毕节市杨家湾煤矿综合防突措.docx

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毕节市杨家湾煤矿综合防突措

毕节市杨家湾煤矿

综合防突措施

编制人：

技术负责人：

矿长：

日期：

2010.9.10

会审意见栏

单位

参加会审人员签字

分管矿领导

技术科

安监科

通防科

机运科

采煤队

掘进队

调度室

办公室

工程师审批意见

矿长审批

意见

目录

会审意见栏2

目录3

第一章概况6

第一节地质概况6

一、地层6

二、地质构造7

三、煤层7

㈠可采煤层7

㈡煤质7

第二节水文地质条件8

第三节开采安全、技术条件10

第四节生产系统概况11

一、井田开拓布置情况11

二、通风系统12

三、排水系统13

四、提升、运输运输系统13

五、供电系统13

第二章区域防突措施13

第一节区域突出危险性预测13

一、区域突出危险性预测方法13

㈠预测煤层瓦斯压力13

㈡测定煤层的原始瓦斯含量14

第二节区域防突措施14

一、开采保护层14

二、预抽煤层瓦斯14

㈠瓦斯抽放必要性及可能性14

⒈抽放瓦斯的必要性14

⒉瓦斯含量计算14

⒊工作面瓦斯涌出量预测15

⒋抽放瓦斯的可能性17

⒌瓦斯抽放难易程度分析18

㈡抽采控制范围和指标18

㈢矿井瓦斯来源分析19

㈣瓦斯抽放方法19

⒈抽放方案19

⒉煤巷掘进工作面先抽后掘20

⒊回采工作面本煤层先抽后采21

⒋采空区瓦斯抽放22

⒌石门揭煤预抽瓦斯23

⒍邻近层抽采方法23

㈤抽放钻机23

㈥封孔方式、封孔材料及工艺、封孔设备、主要检测仪表23

⒈封孔方式、封孔材料及工艺23

⒉其封孔工艺如下：

24

⒊封孔的操作方法：

24

⒋封孔设备24

㈦抽放系统设备选择25

⒈瓦斯抽采量的确定25

2.瓦斯泵的选型25

3.瓦斯抽采系统设备、材料见下表26

第三章防治突出措施的效果检验26

第一节区域防突措施效果检验26

一、区域防突措施效果检验26

二、区域验证29

第二节工作面效果检验29

第三节防止误穿煤层的措施32

第四章安全防护措施33

一、采区采区避难所的设置要求34

二、反向风门的设置要求34

三、防突挡栏的设置要求36

四、远距离放炮36

五、压风自救硐室或自救点的设置要求37

六、其它安全防护措施38

第五章防突管理38

一、机构设置及防突管理38

㈠机构设置38

㈡管理制度40

㈢突出记录及程序管理42

二、技术培训42

三、防突装备43

第六章附录44

毕节市杨家湾煤矿

综合防突措施

第一章概况

第一节地质概况

一、地层

矿区出露地层有二叠系上统龙潭组（P3l）、长兴组（P3c）,三叠系下统飞仙关组（T1f）及第四系（Q）。

由老至新分述如下：

⒈二叠系上统（P3）

⑴龙潭组（P3l）：

为本区的主要含煤地层，由泥质粉砂岩、细砂岩、粘土岩、粉砂岩、夹泥岩及煤层，按岩性及含煤组合特征，可化分为三段。

本组与下覆地层呈假整合接触。

第一段（P311）：

灰色、中厚层状粉砂岩、泥质粉砂岩、泥岩及粘土岩，共含煤2--8层，煤层厚度小，变化大，属不可采或局部可采，底部含星点状，团块状黄铁矿凝灰质粘土岩，厚2—4.9米，本段厚54.2—85.8米。

产植物化石及碎片。

第二段（P3l2）：

灰色中厚层状粉砂岩、细砂岩、夹泥质粉砂岩，泥岩及粘土岩，共含煤2—4层，煤层厚度小，变化大，均不可采。

底部为中厚层状细砂岩，厚2.0—6.8米，全区稳定，为二段和一段的分层标志层。

本段地层厚41.9—76米。

产植物化石碎片。

第三段（P3l3）：

灰色、浅灰色中厚层状粉砂岩、泥质粉砂岩，夹细砂岩、粉砂质泥岩、泥岩及粘土岩，共含煤5--12层，其中M1⒏M23为全区可采煤层，煤层较稳定，结构单一，煤层厚度变化大，不稳定，顶部M18煤层，层位固定，特征明显，为长兴同龙潭组第三段分界的标志层，底部为灰色中厚层状细砂岩，为三段和二段的分层标志，本段地层厚60--76米。

为本矿区含煤地层，产植物化石。

⒉长兴组（P3c）：

上部灰色、深灰色中厚层状粉砂岩、泥质粉砂岩夹细砂岩、石灰岩、泥灰岩；下部灰色中厚层状泥质粉砂岩夹细砂岩、泥岩及粘土岩，含煤2--5层，厚度小，全区均不可采，产腕足类化石。

本段厚43.6--73.0米.

⒊三叠系下统（T1）

飞仙关组第一段（T1f1）：

灰绿色粉砂岩、粉砂质夹泥质粉砂岩、泥岩。

含瓣腮类及腕足类化石。

厚65--70米。

与下伏地层呈假整合接触。

飞仙关组第二段（T1f2）：

紫红色、暗紫色粉砂岩、粉砂质泥岩夹细砂岩、泥岩及灰岩薄层，底部夹中层状灰岩，含瓣腮类化石。

厚385—405米。

⒋第四系（Q）

主要为坡积、残积、冲积物，岩性以粉质粘土、亚粘土为主，见泥灰岩、砂岩转块，多覆盖于煤系地层之上，厚度0—10m。

属松散岩工程岩组，结构松散，其力学强度低，稳定性差。

二、地质构造

矿区位于长春铺向斜北西翼，总体呈单斜构造，地层走向为南西—北东，倾向南东，倾角一般6—12°，沿走向出现波状起伏。

⑴褶皱构造

矿区内褶皱构造不发育。

⑵断裂构造

矿区内断裂构造不发育。

根据国土资源部2003年3月1日实施的《煤、泥地质勘查规范》（DZ/T0215-2002），矿区内的构造复杂程度属简单类型。

三、煤层

㈠可采煤层

矿区内可采煤层为M18，M23煤层，位于龙潭组第三段，各可采煤层的主要特征见下表。

可采煤层主要特征表

煤层编号

煤层厚度

（m）

煤层平

均厚度

（m）

煤层

倾角

（°）

煤层平均间距

（m）

煤层

结构

煤层稳

定性

顶底板岩性

顶板

底板

M18

2．0——2．5

2．24

9

较简单

稳定

粉砂岩

粘土岩

6

M23

1．4——1．6

1.5

9

较简单

稳定

泥质粉砂岩

粘土岩

㈡煤质

⒈　煤的物理性质

主要可采煤层物理性质及其煤岩特性大体相同，外观为灰黑色，条痕黑色，具有玻璃光泽，棱角状断口。

主要为亮煤及镜煤组成，夹少量的暗煤及丝炭。

煤的质地教疏松，含硫低、无烟。

无机物主要为石英，次为粘土，偶见球状黄铁矿，矿物质主要集中在煤层下部。

⒉　煤的化学性质

根据各煤层样品原煤的分析结果，有关煤质指标见下表。

主要可采煤层煤质指标汇总表

煤层

编号

煤样

类别

工业分析（%）

Qgr.d

（MJ/kg）

水份（Mad%）

灰份（Ad%）

挥发份（Vdaf%）

硫份（St.d%）

发热量

M18

原煤

3.08

11.75-11.81

11.78

8.36-8.45

8.41

1.06-1.16

1.10

30.797-30.807

30.803

M23

原煤

1.81

19.38-19.45

19.43

7.83-7.91

7.88

0.16-0.21

0.19

28.471-28.478

28.474

⒊煤类的确定

根据地质报告提供的各煤层煤质指标，按GB/T15224.1-200⒋GB/T15224.2-200⒋GB/T15224.3-2004标准分别对各煤层煤质评价如下：

本矿M18号煤层原煤属低中灰分、低中硫、特高热值无烟煤，M23号煤层原煤属低中灰分、特低硫、特高热值无烟煤。

可作为民用、化工及民用等用煤。

第二节水文地质条件

⒈矿区含水带划分及富水性

根据岩性、岩溶裂隙发育程度，地下水补给、排泄条件及富水性由新至老叙述如下：

A、第四系孔隙水含水带：

岩性为黄色、黄褐色粘土、亚粘土及植物根系，含砾砂、砂岩、泥岩碎块，一般厚度0—10米。

该带透水性好，地下水易于排泄，动态变化大，大部分是季节性泉水，富水性弱。

B、三叠系下统飞仙关组（T1f）：

为一弱含水层组，是矿床顶板间接充水岩组。

岩性为灰绿色、紫红色泥岩、泥质粉砂岩及泥灰岩。

厚度435—480米。

含裂隙水及基岩裂隙水。

C、二叠系上统长兴组（P3c）：

为一弱含水岩组，是矿床顶板间接充水岩组。

岩性为灰色、深灰色中厚层状泥质粉砂岩、粉砂岩为主，夹细砂岩、泥岩及粘土岩，本段厚43.6--73.0米。

含基岩裂隙水。

D、二叠系上统龙潭组（P3l）：

为一弱含水层组，是矿区直接充水层。

岩性为一套砂岩、泥岩、粘土岩夹薄层泥灰岩及煤层（线）组成，厚度150.0—235.0米。

含基岩裂隙水，为弱含水岩组。

⒉地下水类型及其赋存特征

受地层、岩性、构造、地貌、气象及水文等因素的控制，区内地下水类型及赋存特征如下：

①基岩层间裂隙、溶隙水：

二叠系上统龙潭组：

岩性为一套砂岩、泥岩、粘土岩夹薄层泥灰岩及煤层（线）组成，含水性及导水性中等，富水性较强中等。

②孔隙水：

主要分布于矿区中部山腰、缓坡地段及北部的沟谷、低洼地段，主要为残坡积土，为透水而不含水层。

③地下水物理性质及化学成份

调查区内地下水一般无色、无味、无臭，水温正常，水质多为碳酸钙镁型水。

地下水和地表水对水泥制品和钢构件无腐蚀—弱腐蚀。

⒊矿坑充水因素分析及涌水量调查

⑴充水水源：

①地下水：

矿区内第四系含裂隙水，区内部分煤层埋藏较浅，裂隙水对矿区开采有一定的影响。

②老窑积水：

矿区内原有老窑以斜井为主，开采深度100-500米不等，为数较多，开采时间较长，基本形成封闭状态，均汇聚有一定的老窑积水，且位于拟建矿井开采煤层的较高地段，是矿床充水水源之一，对拟建矿井的生产安全会构成一定的威胁。

③地表水：

矿区内地表水主要为雨季性溪沟流水，受季节性影响，因此要防止雨季溪沟水渗入矿坑而成为充水水源,对各煤层的开采构成威胁。

⑵充水方式：

大气降水是矿坑充水的主要因素，大气降水多沿节理裂隙渗入矿井，矿井涌水量雨季有所增加，并且裂隙越发育，涌水量越大。

⑶充水矿床普探类型：

矿床的部分矿体开采下限位于当地侵蚀基准面以下，会受到地表水体的威胁。

该矿床水文地质条件简单型。

。

⒋矿区水文地质条件评价

综上所述，矿区水文地质条件简单，矿床以裂隙充水岩层为主，水文地质类型可列为“二类一型”。

矿区内主要煤层（M18、M23）小部分矿体位于当地侵蚀基准面以上，且本矿开采下限位于当地侵蚀基准面以下，区内地形有利于自然排水，当开采标高在当地侵蚀基准面以上时，地表水对其影响不大，当开采标高在当地侵蚀基准面以下时，地表水就可能通过裂隙、溶隙、漏斗等渠道渗入矿井，水文地质条件属简单类型。

根据本矿以往的生产实际中和《贵州省毕节市11号矿权煤矿资源/储量核实报告》推测，矿井正常涌水量约10m3/h，最大涌水量约30m3/h。

建议矿井在建设生产中注意收集有关水文地质资料，对矿井的充水因素，补给条件、涌水量进行分析和测定，以便为矿井的生产提供指导，达到安全生产的目的。

第三节开采安全、技术条件

⒈煤层顶底板条件

煤层直接顶板为为粉砂岩、泥质粉砂岩，总体稳定性较好，但在小断层发育地段，顶板稳定性稍差，有局部产生冒顶脱落的可能。

直接底板为粘土岩，遇水会产生底鼓。

综上所述，矿山工程地质条件复杂程度属于简单至中等类型。

因此，在采掘过程中应加强底板软岩管理及破碎地段顶板的支护。

在今后生产过程中，应根据实际情况，编制相应的作业规程，并根据顶板矿压显现和采高调整支护密度，以便更好的保证工作面的生产安全。

⒉瓦斯

根据贵州省煤炭管理局文件，黔煤生产字[2008]1457号，《对毕节地区2008年度矿井瓦斯等级鉴定报告的批复》，由于杨家湾煤矿属于新建矿井，没有相对瓦斯涌出量和绝对涌出量，鉴定结论为高瓦斯。

本矿未作煤与瓦斯突出鉴定，根据黔安监管办字【2007】345号文件，全矿井按照煤与瓦斯突出矿井进行设计和管理。

在开采过程中应加强通风及瓦斯检测记录，防止局部瓦斯积聚，必须关注瓦斯涌情况，根据情况采取措施。

矿井在建设及生产期间必须进行瓦斯含量、瓦斯涌出量的测定，并定期进行瓦斯等级鉴定。

同时本矿应及时请资质单位进行煤与瓦斯突出性鉴定，以便更好指导矿井的安全生产。

⒊煤尘爆炸性

根据贵州省煤田地质局实验2006年8月提交的《煤尘爆炸性鉴定报告》，M18和M23煤尘无爆炸性。

在开采煤层时，须采取综合防尘措施，使井下巷道空气中的粉尘浓度降低到安全标准以下。

⒋煤炭自燃倾向性:

根据贵州省煤田地质局实验2006年8月提交的《煤层自燃倾向性鉴定报告》，该矿M18和M23煤层为Ⅲ类不易自燃煤层，。

⒌地温情况

本井田无地温异常现象，属于正常地温矿井。

⒍冲击地压

地质资料中未提供冲击地压的相关资料，本矿区内无冲击地压的历史记录，根据开采方案设计，矿井冲击地压危险性较小。

第四节生产系统概况

一、井田开拓布置情况

㈠开拓方式及井筒数量

矿井采用斜井开拓方式。

布置有主斜井、副斜井、回风斜井三个井筒。

㈡水平及采区划分

⒈水平划分

根据煤层的赋存情况及矿井开拓方式，矿井划分为一个水平开拓，上下山开采，水平标高为+1665m。

⒉采区划分

沿煤层走向进行划分，矿区西南面划分一采区，矿区东面划分为二采区。

详见开拓系统平、剖面图。

⒊开采顺序

⑴采区间开采顺序：

一采区→二采区。

⑵区段间开采顺序：

区段间采用下行式开采。

⑶区段内开采顺序：

段内采用后退式开采。

⑷煤层间的开采顺序：

根据矿井实际情况，本矿有2层煤，从上往下为M18、M23，煤层间距4—6m，首先开采上部的M18煤层，后开采下部的M23煤层。

㈢采煤方法及回采工艺

⒈采煤方法

采用走向长壁后退式采煤法，爆破落煤，全部陷落法管理顶板。

⒉回采工艺

⑴工作面支护及顶板管理

本矿首采工作面布置在M18煤层中，煤层顶板为粉石岩，顶板稳定好；底板为粘土岩，易鼓底；按设计采用全部垮落法管理顶板，根据掘进揭露煤层为2.6—3.0m，工作面配备DW3.15-30/100型外注式单体液压支柱，支撑高度2600～3100mm，工作阻力为25t/根，选用HDJA——1200型金属铰接顶梁。

按设计“三、四”控顶，排距1.2m，柱距0.7m，最小控顶距3.8m，最大控顶距5.0m。

放顶步距1.2m，回柱绞车选用JH-8型。

直接顶不稳定时，可根据实际情况，加强支护；老顶坚硬难冒时，可采取强制放顶措施，若底板吸水后易膨胀，支护时可在支柱底部加柱鞋，防止支柱插入底板。

①基本支护

工作面支护采用DW28—30/100,DW31.5-30/100型单体液压支柱，配HDJA—1200型金属铰接顶梁，走向一梁一柱支架。

②特殊支护

在放顶线采用单体液压支柱打成丛柱（一窝三柱）、戗柱切顶。

在煤壁线采用单体液压支柱打成贴帮柱进行支护，贴帮柱柱距1.6m。

③在上、下安全出口20米范围内采用单体液压支柱打成托梁加强支护。

④回柱放顶：

在回柱放顶前必须先打好放顶线的特殊支护，禁止先回后打。

支柱卸载时，必须使用回柱器，卸载后的支柱用回柱绞车拉出，回下的支柱必须支撑承载，顶梁必须堆码整齐，不得影响退路。

⑤初次来压和周期来压放顶

在初次来压和周期来压期间必须在放顶线打双排丛柱，必要时加打木垛（木垛每6米打一个，呈“井”字形）切顶。

由于目前该矿尚未进行矿压观测，暂无矿压观测资料，待今后进行矿压观测后，利用矿压观测资料，进行合理的采场选型设计。

⑵采煤工作面机械配置及运输方式

回采工作面配GMZ—12型煤电钻2台，采用钻眼爆破法落煤，工作面运输采用SGB620—40T刮板运输机进行运输，采面下出口选用刮板SGB620—40T刮板运输机进行转载，运输巷设计采用型号为DTL80\20\2X55皮带进行运输煤炭，但因运输巷遇断层巷道直线长度不够，而变更为安装SGB620—40T刮板输送机运输。

二、通风系统

㈠通风方式：

中央并列式。

㈡通风方法：

机械抽出式。

㈢通风设备

1.主扇通风机:

风井安装两台FBCDZ№17/2×110KW抽流式通风机，一台工作，一台备用。

2.矿井总排风量:

3200m3，总有效风量3100m3。

三、排水系统

井底水泵房安装水泵46D—30×8型水泵3台，副井井筒布置主排水管路2趟。

井底水仓容量500m3。

四、提升、运输运输系统

㈠运煤：

主斜井安装DTL—100/40型矿用胶带运输一台；

㈡运料、排矸：

副斜井安装JTP1.6×1.5单滚筒绞车串车提升材料

五、供电系统

由地面变电所供给，地面低压自主斜井双回路电源电缆下井至井下各配电点后，对工作面及掘进面等进行供电。

第二章区域防突措施

第一节区域突出危险性预测

根据中国矿业大学矿山开采与安全教育部重点实验室2010年04月10日《贵州毕节市杨家湾煤矿M18、M23煤层煤与瓦斯突出危险性鉴定报告》及黔能源煤炭[2011]473号《关于对毕节市杨家湾煤矿M18、M23煤层煤与瓦斯突出危险性鉴定报告的批复》，

鉴定结论为：

（1）杨家湾煤矿在鉴定范围内（法定矿界0-7号拐点圈定区域内，标高+1664米以上）M18煤层有突出危险。

（2）杨家湾煤矿在鉴定范围内（法定矿界0-7号拐点圈定区域内，标高+1664米以上）M23煤层有突出危险。

鉴定结果：

认定毕节市杨家湾煤矿M18、M23煤层为煤与瓦斯突出煤层，认定毕节市杨家湾煤矿为煤与瓦斯突出矿井。

一、区域突出危险性预测

㈠预测煤层瓦斯压力

掘进工作面开门5米起，在掘进迎头布置3个Φ75mm孔径，深70m的超前预测钻孔，封孔测定煤层瓦斯压力P，P＜0.74MPa为无突出危险区，否则为突出危险区。

预测（防突措施效果检验）钻孔布置图（图2）

㈡测定煤层的原始瓦斯含量

取样化验煤层原始瓦斯含量W＜8m3/t为无突出危险区，否则为突出危险区。

第二节区域防突措施

区域防突措施包括开采保护层和预抽煤层瓦斯两类。

一、开采保护层

本矿现开采M18煤层，无保护层开采，

二、预抽煤层瓦斯

㈠瓦斯抽放必要性及可能性

⒈抽放瓦斯的必要性

根据《煤矿安全规程》（2010版）第145条规定，有下列情况之一，必须建立地面永久瓦斯抽放系统。

⑴1个采煤工作面的瓦斯涌出量大于5m3/min，或1个掘进工作面瓦斯涌出量大于3m3/min，用通风方法不能解决瓦斯的问题的。

⑵矿井绝对瓦斯涌出量达以下条件的：

①大于或等于40m3/min；

②年产量1.0～1.5Mt的矿井，大于30m3/min；

③年产量0.6～1.0Mt的矿井，大于25m3/min；

④年产量0.4～0.6Mt的矿井，大于20m3/min；

⑤年产量小于或等于0.4Mt的矿井，大于15m3/min。

⑥开采有煤与瓦斯突出煤层的。

⒉瓦斯含量计算

⑴M18煤层瓦斯含量计算

根据煤层瓦斯含量经验公式计算煤层瓦斯含量

可采煤层煤质分析表

煤层编号

水分

（Mad）％

灰分

（Ad）％

挥发分

（Vdaf）％

全硫

（St，d）％

M18

3.08

11.78

8.41

1.10

M23

1.81

19.43

7.88

0.19

M18煤层

Wh=Wx+Wy

+

＝14.7m3/t

式中：

Wx——煤的瓦斯吸附量，m3/t；

Wf、Af、VΓ——M18号煤的水分3.0⒏灰分11.7⒏挥发分8.41，%；

P——瓦斯压力，MPa；P=（2．03～10．13）H，H为垂高，本矿开采到最低准采标高时，H为260m；按P=6H＝6×260＝1.56MPa

en——温度系数，查表得1/en=0.671；

e——自然对数底；

n——

＝0.39；

a——2.4+0.21VΓ＝2.42；

b——1-0.004VΓ＝0.99；

Wy——游离瓦斯量，m3/t；

fn——煤的孔隙率，%，查表取7；

γ——煤的容重，γ=1.39t/m3；

KY——相当于煤层瓦斯压力下的瓦斯压缩系数，查表得KY=1.04；

t——温度，取t=20℃。

⑵M23煤层瓦斯含量计算

同理，M23煤层原煤瓦斯含量16.5m3/t

⒊工作面瓦斯涌出量预测

⑴开采层相对瓦斯涌出量

矿井开采的煤层为薄及中厚煤层，一次采全高，按照AQ1018-2006标准附录A按下式计算：

ｑ1=K1×K2×K3×

（W0-WC）=1.3×1÷0.95×0.93×2.24÷2.24×（14.7-4）=13.6m3/t

⑵邻近层相对瓦斯涌出量计算

ｑ2=

=

=[16.5—6）×1.5÷2.24×0.80=5.6m3/t

mi------第i个邻近层煤层厚度，m；

M-------工作面采高，m；

----------第i个邻近层瓦斯排放率，取30%；

---------第i个邻近层煤层原始瓦斯含量，m3/t；

--------第i个邻近层煤层残存瓦斯含量，m3/t；

故Q采=ｑ1+ｑ2=13.6+5.6=19.2m3/t；

经上述计算，首采M18号煤层工作面相对瓦斯涌出量为34.1m3/t，绝对瓦斯涌量为19.2×145000÷330÷24÷60＝5.85m3/min。

⑶掘进工作面瓦斯涌出量预计

按照AQ1018—2006标准及本矿井掘进工作面瓦斯涌出来源（掘进巷道煤壁和掘进巷道落煤瓦斯涌出量组成），掘进面瓦斯涌出量为：

Q掘＝Q1+Q2m3/min

式中：

Q掘：

掘进工作面瓦斯涌出量，m3/min；

Q1：

掘进煤壁瓦斯涌出量，m3/min；

Q2：

掘进巷道落煤瓦斯涌出量，m3/min；

Q1=DVQ0[2（L/V）0.5—1]m3/min

式中：

D：

巷道断面的周长（半煤岩巷时只是煤层内的周界），m；

V：

巷道平均掘进速度，m/min；

Q0：

煤壁瓦斯涌出初速度，按以下经验公式计算：

Q0=0.026[0.0004（Vr）2+0.16]/ω0m3/min

Vr：

原煤挥发分；

ω0：

煤层瓦斯含量，m3/t；

L：

巷道长度，m。

Q0=0.026[0.0004（Vr）2+0.16]×ω0m3/min

=0.026×（0.0004×8.412+0.16）×21.2

=0.104m3/min

则：

Q1=9.8×0.0025×0.104×[2×（500/0.007）0.5—1]

=1.35m3/min

B、落煤瓦斯涌出量Q2

Q2=SVr（ω0—ωc）m3/min

式中：

S：

掘进巷道断面积（半煤岩巷时为掘进端头见煤面积），5.5m2；

ωc：

煤层残存瓦斯量m3/t；可根据各煤层的平均挥发分从（AQ1018-2006标准附录C）中进行插值选取。

r：

煤的容重t/m3。

　　纯煤的残存瓦斯含量取值表

煤的平均挥发分Vdaf（%）

6-8

8-12

12-18

18-26

26-35

35-42

42-56

可燃质残存瓦斯含量W1c（m3/t.r）

9-6

6-4

4-3

3-2

2

2

2

Q2=6.5×0.007×1.43×（8.41—4）

=0.28m3/min

根据矿井开拓布置及掘进工作面推进速度安排，经计算：

掘进工作面瓦斯涌出量：

Q掘=1.35+0.28=1.63m3/min。

本矿井正常生产为2个掘进工作面，则Q掘总=2×1.