瓦斯抽采能力核查计算
瓦斯抽放量计算公式
附录E附录E1.1孔板流量计测定瓦斯流量1.测定要求⑴测定前检查测定仪表，确认完好、灵敏，方可投入测定。
⑵测定仪表与检测管连通，接头不得漏气，仪表显示值稳定后方可读数、记录。
⑶一个测点一次测2～3组数据，取其平均值纳入计算。
⑷光学瓦斯仪测定瓦斯浓度，必须在测点气压状态下读数。
⑸测定温度时，温度计必须插入管内。
⑹测定管堵塞，必须处理后才能测定。
2.计算公式公式一：Q混=1．718×10-2K1））（（tc．－Ph2734481（m3/min）Q纯= Q混×C （m3/min）Q混-矿井标准状态下混合瓦斯流量（m3/min）K1-孔板实际流量特性系数，查表确定；见附表；K 1=189．76amD2a-标准孔板流量系数，查表确定；见附表；m-孔板中心与抽放管截面比，m=d2/D2d-孔板中心直径，m；D-抽放管直径，m；P-孔板进气端绝对静压力，Pah-孔板前后端测点之间压差，PaC-管内瓦斯浓度，%t-管内气体温度，℃Q纯-矿井标准状态下纯瓦斯流量（m3/min）公式二：Q混=3．51×10-2K2）（C．C．Ph-+12931716（m3/min）Q纯= Q混×C （m3/min）Q混-矿井标准状态下混合瓦斯流量（m3/min）K2-孔板特性系数；K 2=nBS孔2g×60n-孔板校正系数，一般取1；B-孔板收缩系数，d/D=0．5时，取0．625S孔-孔板中心孔面积，m2；g –重力加速度，9．8m/s2；P-孔板测定管处绝对静压力，mmHgh-孔板压差，mmH2OC-管内瓦斯浓度，%Q纯-矿井标准状态下纯瓦斯流量（m3/min）3、主要单位换算：1毫米汞柱（mmHg）=133．322 Pa1毫米水柱（mmH2O）=9．80665 Pa1千克每平方厘米（㎏f/㎝2）=9．80665×104 Pa 1标准大气压（atm ）=1．03125×105 Pa 附录E1.2：皮托管测定瓦斯流量1.测定要求⑴测定前检查皮托管全压（+）静压（-）气路，确认畅通，方可投入测定。
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。
抽采能力核定办法
煤矿瓦斯抽采达标能力核定办法一（征求意见稿）煤矿瓦斯抽采达标能力是指在煤矿生产过程中，通风、瓦斯抽采和防突等条件满足相关要求下的矿井煤炭年生产能力。
根据《煤矿安全规程》（2011）、《防治煤与瓦斯突出规定》（2009）、《矿井瓦斯涌出量预测方法》（AQ 1018-2006）、《煤矿瓦斯抽采基本指标》（AQ1026-2006）、《煤矿通风能力核定标准》（AQ 1056-2008）等相关法规，煤矿瓦斯抽采达标能力应按以下办法进行核定。
一、煤矿瓦斯抽采达标能力核定方法（一）允许生产工作面个数核定1.按照《煤矿安全规程》（2011）等规定确定矿井允许生产的最多工作面个数，一个采区内同一煤层的一翼最多只能布置1个回采工作面和两个掘进工作面同时作业。
一个采区内同一煤层双翼开采或多煤层开采的，该采区最多只能布置2个回采工作面和4个掘进工作面同时作业。
2.对根据《煤矿安全规程》（2011）确定的工作面，按《防治煤与瓦斯突出规定》（2009年）进行区域防突措施效果检验，将检验结果有效的采煤工作面个数核定为允许生产的工作面个数n。
（二）采煤工作面瓦斯抽采达标能力核定1.单个采煤工作面日产量按式（1）计算：A=l ci×h ci×ρci×v ci×ηci （1）ci式中：A——第i个采煤工作面日产量，t/d；cil——第i个采煤工作面平均长度，m；cih——第i个采煤工作面煤层平均采高，放顶煤开采时为采放总厚ci度，m；ρ——第i个采煤工作面的原煤视密度，t/m3;civ——第i个采煤工作面平均日推进度，m/d;ciηci——第i个采煤工作面回采率，%，按矿井设计规范和实际回采率选取小值。
2.瓦斯抽采达标核定单个采煤工作面瓦斯抽采达标能力（1）对瓦斯涌出量主要来自于开采层的采煤工作面，核定的工作面产量应以表1中煤层可解吸瓦斯量对应的工作面日产量为核定采煤工作面瓦斯抽采达标能力Abi 。
瓦斯抽采指标计算方法
瓦斯抽采指标计算方法瓦斯是地下矿井中常见的一种气体，对矿工的生命安全和生产环境都带来潜在的威胁。
为了合理有效地评估矿井内瓦斯的含量和浓度，采用瓦斯抽采指标进行监测和控制是必不可少的。
本文将介绍瓦斯抽采指标的计算方法，以帮助矿工科学地进行瓦斯抽采工作。
一、瓦斯抽采指标概述瓦斯抽采指标是对矿井瓦斯抽采效果的评价，主要包括以下几个方面：瓦斯抽采效率、瓦斯抽出量、瓦斯抽采浓度等。
这些指标直接反映了瓦斯抽采的效果和矿井安全状况，能够帮助矿工及时采取相应的安全措施。
二、瓦斯抽采效率计算方法瓦斯抽采效率是指瓦斯抽出量占瓦斯封闭区域内总产瓦斯量的百分比。
其计算方法如下：瓦斯抽采效率 = 瓦斯抽出量 / 总产瓦斯量 × 100%其中，瓦斯抽出量为单位时间内通过瓦斯抽采装置抽出的瓦斯量，总产瓦斯量为单位时间内矿井内总的瓦斯产量。
三、瓦斯抽出量计算方法瓦斯抽出量是指单位时间内通过瓦斯抽采装置抽出的瓦斯量，其计算方法如下：瓦斯抽出量 = 瓦斯抽出装置单次抽采瓦斯量 ×抽采次数其中，瓦斯抽出装置单次抽采瓦斯量为单位时间内瓦斯抽出装置抽出的瓦斯量，抽采次数为单位时间内完成的瓦斯抽采操作次数。
四、瓦斯抽采浓度计算方法瓦斯抽采浓度是指瓦斯抽出装置抽出的瓦斯含量与矿井内总瓦斯浓度的比值，其计算方法如下：瓦斯抽采浓度 = 瓦斯抽出装置抽出的瓦斯含量 / 矿井内总瓦斯浓度× 100%其中，瓦斯抽出装置抽出的瓦斯含量为单位时间内通过瓦斯抽采装置抽出的瓦斯中瓦斯的含量，矿井内总瓦斯浓度为矿井内所有瓦斯的综合浓度。
五、瓦斯抽采指标应用根据以上计算方法，矿工可以根据实际情况对矿井内的瓦斯抽采效果进行评估。
若瓦斯抽采效率低、瓦斯抽出量小或瓦斯抽采浓度高，则需要采取相应的措施提高瓦斯抽采效果，保障矿工的安全。
六、瓦斯抽采指标的局限性虽然瓦斯抽采指标可以对矿井内的瓦斯抽采效果进行评估，但是它也存在一些局限性。
例如，瓦斯抽采指标不能完全反映矿井内瓦斯的分布情况和抽采效果的稳定性，还需要结合其他监测手段进行综合评估。
煤矿瓦斯抽采达标生产能力核定办法
煤矿瓦斯抽采达标生产能力核定办法煤矿瓦斯抽采达标生产能力是指应进行瓦斯抽采的矿井，在满足瓦斯抽采达标要求下的矿井煤炭生产能力。
根据《关于进一步加强煤矿瓦斯防治工作的若干意见》（国办发[2011]26号）、《煤矿瓦斯抽采达标暂行规定》的要求，依据《煤矿安全规程》、《防治煤与瓦斯突出规定》等相关文件及标准，按以下办法进行煤矿瓦斯抽采达标生产能力核定。
一、核定煤矿瓦斯抽采达标生产能力的条件和一般要求1、核定条件（1）煤矿瓦斯抽采达标生产能力核定属于煤矿生产能力核定的范畴，抽采达标生产能力必须首先满足煤矿生产能力核定的要求。
（2）进行煤矿瓦斯抽采达标生产能力核定的矿井必须符合《煤矿瓦斯抽采达标暂行规定》的相关要求。
（3）突出矿井必须执行区域防突措施（区域突出危险性预测、区域防突措施、区域措施效果检验、区域验证）和局部综合防突措施（工作面突出危险性预测、工作面防突措施、工作面措施效果检验、安全防护措施）。
（4）矿井应具有核定需要的瓦斯参数基础数据，主要包括矿井瓦斯涌出量、煤层瓦斯压力、煤层瓦斯含量等。
2、一般要求（1）进行瓦斯抽采能力核定工作，矿井瓦斯抽采率、瓦斯抽采量等一般应以核定年上年度数据计算。
（2）矿井瓦斯抽采能力核定原则上每5年1次。
在每个周期内监管部门或矿井认为瓦斯抽采达标生产能力发生变化的，矿井应向监管部门提出核定申请，进行重新核定。
（3）煤矿瓦斯抽采达标生产能力核定由具有资质的单位进行，资质取得和管理参照煤矿生产能力核定资质管理办法执行。
（4）监管部门应对辖区范围内的矿井瓦斯抽采能力每年组织1次验证，当年现场验证的生产能力大于或等于核定能力时，当年矿井产量不得超过核定的生产能力；当年现场验证的生产能力小于核定能力时，当年矿井产量不得超过现场验证的生产能力。
二、煤矿瓦斯抽采达标生产能力核定方法煤矿瓦斯抽采达标生产能力核定按矿井瓦斯抽采系统能力、矿井实际瓦斯抽采量、矿井满足防突要求的预抽瓦斯量、矿井瓦斯抽采率分别核定，煤矿瓦斯抽采达标生产能力取上述核定结果最小值。
煤层瓦斯基本参数测定与计算
煤层瓦斯抽采基本参数测定与计算
3、煤层瓦斯含量测定与计算
3）煤层瓦斯含量测定： （2）井下解吸法
■现行原则 《煤层瓦斯含量井下直接测定措施》（GB/T23250-2023）
■ 技术原理 和地勘时期瓦斯含量测定措施原理一样，采用解吸法。在 井下
测定瓦斯解吸量和解吸速度，计算损失量，在地面继续测定解吸 量和粉碎后瓦斯解吸量，测定或计算常压可解吸量（近视于残余 量）。四者之和就是煤层瓦斯含量。
边界煤层瓦斯压力一般为0.25~0.3MPa， ②煤层瓦斯压力随深度而增长。根据北票、南桐、天
府、鸡西等矿井统计，每100m垂深，瓦斯压力约 增长0.06~0.16MPa。 ③煤层连续稳定同一深度旳瓦斯压力基本相同。如中 梁山煤矿K1煤层在垂深378m水平沿走向128m范 围内，实测瓦斯压力均在2.8MPa左右。 ④地质构造带煤层瓦斯压力可能异常。
煤层瓦斯抽采基本参数测定与计算
4、煤层透气性系数测
定与计算
P2
★煤层透气性系数是衡量煤层 透气性大小旳指标。 ★物理意义是在1m3煤体旳两 侧，压力平方差为1MPa2时， 经过1m长度旳煤体，在1m2煤 面积上每天流过旳瓦斯量。 ★煤层透气性系数在不同地点 相差很大。在集中应力带，煤 层透气性可降低二分之一或更 多；而在卸压带，则可增长几 十倍到几万倍。
0.2
1.1
482
2.96
12
520
3.63
0.6
780
4.9
煤层瓦斯抽采基本参数测定与计算
2．瓦斯压力测定与计算
2）瓦斯压力旳测定
煤层瓦斯压力测定措施有直接测定法和间接测定法2类。
直接测定法分为打钻、封孔、测压3个环节。其关键旳是严
密封闭钻孔，微量旳漏气将造成测得瓦斯压力值大大不大于 真实旳瓦斯压力值。 • 老式旳测定措施是在岩石巷道中向煤层打钻孔，然后用不同 材料封堵孔口，最终安设测压表测压。近年中国研制了新封 孔材料和措施，很好地处理了煤层中旳钻孔封孔不严旳难题， 因而目前也可在煤层中打钻测压。 • 封孔旳措施有人工填料封孔、机械压入填料封孔、胶圈封孔、 胶囊密封液封孔和三相泡沫密封煤层钻孔等。只要封孔严密， 直接测定法能测出精确旳瓦斯压力值，应用普遍。
(完整word版)矿井瓦斯抽采率1
1、工作面瓦斯抽采率=工作面抽采总瓦斯量/抽采总瓦斯量+风排瓦斯量抽放泵抽采瓦斯量=混合流量×抽采瓦斯浓度×时间（h）10月份采煤一队抽放泵抽采量=3#泵抽采量+4#泵抽采量=2.5+12.5=15 m3/min3#泵抽采量=混合流量×平均抽采瓦斯浓度×时间（h）=36.4×4×288=2.5万m³（1）平均混合流量：36.4m3/min；（2）平均抽采瓦斯浓度：4%；（3）时间（h）：共计抽放288小时。
4#泵抽采量=混合流量×平均抽采瓦斯浓度×时间（h）=48.4×6×720=12.5万m³（1）平均混合流量：48.4m3/min；（2）平均抽采瓦斯浓度：6%；（3）时间（h）：共计抽放720小时。
采煤一队回风风量450 m3/min，回风CH4:0.3%，回风绝度瓦斯涌出量=回风风量×回风CH4浓度=450×0.3=1.35 m3/min；回风瓦斯量=回风绝度瓦斯涌出量×时间（h）=1.35×30×24×60=5.8 m3工作面瓦斯抽采率=抽放泵抽采量/(回风瓦斯量+抽放泵抽采量)=15/(15+5.8)=75%10月份采煤二队抽放泵抽采量=1#泵抽采量1#泵抽采量=混合流量×平均抽采瓦斯浓度×时间（h）=42×15×30×24×60=12.5万m³（1）平均混合流量：42m3/min；（2）平均抽采瓦斯浓度：15%；（3）时间（h）：共计抽放720小时。
采煤一队回风风量420 m3/min，回风CH4:0.2%，回风绝度瓦斯涌出量=回风风量×回风CH4浓度=420×0.2=0.84 m3/min；回风瓦斯量=回风绝度瓦斯涌出量×时间（h）=0.84×30×24×60=3.6 m3工作面瓦斯抽采率=抽放泵抽采量/(回风瓦斯量+抽放泵抽采量)=27.2/(27.2+3.6)=88%2、矿井瓦斯抽采率=抽采总瓦斯量/总排瓦斯量抽采总瓦斯量=1#泵抽采瓦斯量+3#泵抽采瓦斯量+4#泵抽采瓦斯量=42.3万m3/min;总排瓦斯量=总排风量×总排瓦斯浓度×时间（h）=15.4×24×60×30=66.5万m3/min矿井瓦斯抽采率=抽采总瓦斯量/总排瓦斯量=63.6%。
瓦斯抽采公式
瓦斯抽采公式(总2页)--本页仅作为文档封面，使用时请直接删除即可----内页可以根据需求调整合适字体及大小--差h ∆=60mmH 2O=588Pa,管内浓度X=%，测得大气压p=,瓦斯管内负压350 mmHg=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=K —孔板系数 =b —瓦斯浓度校正系数 =x *00446.011-=5.17*00446.011-= x —混合气体中瓦斯浓度，%；h ∆—在孔板前后端所测之压差，588Pa ；h ∆=588=ζp —压力校正系数；=325.101/7.463.89）（-=ζT —温度校正系数；=)23273/(293+=Q 混标=h b k ∆***8.91*ζp *ζT=*****=minQ 纯= Q 混标 CH 4=*%=min压力单位转换1mmH 2O ＝1mmHg ＝ mmH 2O1mmHg ＝ Pa差h ∆=60mmH 2O=588Pa,管内浓度X=%，测得大气压p=,瓦斯管内负压350 mmHg=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=K —孔板系数 =b —瓦斯浓度校正系数 =x *00446.011-=5.17*00446.011-= x —混合气体中瓦斯浓度，%；h ∆—在孔板前后端所测之压差，588Pa ；h ∆=588=ζp —压力校正系数；=325.101/7.463.89）（-=ζT —温度校正系数；=)23273/(293+=Q 混标=h b k ∆***8.91*ζp *ζT=*****=minQ 纯= Q 混标 CH 4=*%=min抽放量标准换算Q 标=05.10*101325*)23273(20273*4670089300***++-=）（）（测标标Q p T T p = 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 ＝ 1mmHg ＝ mmH 2O 1mmHg ＝ Pa。
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。
通风系统生产能力、瓦斯抽采能力核定标准.
通风系统生产能力核定第二十七条核定通风系统生产能力必备条件：（一）必须有完整独立的通风、防尘、防灭火及安全监控系统，通风系统合理，通风设施齐全可靠；（二）必须采用机械通风，运转主要风机和备用主要风机必须具备同等能力，矿井主要通风机经具备资质的检测检验机构测试合格；（三）安全检测仪器、仪表齐全，性能可靠；（四）局部通风机的安装和使用符合规定；（五）矿井瓦斯管理必须符合有关规程规定。
第二十八条通风系统生产能力核定的主要内容：（一）核查采煤工作面、掘进工作面及井下独立用风地点的基本状况；（二）核查矿井主要通风机的运转状况；（三）实行瓦斯抽排的矿井，必须核查矿井抽放瓦斯系统的稳定运行情况；（四）矿井有两个及以上并联主要通风机通风系统时，应按照每一个主要通风机通风系统分别进行通风系统生产能力核定，矿井的通风系统生产能力为每一通风系统生产能力之和；矿井必须按照每一通风系统生产能力合理组织生产。
第二十九条矿井需风量计算办法：（一）生产矿井需要风量按各采、掘进工作面、硐室及其他巷道等用风地点分别进行计算，包括按规定配备的备用工作面需要风量，现有通风系统必须保证各用风地点稳定可靠供风。
Q ra≥(∑Q cfi＋∑Q hfi＋∑Q uri＋∑Q sci＋∑Q rli)×k aq（m3/min）式中：Q ra——矿井需要风量, m3 / min；Q cfi——第i个采煤工作面实际需要风量，m3 / min；Q hfi——第i个掘进工作面实际需要风量，m3 / min；Q uri——第i个硐室实际需要风量，m3 / min；Q sci——第i个备用工作面实际需要风量，m3 / min；Q rli——第i个其他用风巷道实际需要风量，m3 / min；k aq——矿井通风需风系数(抽出式k aq取1.15～1.20,压入式k aq取1.25-1.30)。
（二）采煤工作面需要风量每个采煤工作面实际需要风量，应按工作面气象条件、瓦斯涌出量、二氧化碳涌出量、工作人员和爆破后的有害气体产生量等规定分别进行计算，然后取其中最大值。
检测瓦斯及风量计算公式
检测瓦斯计算公式一、绝对瓦斯涌出量（QGH₄）单位时间内涌进采掘巷道的瓦斯量，称为绝对瓦斯涌出量。
用m³/min或m³/d表示。
可用下式进行计算。
QGH₄﹦QG% （3-1）式中 QGH₄矿井（或采区）绝对瓦斯涌出量，m³/min；Q——矿井（或采区）总回风量，m³/min；G%——矿井（或采区）总回风中的瓦斯浓度，%。
二、相对瓦斯涌出量（q GH₄）在矿井正常生产条件下，月平均日产一吨煤在一昼夜内涌出的瓦斯量，称为相对瓦斯涌出量。
用m³/t表示。
可用下式进行计算。
) （3-2）式中—矿井（或采区）相对瓦斯涌出量，m³/t；QGH₄—矿井（或采区）绝对瓦斯涌出量，m³/min；A——矿井（或采区）月产煤量，t；n——矿井（或采区）月工作天数。
测风预算公式断面（S）表速风速（V）风量（Q）表校正公式（1.01X—0.087）表速÷60秒（S）×（表校正公式）×60×断面﹦风量（Q）例：表速100转断面（8.5㎡）100÷60×1.01—0.087﹦风速 V：1.596m／秒（S）风速（1.596m／S）×60×断面﹦风量Q：775m³／分（min)瓦斯绝对涌出量×60×24 C：瓦斯 Q：风量m³/分（min）m³/分（min）式：Q=Q.C﹪×60×24／日Q=风量 C=(采区、工作面等)m³/分（min）C=风流中的沼气浓度﹪例：总风量（1600m³/分) CH4（0.15﹪）求分钟绝对量×1600=2.4m³/分（min）求一天×1600×24×60=3456 m³/日瓦斯相对涌出量Q=Q（沼）． n／T m³／T式中：Q=绝对瓦斯涌出量m³／日n=月工作天数（日） T=月产煤量例：月产煤9000吨／月生产30天绝对瓦斯涌出量3456m³/日求煤矿相对瓦斯涌出量=11.52m³/T例：CH4（0.18﹪）产量（7000t） Q=（724m³／S）绝对量CH4（）×Q（724 m³／S）= 1.3 m³／min（分）1.3 m³／（分）×60（分）×24（h）一日绝对量1876 m³／日8.04 m³／T某矿：例总进风： 1346m³／min 瓦斯（CH4）0.18﹪总回风： 1560 m³／min 二氧化碳（CO2）0.14﹪月产量：8000吨（T）矿井绝对涌出量：（CH4）0.18÷100×1560＝2.8 m³／min（CO2）0.14÷100×1560＝2.18 m³／min矿井瓦斯相对涌出量（CH4）0.18÷100×60分×24时×30天÷8000吨×1560m³／min＝15.6m³t／日（CO2）0.14÷100×1560×60×24×30÷ 8000＝11.79 m³t／日采煤工作面瓦斯绝对涌出量（CH4）0.12﹪÷100×300³/min Q=0.36m³／分钟（min）（CO2）0.10﹪÷100×300³/min Q=0.30m³／分钟（min）采煤工作面瓦斯相对涌出量（CH4）0.12﹪÷100×60×24×30×300（Q）m³／min÷3000T=5.18m³／t／日（CO2）0.10﹪×300×60×24×30÷3000T=1.43m³／t／日掘进工作面瓦斯绝对涌出量（CH4）0.12÷100×267³/min（Q）=0.32m³／分钟（min）（CO2）0.06÷100×267³/min（Q）=0.16m³／分钟（min）掘进工作面瓦斯相对涌出量（CH4）0.12÷100×267×60×24时×30天÷1800T=7.7m³／t／日（CO2）0.06÷100×267×60×24×30÷1800T=3.84m³／t／日主斜井S＝4.07㎡注：净断面4.07-0.4（人体）=3.67㎡半园高：1.2m 宽2.4m 全高2.0mS=B(宽) (h(高)+0.39B)风表号 1300(中速) 核正方式: 表速（X） 1.01-0.087 第一次表速 V（风速） Q（风量） CH4﹪ CO2﹪ 400转 6.6m³/s 1463m³/min 0.00 0.04 第二次表速 V Q CH4﹪ CO2﹪ 388转 6.44m³/s 1419m³/min 0.00 0.04 第三次表速 V Q CH4﹪ CO2﹪ 376转 6.27m³/s 1381m³/min 0.00 0.04 时间： 01月06日 01月16日 01月26日总产量8100吨（回采）工作面进风：断面：梯形上宽（1.6m）下宽（2.4m）高度（2.0m）=4㎡表速风速（V）风量（Q） CH4﹪ CO2﹪第一次88转 1.39m³/s 300m³/min 0.04 0.04 第二次91转 1.44m³/s 311m³/min 0.04 0.04 第三次85转 1.36m³/s 293m³/min 0.04 0.04 （回采）工作面回风：断面：梯形上宽（1.6m）下宽（2.3m）高度（1.9m）=3.7㎡表速风速（V）风量（Q） CH4﹪ CO2﹪第一次98转 1.56m³/s 309m³/min 0.04 0.04 第二次102转 1.63m³/s 322m³/min 0.04 0.04 第三次96转 1.53m³/s 303m³/min 0.04 0.04法定计量单位：(长度)千米《公(km)里》米(m)分米(dm)厘米(cm)毫米(mm)微米(um)钠米(nm)法定计量单位：(面积)平方千米《平方(k㎡)公里》平方米(㎡)平方分米(d ㎡)平方厘米(c㎡)平方毫米(m㎡)法定计量单位：(重量)百万吨(Mt) 吨(t) 千克(kg)克(g)分克(dg)厘克(cg) 毫克(mg)微克(ug)钠克(ng)法定计量单位：(符号)小时(h)分(min)秒(s)毫秒(ms)米³/小时(m³/h) 米³/分(m³/min)公里/小时(km/h) 米/秒(m/s) 米/秒²(m/s²)千克/米(kg/m)毫克/米³(mg/m³)牛[顿](N)千牛(kN)米³/吨(m³/t)帕[斯卡](pa)兆帕(MPa)摄氏度()度《平面度》(°)安[培](A)伏[特] (V)千伏(kV)欧[姆]()瓦[特](W) 千瓦(kW) 焦瓦(J) 分贝(A级)dB(A) 勒[克斯](Ix)大于() 大于或等于() 小于() 小于或等于()半园拱计算公式例：宽3.2m；墙高1.4m；拱高1.6m：（一）B（宽）（h高＋0.39×3.2m）=3.2m（1.4m＋0.39×3.2m）=3.2m（1.4m＋1.25）=3.2m×2.65=8.48m²（二）（B宽×h墙高）＋（拱高×拱高×3.14÷2）=（3.2m×1.4m）＋（1.6m×1.6m×3.14÷2）=（3.2m×1.4m）＋（8.038÷2）=4.48＋4.02=8.5m²三芯拱计算公式例：宽3.2m；墙高1.4m；拱高1.6m：（三）B（宽）（h高＋0.28×3.2m）=3.2m（1.4m＋0.28×3.2m）=3.2m（1.4m＋0.9）=3.2m×2.3=7.36m²。
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。
瓦斯抽采计算方法
煤矿瓦斯抽放煤炭科学研究总院抚顺分院 胡光龙（煤矿瓦斯治理研讨会交流材料）1、煤矿瓦斯与控制方法煤矿瓦斯——主要是指煤中伴生的CH 4，从褐煤到无烟煤，吨煤生成CH 4量为68～419m 3。
CH 4——吸附和游离两种状态赋存于煤孔隙表面和空隙中，一般吸附量占85%以上。
影响吸附瓦斯量和游离瓦斯量决定性因素：P ：瓦斯压力；a ：煤的性质即纯煤极限吸附量；b ：与P 有关的吸附常数，所以吸附量：X o =bpabp +1（1-1）0℃时纯煤吸附CH 4量。
Xt=X o e -nt （1-2）t ℃时纯煤吸附CH 4量。
n=0.07p0.9930.02+（1-3）与压力有关的常数。
X W =MadXt 31.01+（1-4）水份为Mad 时吸附CH 4量。
X ′t =X W 100100Aad Mad −−（1-5）原煤吸附CH 4量。
Xp=kr KP 10（1-6）煤中游离的CH 4量。
Wo= X ′t + Xp （1-7）煤温t ℃，瓦斯压力为P 等时的原煤CH 4量。
CH 4主要物化性：CH 4：无色、无味、无臭、可燃、可爆气体（5～15%），分子直径0.41nm ，密度（标况）0.716kg/m 3，是空气的0.5547倍（0℃），扩散速度是空气的1.34倍。
空气中CH 4达43%时O 2则小于12%，人窒息。
煤矿瓦斯控制方法：（1）矿井通风目的：稀释CH 4至1%，0.75%以下。
（2）抽放瓦斯目的：减少采煤过程中井巷中的CH 4量，以适应矿井通风能力。
2、煤层瓦斯三个基本规律（1）瓦斯赋存规律——Wo 大小规律a.在瓦斯带Wo 正比于H ；b.Wo 在开放性断层附近小，封闭性断层附近则大；c.围岩致密完整Wo 大；d.煤质：Wo 随煤阶升高而增加；e.地下水活跃区Wo 小（溶和增加透气性）。
Wo 的测定方法：直接法（解吸法）和间接法。
直接法：Wo=W 1+W 2+W 3W 1：解吸CH 4量；W 2损失量；W 3残存量。
煤矿作业规程计算公式
煤矿作业规程计算公式1.瓦斯抽采量计算公式瓦斯抽采量是煤矿的重要指标之一，计算公式如下：瓦斯抽采量（万立方米/每日）=矿井瓦斯涌出量（立方米/每日）×瓦斯抽采浓度（%）其中，矿井瓦斯涌出量是通过煤矿的监测系统获得的，瓦斯抽采浓度是指对瓦斯进行抽采后的浓度。
2.通风量计算公式通风是保证煤矿作业安全的重要措施之一，通风量的计算公式如下：通风量（万立方米/每分钟）=风机轴功率（千瓦）/风机全压（帕）其中，风机轴功率是指风机供应风量所需的功率，风机全压是风机在通风管道中提供的总压力。
3.掌子面单次进刀推进速度计算公式掌子面单次进刀推进速度是衡量煤矿掌子面作业效率的重要指标之一，计算公式如下：掌子面单次进刀推进速度（米/分钟）=掌子面上一次推进长度（米）/推进时间（分钟）其中，掌子面上一次推进长度是指掌子面上一次推进掌子进刀的长度，推进时间是完成进刀的时间。
4.综采工作面回采率计算公式综采工作面回采率是衡量煤矿回采效率的重要指标之一，计算公式如下：综采工作面回采率（%）=回采工作面回采煤量（吨）/煤层储量（吨）×100%其中，回采工作面回采煤量是指工作面回采的煤总量，煤层储量是指煤矿地质勘探获得的煤储量。
5.瓦斯爆炸危险性计算公式瓦斯爆炸是煤矿生产过程中的重要风险之一，危险性的计算公式如下：危险性指数（HI）=瓦斯涌出量（立方米/每吨煤）×瓦斯爆炸指数（%）其中，瓦斯涌出量是指每吨煤产生的瓦斯量，瓦斯爆炸指数是指瓦斯的爆炸能力。
以上是一些常用的煤矿作业规程计算公式，这些公式能够帮助煤矿工作人员准确计算和评估煤矿生产中的各项指标和风险，有助于提高安全性和效率。
在实际应用中，还需考虑煤矿的特定情况和工艺要求，进行适当的调整和补充。
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平均瓦斯抽采量为 6.55m3/min，抽采率 53%；
矿井及采掘工作面、老采空区瓦斯平衡见表3-8-4。
表 3-8-4 矿井及采掘工作面、老采空区瓦斯现状平衡表
回采工作面
掘进工作面
抽
开采煤层
风排量 抽采量 采 风排量 抽采量 (m3/min) (m3/min) 率 (m3/min) (m3/min)
要应从年度瓦斯抽采钻孔量、年度瓦斯抽采量和抽采系统能力三方面
进行核查。
⑴年度瓦斯抽采钻孔量
2 号煤回采工作面开采层抽放钻孔量计算：
2 号煤回采工作面实际采用单侧顺层平行钻孔抽放，钻孔间距为
10m，工作面长度为 200m，钻孔长度 160m，2 号煤回采工作面走向长
度为 720m。则工作面共布置钻孔数为： 720÷10=72 个。
பைடு நூலகம்
层瓦斯涌出为 6.01-7.26m3/min，约占整个回采工作面瓦斯涌出的 57.88%－58.22%，邻近层瓦斯涌出为 4.37-5.21m3/min，约占整个回 采工作面瓦斯涌出的 41.78%－42.12%。
⑶矿井瓦斯抽采方法，抽采系统设备及管路参数，抽采设备工作 方式、抽采管路布置
该矿采用回采工作面开采层抽采、邻近煤层抽采和采空区抽采相 结合的综合抽采方式。即对 2 号煤层回采工作面开采层采用单侧顺层 平行钻孔进行抽放，邻近层采用倾斜穿层钻孔进行卸压抽放，采空区 采取在采空区横贯密闭插管抽采和采后闭墙插管进行全封闭抽放；3 号煤层回采工作面开采层采用单侧顺层平行钻孔进行抽放，邻近层和 采空区利用上部 2 号煤层采空区瓦斯抽放系统解决。
3、计算结果验证 根据计算结果，矿井实际年度抽采量达到《煤矿瓦斯抽采基本指 标（AQ1026-2006）》要求。 1183 万 m3（实际年度抽采量）＞1077.48 万 m3（规定矿井年度抽 采量） 所以矿井年度瓦斯抽采量达标。 按矿井瓦斯抽采能力计算矿井产量： 矿井最大年产量＝330×24×60×矿井瓦斯抽采量／(规定矿井 最小瓦斯抽采率×矿井相对瓦斯涌出量) ＝330×24×60×20.58／ (40％×16.24)＝150.5 万吨。 矿井抽采能力能够达到 150 万吨矿井生产能力的要求。 ⑶抽采系统能力核查 矿井现有瓦斯抽放泵 6 台： 2BE3-420 两台（一用一备）额定流量为 185m3/min，功率 315kw； 2BEC-670 两台（一用一备）额定流量为 465m3/min，功率 630kw； 2BE1-253 一台（工作），额定流量为 60m3/min，功率 75kw； 2BE1-303 一台（备用）额定流量为 90m3/min，功率 110kw。 矿井正常生产时高负压系统运行 1 台 2BE3-253 抽放泵和一台 2BE3-420 抽放泵；低负压系统运行 1 台 2BEC-670 抽放泵。 1、抽放泵能力核查 ①抽放泵流量核查
风井场地设立地面瓦斯抽放泵站一座，站内装备有 2BE3-420 型 水环真空泵 2 台（用于高负压抽放系统，一用一备）和 2BEC-670 型 水环真空泵 2 台（用于低负压抽放系统，一用一备）；工作面移动瓦 斯抽放系统装备有 2BE1-253 和 2BE1-303 型水环真空泵 2 台，用于高 负压抽放系统，一用一备；
钻孔总进尺为：72×160=11520m
工作面煤炭总储量为：720×1.01×200×1.35=196433t
则：吨煤钻孔量为 11520÷196433=0.06m/t，满足吨煤钻孔量表
中相关的规定要求，可见回采工作面开采层抽放钻孔布置是合理的。
3 号煤回采工作面开采层抽放钻孔量计算： 3 号煤回采工作面实际采用单侧顺层平行钻孔抽放，钻孔间距为 7m，工作面长度为 200m，钻孔长度 160m，工作面平均走向长度为 760m。 则工作面共布置钻孔数为： 760÷7=109 个。 钻孔总进尺为：109×160=17440m 工作面煤炭总储量为：760×1.8×200×1.35=369360t 则吨煤钻孔量为 17440÷369360=0.05m/t，满足吨煤钻孔量表中 相关的规定要求，可见回采工作面开采层抽放钻孔布置是合理的。 根据：采区抽采钻孔量=采区产量/采区回采率×吨煤钻孔量系数 所以矿井年产量 150 万吨时 2#煤回采面年度抽采钻孔量应为： 年度瓦斯抽采钻孔量=60 万吨/90%×0.063m/t=42000m 矿井年产量 150 万吨时 3#煤采面年度抽采钻孔量应为： 年度瓦斯抽采钻孔量=90 万吨/90%×0.05m/t=40500m 其中：吨煤钻孔量系数依据《煤矿瓦斯抽采指标（AQ1026-2006）》 取得；采区产量根据实际生产过程中采区产量取得。（矿井核定产量 为 150 万吨，2 号煤层年产量约 60 万吨，3 号煤层年产量约为 90 万 吨） ⑵实际矿井年度抽采钻孔量 2 号煤 2222 工作面年度抽采钻孔量=月平均抽放钻孔量×12 所以，年度抽采钻孔量=4067×12=48812m 其中：月平均抽放钻孔量根据最近三个月的瓦斯抽放钻孔工程月 报表平均计算得到。 3 号煤 2329 工作面年度抽采钻孔量=月平均抽放钻孔量×12 所以，年度抽采钻孔量=3488×12=41860m 其中：月平均抽放钻孔量根据最近三个月的瓦斯抽放钻孔工程月 报表平均计算得到。
2BEC-670 抽放泵抽采量：Qz =465×52%×0.8/1.5=128.96m3/min
2BE3-253 抽放泵抽采量：Qz =60×40%×0.8/1.5=12.8m3/min
2BE1-303 抽放泵抽采量：Qz =90×40%×0.8/1.5=19.2m3/min
矿 井 正 常 生 产 时 高 负 压 运 行 一 台 2BE3-253 抽 放 泵 和 一 台 2BE3-420抽放泵，所以矿井高负压抽放泵最大抽放量为：
Qz=Q 泵 Xη/K 式中：Qz—瓦斯抽放泵最大抽采瓦斯总量（纯量），m3/min；
Q 泵—瓦斯抽放泵额定流量，m3/min； X—瓦斯抽放泵入口处瓦斯浓度，%； K—瓦斯抽采的综合系数，取 K=1.2-1.8；
η—瓦斯抽放泵机械效率，一般取 80%；
2BE3-420 抽放泵抽采量：Qz =185×40%×0.8/1.5=39.47 m3/min
⑶计算结果验证 根据计算结果，矿井实际年度抽采钻孔量达到《煤矿瓦斯抽放规 范（AQ1027-2006）》要求。 2 号煤层 2222 工作面年度抽采钻孔量 48812 m（实际抽采钻孔量） ＞42000m（规定抽采钻孔量） 3 号煤层 2329 工作面年度抽采钻孔量 41860m（实际抽采钻孔量） ＞40500m（规定抽采钻孔量） 所以矿井年度瓦斯抽采钻孔量达标。 ⑵年度瓦斯抽采量 1、规定矿井年度瓦斯抽采量 根据实际情况，矿井年度瓦斯抽采量计算方式选择方法二即按矿 井瓦斯抽采率计算（适用于矿井瓦斯涌出主要来源于邻近层或本煤 层）： 年度瓦斯抽采量=矿井绝对瓦斯涌出量×矿井相对应的矿井抽采 率×1440×365 所以矿井最大年度瓦斯抽采量应为： 51.25m3/min×40%×1440×365=1077.48 万 m3 其中：矿井绝对瓦斯涌出量据山西省煤炭工业厅文件晋煤瓦发 [2011]1631 号文《关于关于临汾市 2011 年度矿井瓦斯等级和二氧化 碳涌出鉴定结果的批复》和矿井瓦斯涌出量预测相比取较大值；矿井 相对应的矿井抽采率依据《煤矿瓦斯抽采基本指标（AQ1026-2006）》 取得。 2、矿井年度瓦斯实际能达到的抽采量 年度瓦斯抽采量=月平均瓦斯抽采量×12 所以：年度瓦斯抽采量=98.58×12=1183 万 m3 其中：月平均瓦斯抽采量取新安装瓦斯泵最近月抽采量平均值
⑷矿井及采掘工作面平均瓦斯抽采量、抽采率 矿井达产时，全矿最大绝对瓦斯涌出量为 51.25m3/min，其中， 2222 回 采 工 作 面 瓦 斯 涌 出 为 14.00m3/min ， 平 均 瓦 斯 抽 采 量 为 5.6m3/min，抽采率 40%；2329 回采工作面瓦斯涌出为 12.47m3/min，
13.86 59
6.59
6.55 49
15.85 20.58 56
36.43
⑸矿井瓦斯抽采监测监控系统
矿井现采用 KJ70N 型瓦斯抽放监测系统，井下管路采用人工检测
监控方法。
2、矿井瓦斯抽采能力核查计算
依据《煤矿瓦斯抽采指标（AQ1026-2006）》和《煤矿瓦斯抽放规
范（AQ1027-2006）》所确定的指标及测算方法，瓦斯抽采达标核查主
%
2 号煤
8.4
5.6 40 0.86
3 号煤
5.92
6.55 53 0.67
合计
14.32
12.15 47 1.53
瓦斯涌出 量(m3/min)
26.47
1.53
老采空区 抽采量 (m3/min)
8.43
8.43 8.43
全矿井
抽 风排量 抽采量 采 (m3/min) (m3/min) 率
%
9.26
高负压抽放系统管路敷设路径为：工作面顺槽(选用φ219×9 无 缝钢管)→回风大巷(选用φ219×9 镀锌铁管)→回风立井井筒(选用 φ219×9 镀锌铁管)
低负压抽放管路系统为：工作面回风顺槽(选用φ600×9 镀锌钢 管)→905m 水平回风大巷(选用φ600×9 镀锌钢管)→回风立井井筒 (选用φ600×9 镀锌钢管)→泵站。
12.8m3/min+39.47m3/min=52.27m3/min 年度抽放量为：52.27m3/min×1440×365=2747.3万m3
矿井正常生产时低负压运行一台 2BEC-670 抽放泵，所以矿井低
负压抽放泵最大抽放量为：128.96m3/min
年度抽放量为：128.96m3/min×1440×365=6778.1万m3 总抽放量：2747.3万m3+6778.1万m3=9525.4万m3`
换算为标准状态下纯瓦斯量为：
9525.4万m3×40%=3810.16万m3 浓度）