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排放瓦斯时间计算

1.2控制排放瓦斯的方法

为使排放瓦斯风流在同全风压风流混合后，其中的瓦斯浓度不超限，必须采取控制排放方法，严禁“一风吹”，现场采取的控制方法主要有：

(1)增阻限风法。增阻限风法的实质就是增加局部通风机的工作风阻，以限制局部通风机的风量，达到控制排放瓦斯的目的。主要方法有2种，一是在局部通风机入风口用木板阻挡；二是在风机出风侧用绳子捆绑。

(2)分风限风法。分风限风法的实质是让风流分岔，只让部分风流通过风筒进入独头巷道以排放瓦斯，另一股风流则同全风压风流一起稀释排放出来的瓦斯。主要有2种：一是在风机出风侧设“三通”，通过调节2个阀门的开启程度来控制进入独头巷道的风量；另一种是将风筒在风机出风口断开，调节对口位置以控制送入独头巷道的风量。

(3)逐段排放法。逐段排放法是指在独头巷道内将风筒断开，将独头巷道内积存的瓦斯由外向里逐段排放出来。

上述三类控制排放瓦斯的方法各有优缺点，增阻限风法缺点是风机处于高风阻状态下启动并运行，易处于不稳定状态，且风量控制不易把握。分风限风法缺点也在于风量不易根据全风压混合处的瓦斯浓度来准确控制，实际操作时容易出现风量过小而影响排放速度，风量过大又增加了排出的瓦斯量，使全风压混合处瓦斯浓度超限，若能通过设在全风压混合处的探头自动控制往独头巷道中的送风量，则此法也比较理想。逐段排放法的缺点在于排放瓦斯人员处于浊风中，操作不当就会存在不安全隐患。若排放人员有一定的工

作经验，能严格控制排放量，安全问题是能解决的，此方法的优点在于风机吸入的风量全部用于排放并稀释瓦斯，所以在停风区内积聚的瓦斯浓度高且全风压风量又不太大时，采用逐段排放比较好。2有关参数计算

独头掘进巷道停风后，其内部积存的瓦斯量、瓦斯浓度、排放时最大供风量、最大排放量和最短的排放时间都很有必要在排放前制定的安全措施报告中计算出来，这样一是有利于排放瓦斯人员在实际操作时做到心中有数，二是有利于妥善安排停电撤人区域内各部门的工作。严格讲，井下条件复杂，有关计算属于估算，与实际情况未必完全相符，执行时应根据实际情况灵活调整。

2.1独头巷道内积存的瓦斯量

V CH4＝KQ CH4t

式中V CH4——独头巷道内积存的瓦斯量，m3；

Q CH4——正常时独头巷道的绝对瓦斯涌出量，m3／min；

t——停风时间，min；

K——停风后独头巷道内绝对瓦斯涌出量与正常掘进时绝对瓦斯涌出量之比值，K值因矿井及独头巷道的具体情况，即瓦斯涌出源的构成不同而不同，但停风后由于巷道不掘进，CH4涌出量减小，故K＜1，一般为0.3～0.7。

2.2独头巷道内积存的瓦斯浓度

C＝V CH4×100／LS＝KQ CH4t×100／LS

式中C——独头巷道内CH4平均浓度，%；

L——独头巷道长度，m；

S——独头巷道平均断面积，m2。

当停风时间很长，即t值很大时，有可能使计算出的C≥100％，这与实际情况不符，此时取C＝100％，从另一方面讲，独头巷道内CH4分布是不均匀的。

2.3最大排放量

M＝Q0（1.5－C0）／100

式中M——从独头巷道中每分钟最多允许排出的瓦斯量，m3／min；

Q0——全风压通风巷道中风量，m3／min；

C0——全风压通风巷道入风流中携带的CH4浓度，%。2.4最大供风量

Qmax＝M×100／C＝Q0（1.5－C0）／C

式中Qmax——允许往独头巷道内供风量的最大值，m3／min；

C——独头巷道内平均CH4浓度，%。

2.5排放时间T

由V CH4＋KQ CH4T＝MT知：

T＝V CH4／(M－KQ CH4)

式中T——排放独头巷道中瓦斯所需要的时间，min。

严格讲，排放瓦斯时间T应根据实际操作时再定，以上计算是按最大排放量来推算的，实际操作时，排放瓦斯风流同全风压混合处的CH4浓度不可能恒为1.5%，另外还应考虑，瓦斯排放完后，必须等30 min，确证无异常变化后，方可恢复正常供风与生产，故实际排放时间可参考本矿过去的经验值。

煤矿瓦斯抽采基本指标

AQ1026-2006煤矿瓦斯抽采基本指标前言 1 范围 2 规范性引用文件 3 必须进行瓦斯抽采的矿井 4 瓦斯抽采应达到的指标 5 指标的测定及计算方法 6 其他前言本标准全部内容为强制性条文。本标准由国家煤矿安全监察局提出。本标准由全国安全生产标准化技术委员会煤矿安全分技术委员会归口。本标准起草单位：煤炭科学研究总院重庆分院、中国矿业大学、煤炭科学研究总院抚顺分院、阳泉矿业（集团）有限责任公司、淮南矿业（集团）有限责任公司、芙蓉（集团）实业有限责任公司。本标准主要起草人：胡千庭、文光才、俞合香、王魁军、李宝玉、周德昶、高正强、龙伍见。 1 范围本标准规定了煤矿瓦斯抽采应达到的指标及其测算方法。本标准适用于井工煤矿。 2 规范性引用文件下列文件中的条款通过本标准的引用而成为本标准的条款。凡是注日期的引用文件，其随后所有的修改单（不包括勘误的内容）或修订版均不适用于本标准，然而，鼓励根据本标准达成协议的各方研究是否可使用这些文件的最新版本。凡是不注日期的引用文件，其最新版本适用于本标准。 MT/T638 煤矿井下煤层瓦斯压力的直接测定法 MT/T77 煤层气测定方法（解吸法） AQ1025 煤井瓦斯等级鉴定规范 3 必须进行瓦斯抽采的矿井有下列情况之一的矿井，必须建立地面永久抽采瓦斯系统或井下临时抽采瓦斯系统： a) 一个采煤工作面的瓦斯涌出量大于5m3/min或一个掘进工作面瓦斯涌出量大于m3/min，用通风方法解决瓦斯问题不合理时； b) 矿井绝对涌出量达到以下条件的： ——大于或等于40m3/min； ——年产量1.0~1.5Mt的矿井，大于30m3/min； ——年产量0.6~1.0Mt的矿井，大于25m3/min； ——年产量0.4~0.6Mt的矿井，大于20m3/min； ——年产量等于或小于0.4Mt的矿井，大于15m3/min； c) 开采有煤与瓦斯突出危险煤层。 4 瓦斯抽采应达到的指标 4.1 突出煤层工作面采掘作业前必须将控制范围内煤层的瓦斯含量降到煤层始突深度的瓦斯含量以下或将瓦斯压力降到煤层始突深度的煤层瓦斯压

瓦斯排放专项安全风险辨识评估

吉林省宇光营城矿业有限公司启封密闭、瓦斯排放专项辨识及管控措施二〇一七年十月二十三日

风险辨识环节：2017年10月23日我矿针对8303综采工作面启封密闭、瓦斯排放，开展专项辨识评估，相关内容如下： 1、启封密闭前必须制定专项安全技术措施。 2、组织参与启封密闭的矿领导、救护队、瓦斯检查员等相关人员进行学习安全技术措施。 3、瓦斯排放期间必须有一名矿领导跟班现场指挥，设专职瓦斯检查员检查瓦斯浓度，附近安设通讯电话，以保持联系。 4、明确相关人员职责，撤除井下启封密闭、排放瓦斯可能影响的相关地点作业的人员，站好岗哨，站岗采用专人送岗撤岗方式进行，且要明确送岗人员为现场负责人。 5、排放时间根据具体情况而定，排放期间的警戒由现场排放指挥安排，救护队派专人担当，安检员负责检查警戒情况，救护队负责瓦斯现场瓦斯的排放。入井前所有参加排放瓦斯人员对自己的呼吸器用效验仪进行严格检查，发现问题立即处理，确保仪器完好。 6、准备完毕后，救护队负责人对所有参加排放瓦斯人员的仪器必须进行详细检查，发现问题及时处理，确保合格后做好记录并签字。入井排放瓦斯人员的着装和使用的仪器、自救器、矿灯等必须整齐完好。排放瓦斯前，首先检查局扇及其开关附近10m范围内风流中的瓦斯浓度，均不得超0.5%，按规定区域断电撤人、警戒后，方可人工开动局扇，向被排放巷道送入有限的风量，逐节排放瓦斯。 7、实施启封密闭、排放瓦斯必须按程序进行汇报。 8、严格进行瓦斯、氧气等气体检查，将情况向矿调度室汇报。

启封密闭、瓦斯排放专项辨识评估 9、开展启封前侦查工作和准备工作，确保各项条件都达到要求。 10、明确局部通风机的管理人员和停电操作人同，确保启封密闭、排放瓦斯顺利进行。 11、凡是通往瓦斯排放回风流的地点，必须设置警戒，警戒人员要认真负责，不得擅自离岗睡觉，防止闲杂人员进入回风流及警戒位置。 12、排放时，必须采取限制向独头巷道内送入风量的方法，严禁“一风吹”。排放时，应在全风压风流混合处悬挂一台便携式瓦检仪，由瓦检员在该处检查瓦斯，只有当该处CH4、CO2浓度不超过1.5%时，方可续节风筒。排放时，应控制风筒出口端，使其在不同断面上，由外向内，逐渐推进，在同一断面上,自下而上全断面排放瓦斯。排放瓦斯后，经过检查证实整个独头巷道内风流中瓦斯浓度不超过1% ，二氧化碳浓度不超过1.5%，经稳定20分钟无异常后，方可恢复正常通风，撤回警戒。巷道恢复正常通风后，必须由电工对巷道中的电气设备进行检查，证实电气设备完好后，方可恢复供电。有下列情况之一者不得排放瓦斯：（1）无批准的措施或措施与现场情况不相符的；（2）排放措施未贯彻、责任未落实的；（3）井下现场总指挥未到排放瓦斯现场的；（4）参加排放瓦斯的人员不齐、警戒人未安排到位、回风流撤人、断电未完成的；排放瓦斯其它注意事项： 1、参加排放瓦斯人员的矿灯及所携带的便携仪瓦斯报警仪、氧气便携仪、二

排瓦斯措施(样版)

排放瓦斯安全技术措施一、排放瓦斯地点：二、排放瓦斯单位：通风区救护中队三、排放瓦斯领导组： 1、成立瓦斯排放地面指挥部，指挥部设在调度室：总指挥：（总工程师）副总指挥：（通风矿长）成员：、、、、 2、成立瓦斯排放现场指挥部现场总指挥：现场副总指挥：四、部门职责 1、总工程师对排放瓦斯工作负全面责任，负责措施的审批、贯彻、指挥和组织排放工作。 2、通风区负责瓦斯排放措施的编写和瓦斯排放工作的执行。 3、机电科负责指定断电范围及排放瓦斯流经路线上的电气设备停送电工作。 4、调度室负协调责任，负责上传下达各项汇报情况及指令，做好记录工作。 5、安监科负责安排警戒人员以及排放措施的现场监督，对措施不落实或违章排放必须责令制止，追查有关人员责任，

严肃处理。 6、信息科负责保障瓦斯排放地点通讯通畅，负责瓦斯传感器运行正常，数据准确。 7、地址测量科负责核实封闭巷道长度及巷道内积水情况，提供积水排放方案。 8、救护中队负责瓦斯排放应急救援工作，负责协同通风区进行瓦斯排放工作。五、排放方法：风机排放（预计巷内瓦斯浓度在3%以上）警戒人员由救护中队提供名单并指定带队人员撤人及断电范围：六、参加人员专职瓦检员2名、专职安检员2名、专职电工2名、通风工3名、专职救护队员9名及相关部门负责人。七、排放时间年月日点分至点分八、概况 1、X巷共封闭巷道175m，封闭时间从2012年4月至今，封闭时在X巷口施工密闭1道，主题结构为砖，砖墙用水泥抹面并喷浆。 2、因调整通风系统，现需将密闭打开排放瓦斯。密闭巷道内预计瓦斯浓度为5.0%，巷道断面为15m2，则密闭巷道内瓦斯总量为175×15×5.0%=131.25m3，排放瓦斯风机

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 =0.319 K —孔板系数 =10.615 b —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=24.2478 ζp —压力校正系数；=325.101/7.463.89）（-=0.6484 ζT —温度校正系数；=)23273/(293+=0.9949 Q 混标=h b k ?***8.91 *ζp *ζT =0.319*10.615*1.0415*24.2487*0.6484*0.9949 =55.17m 3/min Q 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/min P ——测定时管道内气体压力， Pa T ——测定时管道内气体绝对温度，k T=273+t t=测定时管道内气体摄氏温度 p 标——标准状态下的绝对压力，Pa T 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

瓦斯抽采指标计算方法

l 一评价单元抽采钻孔控制范围内煤层平均倾向长度, m ；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: max 式中：一预抽时间差异系数，％ T max —预抽时间最长的钻孔抽采天数， d ； T min —预抽时间最短的钻孔抽采天数， do A2瓦斯抽采后煤的残余瓦斯含量计算按公式（2）计算： W )G Q (2) 式中： W 一煤的残余瓦斯含量，m 3/t ；（7.9594） W ）—煤的原始瓦斯含量，m/t ； Q 一评价单元钻孔抽排瓦斯总量，m 3; G 一评价单元参与计算煤炭储量，to 评价单元参与计算煤炭储量 G 按公式（3）计算： G L H 1 H 2 2R l n 技 R m （3）式中：L 一评价单元煤层走向长度，m ； max T min 100% (1)

H i、H2 一分另U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; h i、h2 一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 一抽采钻孔的有效影响半径， m； m一评价单元平均煤层厚度，mi 3 —评价单兀煤的皆度，t/m。 H i、H2、h i、h2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: ab P CY 0.1 100 A d M ad 1 P CY 0.1 W CY ■- ■- 1 b(P CY 0.1) 100 1 0.31 M ad P a (4) 式中：W L残余瓦斯含量，”/t ; (7.9594) a，b一吸附常数；a=20.7739,b=1.6280 P CY一煤层残余相对瓦斯压力，MPa ，(0.101325 MPa) p a 一标准大气压力 A d 一煤的灰分，% (1.04) M ad 一煤的水分，% (11.09) 一煤的孔隙率，m3/ m3; (4.23) 一煤的容重(假密度)，t/ m 3。(1.45) A4可解吸瓦斯量计算方法：按公式(5)计算： W W CY W CC j (5) 式中：W j 一煤的可解吸瓦斯量，mvt ； 3 一 W CY一抽米瓦斯后煤层的残余瓦斯含也，m/t； W Cc 一煤在标准大气压力下的残存瓦斯含量，按公式 (6)计算。 …0.1ab 100 A d M ad 1 兀 W Cc ------------------------ ------------------------------------- ------------------------------- -------- 1 0.1b 100 1 0.31M ad (6)

关于恢复矿井通风及排放瓦斯的基本规定

关于恢复矿井通风及排放瓦斯的基本规定为了有效防范“一通三防”停风事故的发生，保障我公司各子公司（矿）员工生命、财产安全，提高处理突发事件的应变能力，及时、准确、高效地采取有效措施，以防灾情和事态扩大，最大限度地减少人员伤亡和经济损失，特要求晋圣公司各子公司（矿）根据自己单位的实际情况制定以矿长、总工程师、生产矿长、机电矿长、安全矿长、生产部门相关人员为领导组的停风事故应急预案，规定如下：一、全矿突然停电： 1．全矿突然停电，矿调度部门要立即查明原因和预计停电时间，当停电时间超过10分钟以上时，通知风井机房值班人员打开井口行人小风门、防爆门，利用自然风压进行通风。 2．调度部门要立即通知所有采、掘队组人员及其他人员撤离到进风大巷或盘区进风巷中待命，同时通知停风事故应急预案领导组成员、矿值班长到调度室集合。并通知相关单位在各入井口设岗拦人，严禁人员入井。 3．井下各作业头面一旦发现停电停风或接到调度停风撤人命令时，在班组长、跟班干部的统一指挥下，要迅速撤到进风大巷或盘区进风巷中待命，并要通知沿途的其他工作人员共同撤离。机电工在撤离时要将开关手把打到零位并闭锁。。４．矿值班长根据停电停风后的具体情况，迅速决定全矿井所有井下人员是否撤出，如撤离时，井下所有人员要按规定的撤离路线撤

出。调度部门同时做好升井人员的统计工作，确保井下无人。 5、停风事故应急预案领导组及相关单位根据预案的要求做好恢复通风、排放瓦斯、恢复井下供电的准备工作。二、主要通风机突然停止运转：１．如主要通风机停止运转，通风机司机必须立即按操作程序启动备用风机，并向调度室汇报。２．备用风机启动后机电部门要尽快查明原因，并及时排除故障，将实际情况汇报给调度部门，调度部门要做好记录备查。３．如果备用风机不能在10分钟内启动或主要通风机单机运行期间因停电或其他机械故障突然停止运转，主要通风机司机要及时向调度部门汇报。 4、各相关单位及相关人员接到主要通风机停止运转的通知后，按以上“全矿突然停电”要求进行运作。三、局部通风机突然停止运转： 1．局部通风机停止运转后，停风区内的人员要立即向新鲜风流处撤离。 2、局部通风机的使用单位要立即查明原因，如在10分钟内（瓦斯浓度小于1.0%）能恢复局部通风机的供风，要立即恢复局部通风机通风，并向调度部门汇报。 3．如在10分钟内不能恢复局部通风机供风（或瓦斯浓度超过1.0%）时），必须在所有停风巷口设岗拦人，禁止人员进入并向调度通风部门汇报，做好掘进巷道排放瓦斯准备工作。

排放瓦斯时间计算

一、基本情况 1、瓦斯积聚地点： 2、瓦斯积聚浓度： 3、造成瓦斯积聚的原因： 4、排放瓦斯通风系统示意图（图中注明通风设施、进回风流方向、瓦斯积聚地点、警戒位置、通迅电话等）二、计算 1、排放瓦斯量： QCH4=L·S·C+q·t 式中：L——瓦斯积聚巷道长度（m ） S——瓦斯积聚巷道平均断面（m2） C——巷道内积聚瓦斯平均浓度（% ） q——巷道正常瓦斯涌出量（m3/分） t ——排放瓦斯时间，可根据实际情况设定（分）计算结果为（m3） 2、排放所需的最小总供风量： Qmin = ·QCH4 = 49.5QCH4 式中：Qmin ——排放瓦斯所需的最小总供风量（m3 ）Cmax1 ——正常情况下，巷道内最高瓦斯允许浓度，取Cmax1=1%. Cmax2 ——排放时巷道内最高瓦斯允许浓度取Cmax2=2% QCH4——排放瓦斯量（m3 ）计算结果为（m3）

３、排放瓦斯需用的时间： t＝Qmin /Q局=49.5QCH4/ Q局= 49.5（L·S·C+q·t）/ Q局式中：t——排放瓦斯需用的时间（分） Qmin——排放瓦斯所需的最小总供风量（m3） Q局——排放过程中局扇平均供风量，一般取局扇正常供风量的６０％～７０％。（m3/分）计算结果为（分），考虑到其它因素，确定为（分）三、排放瓦斯安全技术措施 1、排放瓦斯时，回风系统内必须切断电源，撤出人员，除救护队员和瓦检员外，其它人员严禁进入回风系统，排放瓦斯回风流路线为： 2、凡是通往瓦斯排放回风流的地点，必须设置警戒，警戒人员要认真负责，不得擅自离岗睡觉，防止闲杂人员进入回风流。警戒位置：其中警戒点由安检队负责把口，警戒点由队负责把口。 3、排放瓦斯流经巷道内的电器设备，必须指定专人在采区变电区和配电点两处同时切断电源，此项工作由机电区负责组织进行。其中电源由队负责。 4、排放瓦斯前，必须检查局扇及其开关附近10 m 范围内瓦斯浓度，只有当瓦斯浓度不超过0.5% 时，方可启动局扇。 5、局扇启动后，要检查局扇运转情况，严禁局扇发生循环风。 6、排放时，必须采取限制向独头巷道内送入风量的方法，一次只能续接一节风筒，严禁“一风吹”。

启封密闭及排放瓦斯措施

一、启封密闭及排放瓦斯安全技术措施大纲启封密闭原因及编写措施依据。一、概述 1.启封地点。 2.预计启封时间。 3.密闭墙概况。密闭墙结构、周边支护情况。墙体内气体浓度。 4.待排放区域巷道概况。巷道长度，巷道内原支护情况。受压力预计巷道内两帮及顶板完好情况。预计有没有积水。 5.排放瓦斯量。 6.排放方式。 7.排放需风量计算。风机选型。 8.排放瓦斯时间估算。二、组织领导及责任分工。 1.领导小组。 2.责任分工。各相关单位人员具体分工、时间安排。三、启封前的准备工作 1.安设局部通风机位置、通风系统调整。 2.安设安全仪器要求。 3.配合单位准备物质、材料。四、安全技术措施 1.排放路线。 2.影响生产情况。 3.瓦斯排放流影响区域。 4.停电撤人区域。停送电地点及受影响区域。 5.站岗人员和站岗位置。 6.开启局部通风机瓦斯检查。 7.检查密闭前瓦斯浓度及破闭安全事项。 8.排放风量控制方法及联络方式。 9.排放期间安全注意事项。 10.排放过程中，一旦遇到积水或冒顶、片帮等排放工作无法进行时的措施。 11.排放结束后，确认排放区域瓦斯浓度。 12.排放影响区域巷道内瓦斯检查、恢复电气设备电源瓦斯检查。五、附图： 1.密闭位置示意图 2.排放瓦斯影响区域通风系统及站岗位置示意图。

北宿煤矿启封…………密闭及排放瓦斯安全技术措施一、概述 1.启封地点：…………（见附图） 2.密闭墙概况：墙体厚度500mm，采用砖沙混凝土结构，外部水泥抹面，中央有一个观测孔，墙体四周支护完好。由…………密闭墙观测孔测得：瓦斯浓度，二氧化碳浓度，氧气浓度。2012年11月随…………回采结束予以密闭。 3.…………概况：该巷道为矩形断面，走向长度，设计断面，石灰岩顶板（局部页岩顶板），巷道两帮锚喷支护；在生产期间，该巷道瓦斯涌出量较低，没有出现过瓦斯超限、积聚现象；受回采动压影响，预计巷道内局部区域存在片帮；巷道存在的积水点。 4.预计排放巷道长度。 5.排放瓦斯量（混合气体）：。 6.排放方式：通过卸压三通调风控制风量进行排放（第一节风筒处连接一节三通风筒，利用绳索控制卸压口的大小，调节送入独头巷道的风量，逐步排放瓦斯）。 7.选择...型局部通风机，风机功率为：...kW，选用Ф...柔性阻燃风筒。局部通风机实际吸风量为...m3/min，局部通风机安装地点的巷道断面积为...m2，局部通风机安装地点到回风口间的最大巷道断面积为 (2) 则局部通风机安装地点的需要风量为： Q 局= Q 局吸 +9×S，取 Q 局 =…m3/min 8.排放瓦斯时间估算：按半煤岩0.25m/s计算工作面需要风量。 Q 半煤岩掘 = 60×V×S×K t =…(m3/min) V —工作面的风速，m/s。半煤岩巷工作面V取0.25 m/s； S —工作面断面积，m2； K t —工作面温度调整系数，取1.05。排放瓦斯时间计算：T= (i) 根据以往排瓦斯运送风筒所需时间，预测本次运送风筒需…h, 气体浓度稳定观察时间为…min,检查气体约需…min，预计排放瓦斯总需…h。二、组织领导

煤矿瓦斯抽采基本指标

煤矿瓦斯抽采基本指标 AQ1026-2006 前言本标准全部内容为强制性条文。本标准由国家煤矿安全监察局提出。本标准由全国安全生产标准化技术委员会煤矿安全分技术委员会归口。本标准起草单位：煤炭科学研究总院重庆分院、中国矿业大学、煤炭科学研究总院抚顺分院、阳泉矿业（集团）有限责任公司、淮南矿业（集团）有限责任公司、芙蓉（集团）实业有限责任公司。本标准主要起草人：胡千庭、文光才、俞启香、王魁军、李宝玉、周德昶、高正强、龙伍见。 1 范围本标准规定了煤矿瓦斯抽采应达到的指标及其测算方法。本标准适用于井工煤矿。 2 规范性引用文件下列文件中的条款通过本标准的引用而成为本标准的条款。凡是注日期的引用文件，其随后所有的修改单（不包括勘误的内容）或修订版均不适用于本标准，然而，鼓励根据本标准达成协议的各方研究是否可使用这些文件的最新版本。凡是不注日期的引用文件，其最新版本适用于本标准。 MT/T638 煤矿井下煤层瓦斯压力的直接测定法 MT/T77 煤层气测定方法（解吸法） AQ1025 煤井瓦斯等级鉴定规范

3 必须进行瓦斯抽采的矿井有下列情况之一的矿井，必须建立地面永久抽采瓦斯系统或井下临时抽采瓦斯系统： a) 一个采煤工作面的瓦斯涌出量大于5m3/min或一个掘进工作面瓦斯涌出量大于3m3/min，用通风方法解决瓦斯问题不合理时； b) 矿井绝对涌出量达到以下条件的： ——大于或等于40m3／min； ——年产量1.0—1.5Mt的矿井，大于30m3／min； ——年产量0.6—1.0Mt的矿井，大于25m3／min； ——年产量0.4—0.6Mt的矿井，大于20m3／min； ——年产量等于或小于0.4Mt，大于15m3／min。 c) 开采有煤与瓦斯突出危险煤层。 4 瓦斯抽采应达到的指标 4.1突出煤层工作面采掘作业前必须将控制范围内煤层的瓦斯含量降到煤层始突深度的瓦斯含量以下或将瓦斯压力降到煤层始突深度的煤层瓦斯压力以下。若没能考察出煤层始突深度的煤层瓦斯含量或压力，则必须将煤层瓦斯含量降到8m3/t以下，或将煤层瓦斯压力降到0.74MPa（表压）以下。控制范围如下： a）石门（井筒）揭煤工作面控制范围应根据煤层的实际突出危险程度确定，但必须控制到巷道轮廓线外8m以上（煤层倾角＞8°时，底部或下帮5m）。钻孔必须穿透煤层的顶（底）板0.5m以上。若不能穿透煤层全厚，必须控制到工作面前方15m以上。 b)煤巷掘进工作面控制范围为：巷道轮廓线外8m以上（煤层倾角＞8°时，底部或下帮5m）及工作面前方10m以上。 c)采煤工作面控制范围为：工作面前方20m以上。

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=1．718×10-2K 1 ））（（t c ．－ Ph 273 448 1 （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） K 1 -孔板实际流量特性系数，查表确定；见附表； K 1=189．76a mD2 a -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/D2 d-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，Pa

h-孔板前后端测点之间压差，Pa C-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=3．51×10-2K 2 ）（C ． C ． Ph - +1 293 1 716 （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） K 2 -孔板特性系数； K 2=nBS 孔 2g×60 n-孔板校正系数，一般取1； B-孔板收缩系数，d/D=0．5时，取0．625 S 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，mmHg h-孔板压差，mmH 2 O C-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 Pa 1毫米水柱（mmH 2 O）=9．80665 Pa

精选-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: max 式中：一预抽时间差异系数，% T max —预抽时间最长的钻孔抽采天数， d ； T min —预抽时间最短的钻孔抽采天数， d o A2瓦斯抽采后煤的残余瓦斯含量计算按公式（2）计算: 式中：W C Y —煤的残余瓦斯含量，m/t ; （7.9594） W ）—煤的原始瓦斯含量，m/t ; Q —评价单元钻孔抽排瓦斯总量，m ； G —评价单元参与计算煤炭储量，t o 评价单元参与计算煤炭储量 G 按公式（3）计算： G L H 1 H 2 2R l h 1 h 2 R m （3）式中：L —评价单元煤层走向长度，m max T min 100% (1) W CY W 0G Q G (2)

I—评价单元抽采钻孔控制范围内煤层平均倾向长度，m； H i、H2 —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; h i、h2 —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 3 —评价单元煤的密度，t/m。 H i、H2、h i、h2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

(6)计算。 W CC 0.1ab 100 A d M ad 1 0.1b 100 1 1 0.31M ad 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: ab P C Y 0.1 100 A d M ad 1 P CY 0.1 W CY 1 b(P C Y 0.1) 100 1 0.31M ad P a ⑷ 式中：W Y—残余瓦斯含量，m/t ; (7.9594) a，b—吸附常数；a=20.7739,b=1.6280 P CY—煤层残余相对瓦斯压力，MPa p a —标准大气压力，(0.101325 MPa) A—煤的灰分，% (1.04) M ad —煤的水分，% (11.09) —煤的孔隙率，m/ m 3; (4.23) —煤的容重(假密度)，t/ m 3。(1.45) A4可解吸瓦斯量计算方法: 按公式⑸计算: W j W CY W CC (5) 式中：W j —煤的可解吸瓦斯量，m/t ； 3 W CY—抽米瓦斯后煤层的残余瓦斯含量，m/t ； W C C—煤在标准大气压力下的残存瓦斯含量，按公式

瓦斯排放的方法

瓦斯排放的方法一、瓦斯排放的基本要求瓦斯排放是指在独头巷道停风后恢复通风或封闭巷道启封时排除巷道内的瓦斯。分为有密闭墙的瓦斯排放和只有隔离栅栏独头巷道的瓦斯排放。根据瓦斯排放分级管理的规定，没有设置密闭墙的临时停风巷道瓦斯排放工作由通风区队的人员完成，而封闭巷道瓦斯排放必须由救护队完成。分级管理的具体标准应当根据矿井实际的瓦斯涌出速率确定。对于停风或封闭时间较长的巷道进行瓦斯排放时应做到以下几点： 1、查明瓦斯积聚的原因主要有停电停风、工作面瓦斯异常涌出、工作面火灾等灾害封闭引起的瓦斯积聚。 2、估算积聚的瓦斯量 ①测量法：Q＝C×V C—平均浓度 V—封闭巷道体积 ②计算法：根据工作面瓦斯涌出的经验数据和停风封闭的时间，计算封闭区域内积聚的瓦斯量。 3、制定排放瓦斯的措施 ①明确恢复通风的巷道或区域； ②瓦斯积聚原因； ③瓦斯量的估算； ④排放瓦斯时间的估算； ⑤排放的方法、路线图和排放影响的停电区域； ⑥瓦斯监测地点和方法； ⑦防止无关人员进入排放区域的站岗人员及地点； ⑧主要仪器设备调配； ⑨排放工作步骤及排放的组织、指挥及各方面责任人。 4、排放瓦斯过程中的三坚持 ①坚持停电：坚持停止瓦斯排放影响区域的供电，瓦斯排放线路上的电气设备必须全部停电； ②坚持撤人：坚持撤出瓦斯排放线路上的工作人员； ③坚持限量：坚持限制排放瓦斯的风量，从而达到限制排出瓦斯浓度的目的。二、排放区域内瓦斯量和瓦斯浓度的估算

设停风巷道内体积为V（m3），巷道四周瓦斯涌出速率为 R（m3/min），假设该值始终保持不变，停风前巷道瓦斯浓度为 C0（%），停风时间为t（min），则停风开始时的瓦斯量为：Q0＝VC0，m3；停风期间涌出的瓦斯量为：Q ty＝R×t，m3。 1、假设巷道是开口的，巷道内大气压力保持不变，则由于涌出的瓦斯挤占巷道空间，使得巷道内漏出的瓦斯量为：Q tl＝[2Q0＋（1＋C0）Q ty]×Q ty/2（V＋Q ty），m3 停风t（min）后，巷道内的瓦斯量为：Q t＝Q0＋Q ty－Q tl，m3 巷道中的平均瓦斯浓度为：C t＝Q t/t 2、假设巷道是封闭的，密闭墙将阻止瓦斯向邻近巷道漏出，封闭巷道中混合气体的压力将缓慢持续升高，最终出现漏风。当漏风量等于瓦斯涌出量时，区域内气体达到动态平衡，大气压力保持稳定，但封闭区域内的瓦斯浓度仍然会继续增加。设t（min）后封闭区域漏风中的瓦斯浓度为C tl，则漏出的瓦斯量为： Q tl＝R（C tl＋C0）t/4，m3 若取Q tl为整体平均浓度与C0的平均，则上式变为： Q tl＝[4Q0＋（1＋3C0）Q ty]Rt/8（V＋Q ty），m3 停风t（min）后，巷道内的瓦斯是量为：Q t＝Q0＋Q ty－Q tl，m3 巷道中的平均瓦斯浓度为：C t＝Q t/t 3、绝对瓦斯涌出率R：需测定距工作面不同距离断面上的风量和瓦斯浓度，两值相乘即可。三、瓦斯排放时间的估算 1、排放工作的准备时间：依具体情况确定。 2、排放瓦斯时间设排放瓦斯所需的全风压风流风量为Q（m3/min），风流中瓦斯浓度为C0（%。），排放时回风流中允许的瓦斯浓度为C H（%），排放结束后巷道中允许的瓦斯浓度为C1（%），则排放所需的时间T（min）为：T＝V（C t－C1）/[Q（C H－C0）－R]，min

瓦斯抽放流量计算软件使用手册V15qwe

瓦斯抽放流量计算软件使用V1.5 李勇最后修改于2010-01-26 瓦斯抽放流量计算软件使用 (1) 1、软件安装 (2) 2、测点映射 (3) 2.1 添加设备 (3) 2.2 删除设备 (4) 2.3 修改设备信息 (4) 2.4 删除垃圾设备数据 (4) 2.5 设置需要写入数据库的Q量 (5) 3、统计报表 (5) 3.1定义报表 (6) 3.2 设置报表显示列 (6) 3.3 查询数据 (7) 4、排版 (8) 5、设置 (9) 5.1 CDM项目上传设置 (10) 5.2 数据库连接配置 (10) 5.3 其他设置 (10) 6、关闭软件 (11)

1、软件安装（1）将瓦斯抽放程序目录拷贝到监测主机硬盘上（2）打开程序目录下的文件config.ini，修改数据库配置： [Database] ;数据库服务器名称或者IP ip=YOUR-42B0C06E12 ;数据库名称 Database=kj2006 ;登陆数据库用户名 user=sa ;登陆数据库密码 password= （3）双击CFM文件（可执行程序，扩展名为exe），在操作系统右下角出现一个托盘图标，鼠标移动到上面，显示“瓦斯抽放流量统计”提示字样，并不停转动。如图所示，系统正常启动。图3-1 图3-2 注意：第一次使用软件时，设置好运行参数，配置好测点映射后，需要重新启动主程序（挂在中心站上运行时，重新启动中心站）。如果在挂在中心站上运行，需要将中心站中的配置文件config.Ini中[yybj]下NewChouFangRunFlag置为1，否则置0。

2、测点映射图3-3 2.1 添加设备（1）选择要计算流量的分站号码（2）在设备编号中选择一个设备编码，一个分站最多下挂8个设备（3）为设备填写安装地址，以容易区分和识别为原则，同一个单位（或者煤矿）中的所有设备安装地址不能一样（4）为设备选择设备类型，系统根据不同的设备类型计算方式不一样（5）为设备选择流量类型，系统根据不同的流量类型计算方式不一样（6）填写最大允许短线次数，当系统连续收到的数据都为短线的次数超过该值，才认为设备短线了（7）填写当地标准大气压，单位是KPa

煤矿瓦斯抽采基本指标

煤矿瓦斯抽采基本指标本页仅作为文档页封面，使用时可以删除 This document is for reference only-rar21year.March

瓦斯排放管理制度

瓦斯排放管理制度一、临时停风短、瓦斯浓度不超过３％的采、掘工作面，由通风班长和瓦斯检查员负责就地排放。必须有经矿总工程师批准的固定排放瓦斯措施，至少每月组织瓦斯检查员学习贯彻一次（有记录可查）。二、巷道瓦斯浓度超过３％，通风部门必须制定排放瓦斯的安全措施，由矿总工程师组织有关部门共同审查，经矿总工程师批准后执行。三、启封永久密闭时，墙内瓦斯浓度在５％以上或长度大于200m且瓦斯浓度在５％以上的盲巷，排放瓦斯工作由公司救护队负责进行，但矿上要组织有关部门密切配合并有一名矿领导亲临现场指挥，其排放瓦斯的安全技术措施，必须由矿总工程师组织有关部门共同审查，报局总工程师批准。四、排放瓦斯安全措施要包括以下内容： 1、要计算排放瓦斯量、局扇供风量、负压巷道通风量和排放时间，制定控制排放瓦斯的方法，严禁“一风吹”，确保排出的风流在全风压风流混全处的瓦斯浓度不得超过１．５％，要在排放瓦斯与全风压风流混合处安设声光瓦斯报警断电仪，并有防止局扇循环风的措施。 2、确定排放瓦斯的流经路线和方向、风流控制设施、各种电气设备、通讯电话以及安全监测的安设位置，必须做到图文并茂。 3、明确停电撤人范围。凡是受排放影响的峒室、巷道和被排放瓦斯风流切断安全出口的采掘工作面，必须停电撤人停止作业。指定并标明警戒人员位置，严禁其他人员入内。要支持谁布岗谁撤岗的原则，严

禁脱岗。 4、排放瓦斯风流经巷道内的电气设备，必须指定专人在采区变电所和配电点两处同时切断电源，并设警牌和专人看管。 5、瓦斯排放完后，指定专人检查瓦斯，供电系统和电气设备必须完好，只有排放瓦斯巷道风流中的瓦斯浓度不超过１％时，方准指定专人恢复供电。 6、参加排放瓦斯人员，严禁穿戴化纤衣服。五、由矿总工和师或安全副总组织通风区、安质科、调度室、生产科（开拓科）及施工区队等单位参加排放的人员，亲自彻排放瓦斯安全措施。其撤人、停电、站岗以及停送电开关由谁看守等都必须责任落实到人，并签字备查。六、检查科负责监督排放瓦斯安全技术措施的实施，必须有人员在现场监督检查，安全措施不落实，绝对禁止排放瓦斯；若发现违章排放瓦斯，必须责成立即停止，追查责任，严肃处理。七、排放串联通风地区瓦斯时，必须严格遵守排放次序，首先应从进风方向第一台局扇开始排放，只有第一台局扇排放巷道瓦斯结束后，后一台局扇方准送电，依此类推，排出瓦斯所流经的分区内必须撤出人员，切断所有电源。八、排放临时停工区（巷道已有风筒）的瓦斯时，可采用局扇处扒硝前解开风筒或控制三通（预先安装）进风量，掌握瓦斯浓度排出。九、排放已密闭区、瓦斯尾巷、联通已采区、老空区、火区（上述巷内无风筒）的瓦斯时，要由外向里，逐节加风筒，控制风量、瓦斯浓度向外排出。排

瓦斯排放计算公式

作经验，能严格控制排放量，安全问题是能解决的，此方法的优点在于风机吸入的风量全部用于排放并稀释瓦斯，所以在停风区内积聚的瓦斯浓度高且全风压风量又不太大时，采用逐段排放比较好。 2 有关参数计算独头掘进巷道停风后，其内部积存的瓦斯量、瓦斯浓度、排放时最大供风量、最大排放量和最短的排放时间都很有必要在排放前制定的安全措施报告中计算出来，这样一是有利于排放瓦斯人员在实际操作时做到心中有数，二是有利于妥善安排停电撤人区域内各部门的工作。严格讲，井下条件复杂，有关计算属于估算，与实际情况未必完全相符，执行时应根据实际情况灵活调整。独头巷道内积存的瓦斯量VCH4＝KQCH4t 式中VCH4——独头巷道内积存的瓦斯量，m3； QCH4——正常时独头巷道的绝对瓦斯涌出量，m3／min； t——停风时间，min； K——停风后独头巷道内绝对瓦斯涌出量与正常掘进时绝对瓦斯涌出量之比值，K值因矿井及独头巷道的具体情况，即瓦斯涌出源的构成不同而不同，但停风后由于巷道不掘进，CH4涌出量减小，故K＜1，一般为～。独头巷道内积存的瓦斯浓度C＝VCH4×100

／LS＝KQCH4t×100／LS 式中C——独头巷道内CH4平均浓度，%； L——独头巷道长度，m； S——独头巷道平均断面积，m2。当停风时间很长，即t值很大时，有可能使计算出的C≥100％，这与实际情况不符，此时取C＝100％，从另一方面讲，独头巷道内CH4分布是不均匀的。最大排放量M＝Q0（－C0）／100 式中M——从独头巷道中每分钟最多允许排出的瓦斯量，m3／min； Q0——全风压通风巷道中风量，m3／min； C0——全风压通风巷道入风流中携带的CH4浓度，%。最大供风量 Qmax＝M×100／C＝Q0（－C0）／C 式中Qmax——允许往独头巷道内供风量的最大值，m3／min；C——独头巷道内平均CH4浓度，%。排放时间T

煤矿瓦斯抽放技术规范

煤矿瓦斯抽放技术规范为了规范煤矿瓦斯抽放技术，提高瓦斯抽放效果，防治瓦斯事故，保证煤矿安全生产，在总结以往生产经验和科研成果的基础上，制定本标准。本标准的各项准则凡属行业通用的规定、术语的表达，均符合煤炭工业部颁发的《煤矿安全规程》、《矿井瓦斯抽放管理规范》等的规定。本标准由煤炭工业部科技教育司提出。本标准由煤炭工业部煤矿安全标准化技术委员会归口。本标准由煤炭科学研究总院抚顺分院起草。本标准主要起草人：翟云生、马丕梁、王玉武、范启炜、金玉明。本标准委托煤炭科学研究总院抚顺分院负责解释。 1 范围本标准规定了矿井瓦斯抽放的基本条件、泵站的技术要求、抽放参数方法及效果、抽放工程及施工和安全与测试等。本标准适用于现有抽放瓦斯矿井、新建瓦斯抽放系统矿井及为解决瓦斯突出和局部抽放瓦斯矿井的一切区域。

2 抽放瓦斯的基本条件矿井或采掘工作面瓦斯涌出量较大，采用通风方法解决瓦斯问题不合理时，应抽放瓦斯。 2．1 凡符合下列情况之一者应建立瓦斯抽放系统，开展瓦斯抽放工作： ——一个采煤工作面的瓦斯涌出量大于5m3／min或一个掘进工作面的瓦斯涌出量大于3m3／min。 ——矿井瓦斯绝对涌出量大于15 m3／min，年产煤量不大于40万t。 ——矿井绝对瓦斯涌出量大于20m3／min，年产煤量不大于60万t。 ——矿井绝对瓦斯涌出量大于25 m3／min，年产煤量不大于100万t。 ——矿井绝对瓦斯涌出量大于30m3／min，年产煤量不大于150万t。 ——矿井绝对瓦斯涌出量大于40m3／min。 ——开采具有煤与瓦斯突出危险煤层。 2．2 在符合2．1条件拟建立永久性瓦斯抽放系统的矿井，还应符合下列要求： a)瓦斯抽放系统抽放量应稳定在不小于2m3／min以上； b)瓦斯资源可靠，储量丰富，预计瓦斯抽放服务年限应不少于10年。

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： %100max min 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 ；(7.9594) 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 ；

H、2H—分别为评价单元走向方向两端巷道瓦斯预排等 1 值宽度，m。如果无巷道则为0； h、2h—分别为评价单元倾向方向两侧巷道瓦斯预排等值 1 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； —评价单元煤的密度，t/m3。 H、2H、1h、2h应根据矿井实测资料确定，如果无实测数 1 据，可参照附表1中的数据或计算式确定。 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 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) b a ,─吸附常数；a=20.7739,b=1.6280 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，%；(1.04) ad M ─煤的水分，%；(11.09) π─煤的孔隙率，m 3/ m 3；(4.23) γ ─煤的容重(假密度)，t/ m 3 。(1.45) A4 可解吸瓦斯量计算方法：按公式(5)计算: CC CY j W W W -= （5）式中：j W ─煤的可解吸瓦斯量，m 3 /t ； CY W ─抽采瓦斯后煤层的残余瓦斯含量，m 3 /t ； CC W ─煤在标准大气压力下的残存瓦斯含量，按公式（6）计算。 0.1100110.110010.31d ad CC ad ab A M W b M γ --=??+++π （6） A5 采煤工作面瓦斯抽采率计算方法：