绝对瓦斯涌出量计算方法

煤矿相对瓦斯涌出量计算公式煤矿相对瓦斯涌出量是衡量煤矿瓦斯涌出情况的一个重要指标，对于煤矿的安全生产和瓦斯治理具有重要意义。

咱们先来搞清楚啥是煤矿相对瓦斯涌出量。

简单说，它就是指在单位时间内，平均每采一吨煤所涌出的瓦斯量。

那这个相对瓦斯涌出量咋算呢？公式就是：相对瓦斯涌出量（m³/t）= 绝对瓦斯涌出量（m³/min）÷日采煤量（t/d）× 1440 。

我给您举个例子哈，比如说有个煤矿，一天的绝对瓦斯涌出量是 50 m³/min，一天采煤量是 1000 吨。

那咱们来算算相对瓦斯涌出量。

按照公式，先把日采煤量换算成分钟采煤量，1000 吨÷ 1440 分钟≈ 0.694 吨/min 。

然后用绝对瓦斯涌出量 50 m³/min 除以这个分钟采煤量 0.694 吨/min ，算下来相对瓦斯涌出量就约是 72 m³/t 。

这公式看起来好像挺简单，但在实际应用中，那可得小心谨慎。

就像我之前去一个煤矿调研的时候，工人们在计算相对瓦斯涌出量的时候，因为数据记录不准确，导致计算结果偏差很大。

本来应该是比较安全的区域，结果因为错误的计算，被误判为高瓦斯区域，这可给生产带来了不少麻烦。

后来经过反复核对数据，重新计算，才纠正了这个错误。

还有啊，在计算过程中，对于绝对瓦斯涌出量和采煤量的测量一定要精准。

测量设备得定期校准和维护，不然数据不准，算出来的结果那可就差之毫厘谬以千里啦。

而且不同的采煤工艺、地质条件啥的，都会对瓦斯涌出量有影响。

所以，不能死套公式，还得结合实际情况灵活分析。

总之，煤矿相对瓦斯涌出量的计算公式虽然不复杂，但要真正用好用对，还需要我们认真细致，考虑周全，这样才能为煤矿的安全生产提供可靠的依据。

希望大家都能重视这个公式，让咱们的煤矿生产既高效又安全！。

局部通风风量计算掘进工作面实际需要风量，按瓦斯、二氧化碳涌出量和爆破后的有害气体产生量以及工作面气温、风速、人数以及局部通风机的实际吸入风量等规定分别进行计算，然后取其中最大值。

一、风量计算1、按照瓦斯涌出量计算：Q掘= 100×q掘× K CH4 m3/minQ掘= 100×0.2×1.6 = 32 m3/min式中：q掘—掘进工作面回风巷风流中平均绝对瓦斯涌出量，m3/min；取0.2K CH4—掘进工作面瓦斯涌出不均衡备用风量系数，正常生产条件下，连续观测1个月，日最大绝对瓦斯涌出量和月平均日绝对瓦斯涌出量的比值；取1.6.100——掘进工作面回风流中瓦斯的浓度不能超过1%的换算系数。

2、按照二氧化碳涌出量计算：Q掘=67×q掘×KCO2 m3/minQ掘=67×0.2×1.6=30 m3/min式中：q掘—掘进工作面回风巷风流中平均绝对二氧化碳涌出量，m3/min；取0.2K CO2—掘进工作面二氧化碳涌出不均衡备用风量系数，正常生产条件下，连续观测1个月，日最大绝对二氧化碳涌出量和月平均日绝对二氧化碳涌出量的比值；取1.667—掘进工作面回风流中二氧化碳的浓度不能超过1.5%的换算系数。

3、按炸药量计算（炮掘工作面采用硝酸氨炸药时计算，其它炸药不予计算）：1) Q掘≥25×A m3/minQ掘≥25×15= 375 m3/min式中：A—掘进工作面一次爆破所用的最大炸药量，选取15kg。

25—每千克一级煤矿许用炸药需风量，m3/min•kg；2)掘进工作面炸药消耗量吹散炮烟进行风量计算？Q=7.8/t ×｛A（SI）2｝1/3=7.8/20 ×｛35（18.2×300）2｝1/3=336（m3/min）式中：Q—吹散炮烟所需要的风量m3/mint—吹散炮烟所需要的时间20minA—炸药量，取35Kg ？S—掘进断面，取18.2m2I—稀释炮烟长度，取300m4、按工作面人员数量计算：Q掘≥4×N m3/minQ=4×20=80 m3/min式中：N—掘进工作面同时工作的最多人数，取20人；4—每人需风量，m3/min•人5、按掘进工作面风流温度进行计算Q W=60×Uw×S×Kw m3/min；Q W=60×0.5×60×15.5×0.9=418 m3/min；式中：Q W—掘进工作面风量，m3/min ；Uw×—某t℃下，为创造良好的气候条件而得的最佳风速，取.0.5 m/sSw—掘进工作面平均过流断面，取15.5 m2；Kw—掘进工作面长度校正系数，取0.9经过计算，掘进工作面选取上述最大风量，取418 m3/min；二、风量验算，按风速进行验算：煤巷掘进工作面最低风速验算：Q煤掘= 418 ≥ 0.25×60×S掘m3/minQ煤掘≥0.25×60×15.5= 233 m3/min煤巷掘进工作面最高风速验算：Q煤掘= 418 ≤ 4×60×S掘m3/minQ煤掘=418 ≤ 4×60×15.5 = 3720 m3/min经验算Q煤掘= 418 ≥ 233 m3/min ；Q煤掘= 418 ≤ 3720 m3/min 符合《规程》规定。

掘进工作面风量计算掘进工作面实际需要的风量，应按瓦斯涌出量、工作人数、以及局部通风机的实际吸风量等规定，分别进行计算，并取其中最大值。

1、按瓦斯绝对涌出量计算Q掘＝125·q掘·KCH4＝125×1.13×2.0＝282.5m³/min。

式中： Q掘-----掘进工作面配风量m³/min；q掘-----工作面瓦斯绝对涌出量为1.13m³/min；KCH4------瓦斯涌出不均衡系数取 2.0；2、按工作人数计算掘进工作面实际需要风量计算(Q掘)Q掘≥4m³/min×n ＝120m³/min。

式中：n---掘进工作面同时工作的最多人数，取30人（交接班）。

3、按使用炸药量计算工作面需风量：Q掘＝10AQ掘＝10A＝10×42＝420m³/min。

式中：Q掘-----掘进工作面所需风量m³/min；A----工作面一次起爆最大炸药取42.0kg；10----每千克三级煤矿许用炸药需风量m³/min。

4、按二氧化碳涌出量进行计算:Q hf =67×q hc×k hc=67×0.08×1.0=5.36m³/min。

式中:q hc—掘进工作面回风流中平均绝对二氧化碳涌出量0.08m ³/min；k hc—掘进工作面二氧化碳涌出不均匀的备用风量系数1.0；67—按掘进工作面回风流中二氧化碳的浓度不应超过 1.5％的换算系数。

取上述计算最大值，15号煤层延深项目主斜井掘进工作面掘进工作面实际需风量取420m³/min。

5、按局部通风机实际吸风量计算：Q掘＝Q吸+60×0.15×S掘（m³/min）式中：Q吸——掘进工作面的局部通风机实际吸风量m³/min；0.15——局部通风机安装位置允许最低风速；S掘——局部通风机安装地点到回风口间的巷道最大断面积为17.31㎡。

k3
L 2h L
L 70
h 16
k3 0.5429
L——回采工作面长度，m h——巷道瓦斯预排等值宽度，m；无实测值时，其值按下表选取
巷道煤壁暴露时间（d） 25 50 100 160 200 250 300 无烟煤 6.5 7.4 9 10.5 11 12 13 不同煤种巷道预排瓦斯等值宽度（m） 瘦 煤 焦 煤 肥 煤 气 煤 9 9 11.5 11.5 10.5 10.5 13 13 12.4 12.4 16 16 14.2 14.2 18 18 15.4 15.4 19.7 19.7 16.9 16.9 21.5 21.5 18 18 23 23 长焰煤 11.5 13 16 18 19.7 21.5 23
3
6～8 9～6
8～12 6～4
12～18 4～3
18～26 3～2
26～35 2
35～42 2
表中原始瓦斯含量单位为吨煤（即无灰干燥煤）瓦斯体积，在应用式q1时，按下式换算为原始瓦斯含 100 Aad M ad Ａad Mad X'1 X1 X 1' 13.57 0.92 3 100 X 1' ——上表中查出的原始瓦斯含量，m3/t A ——原煤中灰份含量，% ad M ad ——原煤中水份含量，% X1——煤的残存瓦斯含量，m3/t， （1）采用长壁后退式回采时，系数k3按下式确定
（２）采用长壁前进式回采时，若上部相邻工作面已采，则k3=1；若上部相邻工作面未采，按下式计
k3
L 2 h 2b L 2b
L
1
h
1
b
1
２、厚煤层分层开采时按下式计算 q1=k1·k2·k3·kfi·( X 0 X 1 )

大凉煤矿井下局部通风机参数说明大华公司大凉煤矿地处华坪县石龙坝乡大凹村，交通十分便利。

矿井主采煤为C1a煤层，为单一煤层。

矿井瓦斯相对涌出量为5.31m3/t,绝对瓦斯涌出量为0.99 m3/min,为低瓦斯矿井。

1、掘进工作面需风量计算（1）按瓦斯涌出量计算：Q掘=100Q瓦K掘=100×0.35×1.8=63 m3/min式中Q掘——掘进工作面实际需风量，m3/minQ瓦——掘进工作面平均绝对瓦斯涌出量，m3/minK掘——掘进工作面因瓦斯涌出量不均匀的备用风量系数，取1.8（2）按炸药使用量计算：Q掘=25A掘=25×3.2=80 m3/min n式中25——使用1Kg炸药的供风量，m3/minA掘——掘进工作面一次爆破所以得最大炸药量，m3/min （3）按局部通风机吸风量计算：Q掘=Q通IK通=130×1×1.2=156 m3/min式中Q掘——掘进工作面局部通风机额定风量，m3/min I ——掘进工作面同时运转的局部通风机台数，台K通——防治局部通风机吸循环风的风量备用系数，取1.2 （4）按工作人员数量计算：Q掘=4n掘=4×8=32 m3/min式中n掘——掘进工作面同时工作的最多人数，人（5）按风速进行验算：岩巷掘进工作面的风量应满足：60×0.15×S掘≤Q掘≤60×4×S 掘即：60×0.15×4.8≤156≤60×4×4.8 煤巷、半煤岩巷掘进工作面的风量应满足：60×0.25×S掘≤Q掘≤60×4×S掘即：60×0.25×4.8≤156≤60×4×4.8（6）掘进工作面风量的确定综上所述我矿掘进工作面的需风量为：156 m3/min，因此，我矿局部通风机选型为YBT5.52、YBT5.5局部通风机参数3、井下局部通风机安装情况说明我矿井下有3个掘井工作面，均采用YBT5.5的局部通风机供风，每个掘进工作面有两台，一台工作，一台备用，各个工作面间实行独立通风。

瓦斯含量、涌出量、抽放量、衰减系数(一）1、单孔瓦斯流量（m 3/min ）（钻孔瓦斯抽放量）Q=K 1.S=K πDL K 1------瓦斯涌出速度或强度以（m 3/min.m 2）D----钻孔直径L-----钻孔长度K 1值计算方法 K 1=q 0e -αtq 0-----钻孔瓦斯涌出初速度 m 3/min.m 2α－ 钻孔瓦斯流量衰减系数t---时间q 0计算方法 q 0=aX[0.0004V ad 2+0.16] m 3/min.m 2式中a 取0.026X 为煤层瓦斯含量V ad 煤层挥发分或者：q 0=0.59/1440 X钻孔瓦斯涌出衰减系数可以通过实测进行计算而得3、钻孔抽放时间决定因素①采掘布置允许的抽放时间，要达到抽采掘平衡②瓦斯抽放率。

与瓦斯涌出量有关系，国家有相应规定4、计算瓦斯含量两种方法：①直接法 采用钻孔取芯的地质钻孔取煤样方法采用解 吸仪进行计算。

②间接法。

利用实测某处瓦斯压力用公式反推瓦斯含量X=bp 1abp +×e 31.011W+n(t s -t) +k 10KP（二）第一节：瓦斯含量计算1.1 主要原理是利用瓦斯压力计算瓦斯原始含量瓦斯压力利用和深度的关系公式：P=(2.03-10.13) H (开采垂深及压力系数) 计算： 开采垂深取550m,，压力系数取2.6通过间接法公式计算得在最低水平时：1#煤的瓦斯含量为：12.29m 3/min第二节：区域抽采前的瓦斯含量2.1回采工作面瓦斯涌出量计算：q 采＝q 1+q 2开采层相对瓦斯涌出量q 1=K 1 ×K 2 ×K 3 ×m(W 0-W C )/MW0由上式可得；W C残存瓦斯含量由公式计算而得，它与原煤的水分、灰分有直接关系K1和K2和K3由围岩瓦斯涌出、工作面丢煤系数、采区内准备巷道预排瓦斯有关残存瓦斯量为：W C为4.2m3/t （1#）；2.25 m3/t（2#）；2.37 m3/t（3#）q1=9.21m3/t邻近层瓦斯：开采1#煤时2#煤层涌入吨煤瓦斯量为： 3.26m3/t√√开采1#煤层时，3#煤层涌入吨煤瓦斯量为：4.41m3/t开采1#煤层时，围岩涌入瓦斯量为：9.21×15%＝1.38m3/t邻近层总计：q2= 3.26+4.41+1.38＝9.05m3/t累计：q采＝18.26m3/t另外考虑瓦斯涌出不均匀性取回采工作面涌出系数为1.3总相对瓦斯涌出量为：1.3×18.26＝23.74m3/t（与产量大小无关）折合绝对瓦斯涌出量：23.74×910/1440＝15m3/min（与产量大小有直接关系）2.2掘进工作面瓦斯涌出量：（1）掘进煤壁瓦斯涌出量q3=D×V×q0 ×2(√L/V-1)=0.95m3/min（2）落煤瓦斯涌出量q4=S.V.r(W0-W c)＝0.59m3/min绝对瓦斯涌出量总计q掘＝1.54m3/min相对瓦斯涌出量总计1.54×1440/63.2=35.09m3/t(掘进的产量每天推算按63.2T)2.3采区的瓦斯涌出量计算（工作面和2个掘进面）q区=K’(∑q回Ai+1440∑q掘i)/A0此处K’瓦斯采区涌出不均匀系数1.3q回采面相对瓦斯涌出量Ai为采面平均日产量q掘为掘进面瓦斯相对涌出量A0为采区产量.与回采面的日产量相同.经计算二采区相对瓦斯涌出量为34.03m3/t2.4矿井瓦斯涌出量计算（矿井以一个采区二个掘进面达产）瓦斯除了本身一个采面之外，和两个掘进面之外，另还要考虑其它采区涌入瓦斯q=K’’’’(∑q区Ai)/∑A i矿井相对涌出量为：1.3×(34.3×910)/910=44.24m3/t（考虑其它涌入系数）矿井绝对涌出量：44.24×910/1440=27.96m3/min2.5抽采率的确定：因矿井绝对瓦斯涌出量为27.96m3/min在20－40之间故选择矿井抽采率达到35%为目标。

1.矿井瓦斯涌出矿井瓦斯从煤或岩层中涌出的形式有两种，一是均匀涌出，煤层揭露后，首先是游离瓦斯涌出从煤层或岩层表面非常微细的裂缝和孔隙中缓慢、均匀而持久地涌出，而后是吸附瓦斯解吸为游离瓦斯而涌出瓦。

这种涌出形式范围广、时间长。

二是特殊涌出，瓦斯特殊涌出包括瓦斯喷出与突出，即在较高压力状态下，很短时间内自采掘工作面的局部地区突然涌出大量的瓦斯，伴随瓦斯突然涌出有大量的煤和岩石被抛出。

瓦斯的这种涌出是瓦斯矿井特殊的一种瓦斯放散形式。

但是，由于它的出现具有突然性，一次涌出的瓦斯量大而集中，且伴随有一定的机械破坏力，因此对安全生产威胁很大。

2.矿井瓦斯涌出量矿井瓦斯涌出量是指矿井生产过程中，单位时间内从煤层本身以及围岩和邻近层涌出的各种瓦斯量的总和。

瓦斯涌出量分为绝对瓦斯涌出量和相对瓦斯涌出量两种。

（1）绝对瓦斯涌出量绝对瓦斯涌出量是进行瓦斯管理时风量计算的一个重要依据。

但是，它仅能表明矿井涌出瓦斯的多少，很难判断矿井瓦斯涌出的严重程度，如两个绝对瓦斯涌出量相等的矿井，表面看来瓦斯涌出情况似乎一样，实际其中开采规模小的矿井瓦斯涌出情况必然更为严重。

（2）相对涌出量相对涌出量是指矿井在正常条件下月平均产煤1t的瓦斯涌出量，用qCH4表示，单位为m3／t，它能够判断出矿井瓦斯涌出的严重程度。

相对瓦斯涌出量用下式计算3.矿井瓦斯涌出量的影响因素矿井瓦斯涌出量的大小，取决于自然因素和开采技术因素的综合影响。

（1）自然因素1)煤层和邻近层的瓦斯含量煤层和邻近层的瓦斯含量是瓦斯涌出量大小的决定因素。

开采煤层的瓦斯含量高，瓦斯的涌出量就大。

当开采煤层的上部或下部都有瓦斯含量大的煤层或岩层时，由于未受采动影响，这些邻近层内的瓦斯也要涌人开采层，从而增大了矿井瓦斯涌出量。

2)地面大气压及气温地面大气压的变化与瓦斯涌出量的大小有密切关系。

地面大气压力升高时，矿井瓦斯涌出量减少。

地面大气压力下降，瓦斯涌出量增大。

气温的影响体现在其变化导致大气压的变化，进而影响瓦斯涌出量的大小。

煤矿常用计算公式（地质、通风类）水文地质类一、突水系数公式：㈠定义：每米有效隔水层厚度所能承受的最大水压值。

㈡公式：Ts＝P/(M-Cp-Dg)式中：Ts—突水系数（MPa/m）；P—隔水层承受的水压（MPa）；M—底板隔水层厚度（m）；Cp—采矿对底板隔水层的扰动破坏深度（m）；Dg—隔水层中危险导高（m）。

注Cp可采下式参考计算：h=0.0021H+0.0956L+0.4186Mh—煤层底板破坏深度（m）；H—煤层埋藏深度（m）；L—工作面倾斜长度（m）；M—工作面回采高度（m）。

二、底板安全隔水层厚度(斯列沙辽夫公式)：㈠公式：t=L(rL-)/4Kp或H=2Kpt2/L2+rt式中t—底板安全隔水层厚度(m)；L—采掘工作面底板最大宽度(m)；r—隔水层岩石的容重(t/m3);Kp—隔水层岩石的抗张强度(t/m2)；H—隔水层底板承受的水头压力(t/m2)。

㈡公式参数取值依据：r—隔水层岩石的容重，取2.5～3.0t/m3。

H—隔水层底板承受的水头压力，此处为计算至含水层顶面的水头高度。

Kp—一般取4.26～10 t/m2。

三、防水煤柱经验公式：㈠公式：L 0.5=式中：L—煤柱留设宽度(m);K—安全系数(一般取2～5)；M—煤层厚度或采高(m);P—水头压力(t/m2);Kp—煤的抗张强度(t/m2)。

㈡主要参数取值依据：Kp取值依据：河津矿区在设计太原群系煤柱留设时Kp取1.0 t/m2。

四、老空积水量估算公式：㈠公式：Q积=∑Q采+∑Q巷Q采=KMF/cosa=KMBh/sinaQ巷=WLK式中：Q积—相互连通的各积水区总积水量(m3)；∑Q采—有水力联系采空区积水量之和(m3)；∑Q巷—与采空区有联系的各种巷道积水量之和(m3)；K—充水系数：采空区一般用0.25～0.5，煤巷充水系数一般取0.5～0.8，岩巷取0.8～1.0；M—采空区的平均采高或煤厚(m);F—采空积水区的水平投影面积(m2);a—煤层倾角；W—积水巷道原有断面(m2)；L—不同断面巷道长度(m);B—老空走向长度(m);h—老空水头高度(m)。

绝对瓦斯涌出量名词解释绝对瓦斯涌出量（ absolute voli-dence）是指单位时间内从地下开采的天然气或石油等可燃气体与总地质储量之比。

它不受井田储层中各组份瓦斯含量高低和富集程度的影响，而只取决于矿井最终生产能力，故又称为最大生产能力绝对瓦斯涌出量。

绝对瓦斯涌出量是表示矿井在正常情况下的生产能力大小的一个重要参数。

对某一矿区而言，它能较好地反映地下采掘工程所达到的水平及开采技术条件。

因此，该参数可以作为衡量一个矿区生产规模、开采程度及管理水平的重要依据。

该值由于反映了矿井生产能力，因此不受井田储层中各组份瓦斯含量高低和富集程度的影响，也就是说，不受任何因素的干扰。

另外，绝对瓦斯涌出量只取决于矿井的最终生产能力，而不受井田储层中各组份瓦斯含量高低和富集程度的影响。

因此，通过计算绝对瓦斯涌出量，就可以把握地下采掘工程的最终生产能力，而不受其它因素的干扰。

按其性质不同，绝对瓦斯涌出量分为天然气绝对瓦斯涌出量和原油绝对瓦斯涌出量。

一般在煤炭系统中所讲的“绝对瓦斯涌出量”实际上指的是天然气绝对瓦斯涌出量。

一定量的瓦斯由井底开始向地面溢出，叫做瓦斯涌出。

当井下发生事故或设备损坏引起火灾时，瓦斯将大量涌出，这种情况叫做瓦斯喷出。

根据《煤矿安全规程》的有关规定，矿井在进行回采工作面切眼时，必须保证切眼内瓦斯含量小于1%，但最小不得低于0.5%。

瓦斯喷出量是指一定时间内井下各类断面上涌入地面的瓦斯量。

根据《煤矿安全规程》的规定，瓦斯喷出量的计算式为：式中：α——采空区中瓦斯涌出的临界涌出浓度； K ——采空区范围内各类岩层的瓦斯压力；△P——采空区内煤的爆炸性推进速度； T——煤的自燃倾向性等级。

由于矿井瓦斯涌出量和瓦斯涌出地点不同，在煤层中所形成的瓦斯压力也不相同。

如果井下没有发生火灾，采空区中的瓦斯是基本不会发生流动的，即形不成瓦斯压力。

而在井下发生火灾时，由于断面空间的限制，使得瓦斯被驱赶并且聚积在采空区内，形成局部高压的瓦斯区，随着火势的蔓延，将导致整个采空区形成瓦斯压力，在这样的压力作用下，采空区中的瓦斯将发生流动。

附录A名词解释矿井瓦斯等级：根据矿井的瓦斯涌出量和涌出形式等所划分的矿井瓦斯危险程度等级。

突出煤（岩）层：在矿井井田范围内发生过煤（岩）与瓦斯（二氧化碳）突出的煤（岩）层或者经过鉴定、认定为有突出危险的煤（岩）层。

煤（岩）与瓦斯（二氧化碳）突出矿井：在矿井开拓、生产范围内有突出煤（岩）层的矿井。

正常生产条件：测定区域（矿井、煤层、翼、水平或采区）的实际产量（包括回采和掘进煤产量）达到该区域核定(设计)产量或正常产量60%以上的条件。

非突出煤（岩）层：未被鉴定或认定为突出煤（岩）层的煤（岩）层。

非突出矿井：矿井开拓、生产范围内的煤（岩）层均为非突出煤（岩）层的矿井。

包括低瓦斯和高瓦斯矿井。

高瓦斯矿井等级鉴定：根据实际测定的瓦斯涌出量、瓦斯涌出形式等确定是高瓦斯矿井或低瓦斯矿井的工作。

三期工程：从施工采区车场开始到整个采区布置的掘进工程，包括采区车场、采区上下山、采区变电所、采煤工作面上下顺槽、切眼、运煤通道等工程。

瓦斯喷出：从煤体或岩体裂隙、孔洞、钻孔或爆破孔中大量涌出瓦斯（二氧化碳）的异常涌出现象。

在20m巷道范围内，涌出瓦斯（二氧化碳）量大于或等于1.0m3/min且持续8h以上时定为瓦斯（二氧化碳）喷出。

瓦斯动力现象：指煤矿井下发生的有瓦斯参与或伴随大量瓦斯涌出，且产生明显动力效应的现象。

地质单元：指地质特征相近、未受大的地质构造阻隔的整片煤层区域。

在同一地质单元内，有基本相同的煤质和相近似的地质构造复杂程度、煤层破坏程度、软分层厚度等，区域内煤层基本连续，瓦斯能够沿煤层在区域内顺利流动。

喷孔：钻孔施工过程中，在瓦斯压力的作用下，从钻孔短时、断续喷出瓦斯和煤粉，且喷出距离一般大于0.5m的异常动力现象。

附录B 矿井瓦斯等级鉴定中瓦斯涌出量计算方法B1 绝对瓦斯涌出量计算方法：矿井、采区或工作面等测定区域绝对瓦斯涌出量是指单位时间内该区域涌出的瓦斯总量，取鉴定月3个测定日中最大的日平均值。

绝对瓦斯涌出量为井巷风排瓦斯涌出量与抽采瓦斯量之和。

平均绝对瓦斯涌出量平均绝对瓦斯涌出量，也叫平均绝对瓦斯涌出指数，是指在煤矿生产过程中，煤层内地下的瓦斯，在一定时间内涌出到煤矿空气中的平均值。

这是反映煤层瓦斯涌出能力的一项重要的指标，是判断煤矿的瓦斯防治措施的有效性的重要依据。

平均绝对瓦斯涌出量是由煤矿地质条件、开采方式、采掘工作面进度等多个因素综合影响的结果。

一个煤矿的平均绝对瓦斯涌出量的高低，直接决定了该矿的瓦斯防治难易程度和采矿安全水平。

一般情况下，平均绝对瓦斯涌出量的单位为m³/t，即煤矿每生产1吨煤，会涌出多少m³的瓦斯。

一般高瓦斯矿井，其平均绝对瓦斯涌出量一般在10 m³/t以上，而低瓦斯矿井则在2-7 m³/t之间。

为了实现对煤矿瓦斯的有效防治，需要对平均绝对瓦斯涌出量进行全面深入的研究。

必须清楚地了解煤矿瓦斯涌出的原因和机理，还要建立更加科学、准确的瓦斯涌出量测试和监测方法，以实现煤矿的智能化管理。

在平均绝对瓦斯涌出量的研究中，需要考虑的因素非常多，其中包括以下几个方面。

(1)煤矿地质条件。

不同煤矿的地质条件不同，因此瓦斯涌出量也会有所不同。

比如，同属于高瓦斯矿的两个煤矿，其地质条件的差异，也导致了它们的平均绝对瓦斯涌出量存在差异。

(2)采矿方式。

不同的采矿方式会导致下煤巷瓦斯涌出的强度存在差异。

比如某些巷道宽度较大、截面积较大，其瓦斯涌出量就比较大。

而在采矿时，矿工挖掘的是裂隙连通的煤体，比起坚硬的煤体来更容易导致瓦斯涌出。

(3)瓦斯抽排设备。

瓦斯抽排设备是煤矿防治瓦斯事故的关键装备之一，影响着煤矿的瓦斯治理效果和平均绝对瓦斯涌出量。

目前，煤矿瓦斯抽排设备已经逐渐实现智能化，从而提高抽排处理瓦斯的效率。

(4)监测手段。

监测手段的不同，在平均绝对瓦斯涌出量的测试中会产生不同的误差。

因此，需要采用标准化的测试方法和设备，来确保测量的准确性和可靠性。

总之，平均绝对瓦斯涌出量是煤矿安全和环保管理的重要指标之一，需要高度重视。

第一章通风与安全第一节瓦斯资源分析和瓦斯涌出量计算一、瓦斯资源分析1. 瓦斯1）鉴定结果根据贵州省煤炭管理局文件（黔煤生产字【2008】1507号）《对遵义市2008年度矿井瓦斯等级鉴定报告的批复》，朝锦煤矿相对瓦斯涌出量为23.88m3/t，绝对瓦斯涌出量为1.99m3/min，属高瓦斯矿井；锦浩煤矿相对瓦斯涌出量为16.87m3/t，绝对瓦斯涌出量为1.64m3/min，属高瓦斯矿井。

贵州省能源局文件（黔能源发【2009】306号）《关于遵义市煤炭管理局《关于呈报2009年度煤矿瓦斯等级鉴定结果的报告》的批复》，众源煤矿相对瓦斯涌出量为14.19m3/t，绝对瓦斯涌出量为1.34m3/min，鉴定为高瓦斯矿井。

目前矿井建设中已经揭煤，但本次设计暂未获得揭煤过程中的瓦斯资料，建议矿方尽快提供相关资料，以利于本矿瓦斯情况分析。

2）瓦斯压力及瓦斯压力系数储量核实报告未提供。

根据煤炭科学研究总院于2012年11月编制提交的《桐梓县众源煤业有限公司C1煤层煤与瓦斯突出危险性鉴定报告》，C1煤层在鉴定范围内测得最大瓦斯压力为0.39Mpa（埋深180m）。

因此，根据以上数据计算可得出鉴定范围内C1煤层最大瓦斯压力梯度分别为：0.39/180=0.002167MPa/m(C1煤层)。

由于目前C5、C4煤层尚未进行突出鉴定，因此无法计算其瓦斯压力梯度，且鉴定的C1煤层范围只是可采局部区域，尚不能代表整个矿井内C1煤层瓦斯压力情况。

为安全起见，本设计在参考C1煤层突出鉴定结果的基础上同时考虑一定的安全系数暂取瓦斯压力系数K=4.0计算考虑，按P=K·H(H——埋藏深度)计算至矿井深部瓦斯压力（详见下表6-1-1中计算）。

建议矿方后期有条件时补做C5、C4煤层及C1煤层其余区域突出鉴定以获取详细测定数据，计算C5、C4、C1煤层瓦斯压力梯度以修正本设计中相关计算结果，更好地指导矿井建设和生产。

3）各煤层瓦斯含量及梯度由于储量核实报告未提供各煤层瓦斯含量数据，且突出鉴定报告中测定的C1煤层瓦斯含量只局限于鉴定范围内，尚不能代表整个矿井C1煤层瓦斯含量情况。

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。

煤的最大瓦斯含量一般不超过60立方米/吨瓦斯分化带的下部边界确定指标：（1）矿井的相对瓦斯涌出量为2立方米/吨。

（2）煤层内的瓦斯中甲烷含量为80％处（3）煤层内瓦斯压力为0.2Mpa处。

煤层瓦斯压力的计算：p=p。

+m(H-H。

) P—在深度为H处的瓦斯压力；Mpa P。

—瓦斯分化带深度的瓦斯压力，Mpa;H。

—瓦斯分化带深度，mM—瓦斯压力梯度，Mpa/m,取0.01+-0.005.绝对瓦斯涌出量——矿井在单位时间内涌出的瓦斯量，Q c H4=Q风﹒CQ CH4—绝对瓦斯涌出量，立方米/分Q风—瓦斯涌出地区的风量，立方米/分C—风流中的瓦斯体积浓度，即风流中瓦斯体积与总体积的百分比。

相对瓦斯拥出量—平均日产1吨煤涌出的瓦斯量，q CH4=Q CH4/Tq CH4—相对瓦斯涌出量，立方米/吨T—产煤量，吨/天如果矿井月产量为A吨，则T值可按下式求出T=A/nn—月工作日数，天。

瓦斯涌出不均系数:K=Q涌大/Q涌均K—给定时间内的瓦斯涌出不均系数；Q涌大—给定时间内的最大瓦斯涌出量，立方米/分。

Q涌均—给定时间内的平均瓦斯涌出量，立方米/分。

矿井瓦斯等级：(1)低瓦斯矿井：矿井相对瓦斯涌出量小于或等于10立方米/吨且矿井绝对瓦斯涌出量小于或等于40立方米/分。

(2)高瓦斯矿井：矿井相对瓦斯涌出量大于10立方米/吨或矿井绝对瓦斯涌出量大于40立方米/分。

(3)煤与瓦斯突出矿井。

矿井瓦斯等级鉴定：《规程》规定：每年必须对矿井进行瓦斯等级和二氧化碳涌出量的鉴定工作，报省负责煤炭行业的主管部门审批，并报省级煤炭安全监察机构备案。

内容如下：1.鉴定进行时间。

2．鉴定时生产条件。

3．测定内容和要求。

矿井瓦斯和二氧化碳鉴定基础记录表4．瓦斯涌出量计算各工作面的瓦斯涌出量=风量×瓦斯浓度矿井瓦斯和二氧化碳鉴定记录表5鉴定报告矿井瓦斯涌出量的预测公式：q涌=q0+(z-z0)dq o—瓦斯带上边界的相对瓦斯涌出量，qo=2立方米/吨～3立方米/吨z o—瓦斯带上边界的深度，m;z—预测瓦斯量为q涌处的深度,m 《规程》规定，采掘工作面的风流中，氧气浓度不得低于20﹪.“三专”指专用变压器，专用开关，专用线路；“两闭锁”指局部通风机的风电闭锁和瓦斯电闭锁专制。

采煤工作面瓦斯涌出量计算一、瓦斯涌出量的定义和重要性瓦斯涌出量是指在采煤工作面上煤层中由于煤层破坏和煤与岩石的相互作用而释放出的瓦斯量。

瓦斯涌出量的准确计算对于采煤工作面的安全生产和瓦斯防治具有重要意义。

二、瓦斯涌出量计算的方法1. 实测法：通过在工作面上设置瓦斯抽放孔，使用瓦斯抽放装置对瓦斯进行抽放，并记录瓦斯抽放量。

这种方法比较准确，但需要时间和人力成本较高。

2. 经验公式法：根据历史数据和实际情况，采用经验公式进行瓦斯涌出量的估算。

这种方法简单快捷，但精度相对较低。

3. 数值模拟法：利用煤层数值模拟软件，根据煤层地质条件、采煤参数等参数进行模拟计算，得到瓦斯涌出量的预测结果。

这种方法较为精确，但需要专业知识和专业软件支持。

三、瓦斯涌出量计算的影响因素1. 煤层地质条件：煤层的厚度、含瓦斯量、煤层裂隙等都会影响瓦斯的涌出量。

2. 采煤参数：包括工作面的长度、采煤速度、回采方式等，这些参数对瓦斯涌出量有很大的影响。

3. 工作面瓦斯抽放措施：合理设置和使用瓦斯抽放孔，提高瓦斯抽放效果，可以降低瓦斯涌出量。

四、瓦斯涌出量计算的应用1. 安全生产评价：瓦斯涌出量的计算可以用于煤矿的安全生产评价，判断瓦斯防治措施的有效性。

2. 瓦斯抽放设计：根据瓦斯涌出量的计算结果，设计合理的瓦斯抽放系统，提高瓦斯抽放效果。

3. 瓦斯防治规划：根据瓦斯涌出量的计算结果，制定合理的瓦斯防治规划，保障煤矿的安全生产。

总结：瓦斯涌出量的计算对于煤矿的安全生产和瓦斯防治至关重要。

通过实测法、经验公式法和数值模拟法等方法，可以得到瓦斯涌出量的估算结果。

瓦斯涌出量的计算需要考虑煤层地质条件、采煤参数和瓦斯抽放措施等因素。

应用瓦斯涌出量的计算结果可以进行安全生产评价、瓦斯抽放设计和瓦斯防治规划等工作。

通过科学准确地计算和应用瓦斯涌出量，可以提高煤矿的安全生产水平和瓦斯防治效果。

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由VCH4＋KQCH4T＝MT知：T＝VCH4／(M－KQCH4)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%，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。

1、预计瓦斯积存总量：Q CH4 =瓦斯浓度×巷道断面×巷道长度= %××63 =2、局部通风机供风情况局部通风机功率：15KW 出风口风量：100m3/min 。

独头巷道回风与全风压汇合处风量：560m3/min3、允许瓦斯排放量计算：CH4 = % *100m3/min= min4、预计排放瓦斯时间计算CH4排放时间=CH4积存总量÷允许CH4排放量=÷min =62min。