接反映了矿井瓦斯抽采工作的效果和煤矿安全生产的水平。
瓦斯抽采率的提高可以减少瓦斯积聚，降低瓦斯浓度，预防瓦斯事故的发生。
一般来说，瓦斯抽采率高于0.3m³/t时，能有效控制瓦斯浓度，瓦斯事故的发生频率会明显下降。
二、瓦斯抽采效率瓦斯抽采效率是指瓦斯抽采系统对井下瓦斯的获取能力，通常以百分比表示。
其计算公式为瓦斯抽采效率=Qgr/Qg，其中Qgr为回收的瓦斯量，Qg为瓦斯抽采量。
瓦斯抽采效率的高低直接影响到瓦斯抽采工程的效果。
瓦斯抽采系统的设计、设备的选用和运行管理等都会影响到瓦斯抽采效率。
高效率的瓦斯抽采系统能够提高瓦斯抽采量，减少瓦斯积存，保证矿井的安全生产。
三、瓦斯抽采系统压力瓦斯抽采系统压力是指瓦斯抽采管道系统中的压力，一般以帕斯卡（Pa）为单位。
瓦斯抽采管道系统的压力要根据矿井的实际情况进行设计，保证瓦斯能够顺利地被抽采到井口，并进一步进行利用或安全排放。
瓦斯抽采系统压力的高低会影响到瓦斯的抽采效果。
过高的瓦斯抽采系统压力会导致瓦斯泄漏和安全隐患，过低的压力则会导致瓦斯的抽采效果不佳。
因此，对于瓦斯抽采系统压力的控制和调整非常重要。
四、瓦斯抽采系统能耗瓦斯抽采系统能耗是指瓦斯抽采工作所消耗的能量，常用能耗指标为能耗量/抽采量，其中能耗量以千瓦时（kWh）为单位，抽采量以m³为单位。
较低的瓦斯抽采系统能耗可以节约能源，并提高矿井的经济效益。
瓦斯抽采系统能耗包括抽采泵的能耗、气动控制系统的能耗等。
在设计和使用瓦斯抽采系统时，需要合理选择设备和控制方式，尽量降低瓦斯抽采系统的能耗，提高能源利用效率。
总之，瓦斯抽采是矿井安全生产的重要环节，瓦斯抽采率、瓦斯抽采效率、瓦斯抽采系统压力和瓦斯抽采系统能耗等基本指标的合理控制和调整，对于保障矿井的安全生产和资源利用具有重要意义。
矿井瓦斯抽采率计算公式
矿井瓦斯抽采率计算公式
矿井瓦斯抽采率是指在煤矿和其他矿山开采过程中，通过采取相应措
施抽采瓦斯的效果。
矿井瓦斯是指地下矿井中由于煤层瓦斯和岩层瓦斯释
放出来的可燃气体混合物。
瓦斯的主要成分是甲烷，同时还可能含有少量
的乙烷、丙烷、氮气和其他一氧化碳等成分。
由于瓦斯具有易燃、易爆、
无色、无味、无毒等特性，如果采矿中的瓦斯抽采不及时或效果不好，将
给矿工的安全带来严重威胁。
其中，瓦斯排放量是指将矿井中的瓦斯排放到矿井外部的量。
瓦斯产
量是指矿井中瓦斯的总产量。
瓦斯抽采率的计算是通过分析瓦斯排放量与
瓦斯产量的比值来评估矿井中瓦斯的抽采情况。
具体计算过程如下：
1.测定瓦斯排放量：利用煤矿瓦斯抽采系统中的抽采装置将瓦斯从矿
井中排放出来，并通过瓦斯抽采设备进行测量和记录。
测定瓦斯排放量时
需要保证测量的准确性，常用的测量方法包括直接测量法和间接测量法等。
2.测定瓦斯产量：利用煤矿瓦斯抽采系统中的测量装置对矿井中的瓦
斯产量进行测量和记录。
测定瓦斯产量同样需要保证测量的准确性，常用
的测量方法包括流量计、浓度计等。
3.计算瓦斯抽采率：根据上述公式，将瓦斯排放量与瓦斯产量进行计算，得到矿井瓦斯抽采率的百分比。
矿井瓦斯抽采率的计算公式是评价煤矿瓦斯抽采效果的重要指标之一、瓦斯抽采率越高，代表煤矿瓦斯抽采工作越效果好，对煤矿安全生产的风
险控制也越好。
因此，煤矿企业需要通过合理的瓦斯抽采系统和科学的管
理措施，提高矿井瓦斯抽采率，确保矿工的安全。
实用瓦斯压力与含量公式
瓦斯含量与瓦斯压力之间的换算公式 100100)1031.0111()(f s A M k KP e M bP abP X ad t t n ad --⋅+⋅+⋅+=- (4-1) 式中 X —原煤瓦斯含量，m 3/t ；P —煤层瓦斯压力，MPa ；a —吸附常数，煤的极限吸附量，m 3/t ；b —吸附常数，MPa -1；t s —试验室作吸附试验的温度，℃，t s ＝30℃；t —井下煤体温度，℃，取t ＝20℃；M ad —煤中水分含量，%；A f ——煤中灰分含量，%；n ——系数，按下式确定：Pn 07.0993.002.0+=； K —煤的孔隙容积，m 3/t ；k —甲烷的压缩系数，取k ＝1.06。
备注：煤的孔隙率是煤中孔隙总体积与煤的总体积之比，通常用百分数表示（%）。
孔隙率的单位有时用cm 3/cm 3、m 3/m 3或m 3/g 、m 3/t 表示。
煤的孔隙率通过实测煤的真密度和视密度来确定，不同单位煤的孔隙率与煤的真、视密度存在如下的关系：t p K ρρ11-= （m 3/t 、m 3/g ）100⨯-=t P t K ρρρ （％）p ρ—— 煤的视密度，即包括孔隙的煤的密度tρ—— 煤的真密度，即扣除孔隙后煤骨架的密度每分钟矿井涌出的纯瓦斯量称为绝对瓦斯涌出量，单位是立方米/分钟。
平均每采一吨煤所涌出的纯瓦斯量称为相对瓦斯涌出量，单位是立方米/吨。
知道定义我想你该知道怎么算了吧。
每分钟矿井涌出的纯瓦斯量=总回风速(米/秒)*总回巷道断面积Y 平方米*60秒*总回瓦斯浓度。
相对瓦斯涌出量=矿井日瓦斯涌出量/矿井平均日产量。
煤层的瓦斯含量计算
煤层的瓦斯含量计算1.1计算原理 煤的瓦斯含量是指单位重量或体积的煤中所含有的瓦斯量，以33m m 或3m t 表示。
它包括游离瓦斯和吸附瓦斯两部分。
游离瓦斯可以按气体状态方程求得00y x VpT Tp ξ= （4-1）式中 y x —煤的游离瓦斯含量，m 3/t ； V —单位重量煤的孔隙容积，t m 3，11a bV γγ=-，a γ、b γ分别为煤样的假密度和真密度；p —绝对瓦斯压力，MPa ；0T 、0p —标准状况下的绝对温度（273K ）与压力（0.101325MPa ）；T —瓦斯的绝对温度，T =273+t ，ξ—瓦斯压缩系数。
吸附瓦斯则根据朗格缪尔方程有()()01n t t x abp x e bp -=+ （4-2） 式中 x x —煤的吸附瓦斯含量；a 、b —煤的吸附常数；e —自然对数的底；0t —实验室测定煤的吸附常数时的实验温度，℃；t —煤层温度，℃；n —系数，按下式确定：pn 07.0993.002.0+=，0T =273K ，0p =0.101325MPa 。
则煤的瓦斯含量为()()t t n x y e bp abp Tp VpT x x x -++=+=0100ξ （4-3） 由于我们想要计算的是煤的瓦斯含量，因此不需要考虑诸如水分、可燃物百分比、温度的影响系数等因素，只需要对煤的吸附常数a，b值进行测定，并带入煤的其它相关参数，然后带入上式进行计算即可。
1.2 煤样的真密度和假密度测定在瓦斯含量计算过程中，需要给出煤样单位重量煤的孔隙容积，因此需要对煤的真密度和加密度进行测定。
1.2.1真密度与假密度测定原理假密度又称视相对密度，是指煤的质量与煤的体积（含煤中的孔隙）之比。
称取一定粒度的煤，表面用液体石蜡封闭，利用全自动密度测定仪间接求得煤样体积，求出煤的视密度。
真密度是指煤的质量与煤的体积之比。
称取一定粒度的煤利用全自动密度测定仪直接测得煤的真密度。
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。
瓦斯含量计算方法
瓦斯含量计算方法Ⅰ、游离瓦斯量的计算计算公式如下：n f P W ⨯10＝游W 游----------游离瓦斯，M 3/t ；Ⅱ 吸附瓦斯①吸附瓦斯计算公式如下：)100)(1(100rr W A bP abP W --+＝吸 W 吸 --------吸附瓦斯，M 3/t ；； a 、b-----------吸附常数；②若没有试验室的a 、b 常数，也可根据煤的工业分析采用下列经验公式计算：Ptn V b V a W e V b PaW A W rrr n r r r 07.0993.002.0004.0121.04.2100)31.01()10()1005.65146.0+=-=+=++-－（＝吸e------------自然对数。
目前我国采掘深度下游离瓦斯在瓦斯含量中所占的比重较大，约占75%以上，并随深度的增加而`加大，瓦斯含量（W含）根据实验室中的测定，在不同瓦斯压力下（相当不同埋藏深度），游离瓦斯和吸附瓦斯在煤的瓦斯含量中所占的比重见表：游离瓦斯和吸附瓦斯在煤的瓦斯含量中所占的比重表③利用瓦斯含量系数计算煤层瓦斯含量如果计算要求不高，可以用瓦斯含量与瓦斯压力的经验公式，根据煤层瓦斯压力确定煤层中的瓦斯含量。
瓦斯含量与瓦斯压力有下列关系式MpaP Mpa t m PW 煤层中的瓦斯压力，瓦斯含量系数，＝含---•----5.03αα瓦斯含量系数α与煤的挥发分关系对照表④瓦斯含量的W 0的另一个公示。
W 0可按下列经验公式确定，当挥发分小于20%的煤层sd K s d P W A P t C P B At t W t a a ⨯-+--⨯-++-=)(1010010010)0027.0(110)000443.0(20当挥发分大于21%的煤层sd K s d P W A P t C P B At t W t a a ⨯-+--⨯-++-=)(1010010010)0022.0(110)000359.0(20 t----------------------煤层温度，摄氏温度p--------------------买深为H 处的瓦斯压力，Mpa ；可用下式确定2.0100+-=H H P H 0----------瓦斯风化带的深度，m A a ----------煤层的灰分，%； W a ----------煤层的水分，%； d-------------煤的密度（真比重），t/m 3； s-------------煤的视比重（假比重），t/m 3； 煤的密度可用下列经验公式求出；a rr A V V d 01.0665.00078.0+-= 当煤中A a <20%时a rA V S 0065.0543.106.0+=当煤中A a >20%时a r A V S 0065.0005.042.1+-=K t--------------沼气压缩系数，查表 沼气压缩系数K t 与温度及压力关系表A、B、C数据由下表查出瓦斯含量计算实例例如：某矿垂深（H ）为400m ，瓦斯压力为3.9Mpa,挥发分（V r ）为15%，灰分（A f ）为4%，水分（W f ）为1%，煤的含氢量（H 2）为4。