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通风课程设计
郑煤集团大平矿16071工作面瓦斯抽放设计
摘要:
郑煤集团大平煤矿为年产0.9Mt/a,16071工作面为高产高效工作面，采用炮采放顶煤开采，虽然该工作面的煤层瓦斯含量并不高，但是由于其落煤强度大，工作面的绝对瓦斯涌出量也较大，其绝对瓦斯涌出量的最小值为1.214m³/min，最大值为24.98m³/min，平均值为12.29m³/min.根据16采区16071工作面瓦斯涌出量预测结果16071工作面的瓦斯涌出量是较大的。
本文对16071工作面的瓦斯储量及工作面的瓦斯涌出量进行计算，并对16071回采工作面瓦斯涌出来源进行了预测，要对该工作面进行瓦斯抽放。
并对瓦斯抽放可行性进行分析。
根据瓦斯涌出量预测结果，瓦斯涌出量满足《煤矿安全规程》建立瓦斯抽放系统的要求。
根据对瓦斯涌出量、抽放量及抽放系统服务年限来看，已具备建立抽放系统是可行的。
并对抽放系统的管路布置及抽放设备进行选型，最后提出安全管理及技术措施。
关键词：
瓦斯涌出量,瓦斯通风瓦斯抽放瓦斯储量抽放率
5.2.2抽放管路阻力计算及设备选型...............................................19
1引言
安全工程毕业设计是安全工程专业全部教学进程中的最后一个环节，同时也是对学生成绩的最终考核，其目的是使学生在安全工程总体上深入认识矿井各个生产系统和各个生产环节之间的相互联系和制约关系，培养学生综合运用各门学科的理论知识，分析和解决安全工程技术问题的能力；培养和锻炼学生独立地、创造性地进行工作的能力；培养学生搜集、整理、运用科技资料和生产技术经验的能力；进一步训练了撰写技术文件和解决实际问题的能力。
这些，对于我以后的工作和学习都是非常有益的。
本次设计的参照矿井是郑煤集团大平煤矿，设计之前，我在该矿进行了为期20天的毕业实习，通过地面参观、听总工及各科室负责人作报告、参加科室实习及井下生产实习，对矿井的情况有了一个较全面和深刻的认识。
本次设计就是在大平煤矿实际地质条件的基础上，根据收集到的矿井生产图纸和数据，按照指导老师的要求作了一些改动后，对矿井做的初步设计。
其主要内容包括：
矿区概况及井田地质特征、矿井储量年产量及服务年限、井田开拓、瓦斯抽放、矿井通风与安全技术等方面。
本设计以《毕业设计论文大纲》为依据，按照《安全规程》的要求。
由于本人知识水平和知识范围的限制，设计中难免有不当和错误之处，恳请审阅老师批评纠正。
2矿井概况
2.1井田概况
2.1.1矿井位置
郑煤集团大平煤矿位于登封市东部约22km，行政隶属登封市大冶镇管辖。
2.1.2范围
矿区地理坐标为东经113°11′45″～130°14′04″,北纬34°26′34″～34°27′45″。
核查区范围以河南省国土资源厅下发的郑煤集团采矿许可证确定的矿区范围为准，由25个拐点坐标圈定。
2.1.3交通
本区西距登封市约30km，东北距新密市约18km。
登封～大冶～新密公路从区北通过，新郑～伊川伊水寨铁路从区外东南部通过，矿区距
大平煤矿
图1-1郑煤集团大平煤矿交通位置图
大冶车站约2km，新郑～登封地方小铁路从本区南部边界通过，交通便利，见图1-1。
2.2煤层开采技术条件
2.2.1瓦斯
根据郑州市煤炭工业局批复：
郑煤集团大平煤矿2004年度矿井绝对瓦斯涌出量4.03m3/min，相对瓦斯涌出量19.34m3/t，批复为高瓦斯矿井。
2.2.2水文地质类型
本矿井水文地质类型为：
以裂隙水为主的充水矿井水文地质类型。
按水文地质条件复杂程度分级为煤层应为简单级。
2.2.3储量
该矿目前开采二1煤层，二1煤层井田面积2.80657km2，煤层工业储量44670kt，现二1煤层保有可采储量2500kt。
2.3矿井开拓、开采概况
2.3.1设计生产能力及服务年限
矿井设计生产能力为90万t/a，二1煤层剩余服务年限约3a。
1.井口位置及矿井开拓方式
（1）开拓方式
采用二立一斜井综合开拓方式。
（2）井筒个数及位置
矿井共有3个井筒，其中主井为立井，井口坐标：
x＝3934295.587、Y=19638176.025、Z=329.492；副井为立井，井口坐标：
x＝3934543.208、Y=19638312.662、Z=313.831；风井为斜井，井口坐标：
x＝3934421.839、Y=19638224.272、Z=225.060。
（3）主要巷道布置
运输大巷和回风大巷均沿二1煤层底板布置。
2.采区布置及装备
（1）采煤方法选择
采用长壁后退式炮采放顶煤一次采全高的采煤方法，全部垮落法管理顶板。
（2）采区巷道布置
采区巷道主要为运输大巷、回风大巷。
运输大巷担负采区原煤运输；回风大巷承担矸石、设备、材料等辅助运输及回风任务。
为便于施工和支护，两条大巷均布置在煤层底板布置。
运输大巷通过联络巷与回风大巷相连；工作面运输顺槽和轨道顺槽均沿煤层底板布置，梯形断面，采用木棚支护。
（3）工作面主要参数
回采工作面长度为145m，煤层平均厚度6.2m，采用炮采放顶煤一次采全高。
工作面倾向方向长度约43m。
（4）正常生产时采、掘工作面个数
根据开拓布置和采区巷道布置，为保证正常的开拓、准备和回采接替，矿井共配备了一个回采工作面，一个备用工作面，两个掘进工作面，因此，采掘比为1：
2。
两个掘进工作面均采用普通炮掘。
2.4矿井通风及瓦斯概况
2.4.1矿井通风概况
该矿具有完整独立的通风系统，采用两翼对角式通风，由主立井、副立井进风，两翼斜井回风。
根据矿井所需的风量和负压，两风井口附近各安装一台BK54－6－NO16轴流式通风机，一台4－72－NO16B离心式通风机，其中1台工作，1台备用。
2.4.2矿井瓦斯
1.矿井瓦斯概况
根据该矿提供资料：
区内二1煤层瓦斯含量在走向上变化不大，随着煤层埋藏深度的增加由浅至深逐渐增高，呈现出正相关的线性变化规律。
但由于各区段瓦斯地质条件的差异，瓦斯梯度的增减有所不同。
2.邻近矿井瓦斯概况
邻近矿井如上伏煤矿，下伏煤矿等均属高瓦斯矿井，随着开采深度的增加，邻近小矿还发生过煤与瓦斯突出现象。
因此矿井在建设和生产过程中一定要加强通风管理，设置专门人员对井下瓦斯进行严密监测，避免造成人员伤亡及不必要的经济损失。
3.建设方提供的本矿井及临近矿井瓦斯实测数据
（1）上伏煤矿
1）煤层破坏类型：
Ⅲ类；
2）瓦斯释放初速度：
△P=18～22m/s；
3）煤层坚固性系数：
f=0.18～2.02；
4）煤层瓦斯压力：
0.13Mpa；
5）煤层透气性系数：
4.78；
6）钻孔瓦斯流量衰减系数：
0.574；
7）百米极限抽放量：
61.5m3。
（2）下伏煤矿
1）煤层坚固性系数：
f=0.15（0.09）；
2）煤层透气性系数：
5.13；
3）瓦斯含量原煤：
10.97m3/t、7.68m3/t、11.54m3/t；
可煤基：
10.55m3/t.r、9.02m3/t.r；
4）煤层瓦斯压力：
0.65Mpa；
5）瓦斯涌出初速度：
△P=23m/s；
6）瓦斯吸附常数：
a为41.4928m3/t，b为0.689Mpa。
4.矿井瓦斯基础资料来源、可靠性评价及建议
计算采掘工作面和矿井瓦斯涌出量的依据为地质报告提供的有关瓦斯资料，通过分析计算，确定矿井为高瓦斯矿井，符合矿井的实际情况。
矿井煤层瓦斯压力、煤层透气性系数、钻孔瓦斯流量衰减系数等瓦斯参数主要是依据本矿井和临近矿井的瓦斯实测资料，通过综合分析，真，亦可作为本矿瓦斯抽放设计的依据。
316071工作面瓦斯储量及涌出量预测
3.116采区及16071工作面的瓦斯储量
采区瓦斯储量是指在采区煤层开采过程中，能够向开采空间排放瓦斯的煤、岩层所赋存的瓦斯总量。
采区瓦斯储量计算公式为：
Wk=W1+W2+W3（3-1）
式中：
Wk——采区瓦斯储量，万m³；
W1——可采层的瓦斯储量总和，万m³；
W1=
A1iC1i（3-2）
式中：
A1i——采区每一个可采煤层的煤炭储量，万t；
X1i——采区每一个可采煤层的瓦斯含量，m³/t；
W2——开采煤层采动影响范围内不可采邻近层的瓦斯储量总和，万m³；
W2＝
A2iC2i（3-3）
式中：
A2i——开采层采动影响范围内每个不可采邻近层的煤炭储量，万t；
C2i——开采层采动影响范围内每个不可采邻近层的瓦斯含量，m³/t；
W3——围岩瓦斯储量，万m³。
计算采区瓦斯储量时，按以下原则考虑；
（1）邻近层的瓦斯包括可采邻近层和不可采邻近层，因都无实测值，故根据漳村矿实际情况以煤层瓦斯储量的10％概算。
（2）围岩瓦斯因无实测值，故根据禁烟以煤层瓦斯储量的10％概算。
16采区3＃煤层储量围2856.308Mt，煤层原始瓦斯含量围3.34m³/t，经计算得16采区瓦斯储量为9705.195Mm³，其中16071工作面瓦斯储量为1908.888Mm³
3.2瓦斯涌出量预测
矿井瓦斯涌出量预测的任务是确定新矿井、新水平、新采区投产时瓦斯涌出量的大小，为矿井和采区提供通风及瓦斯管理方面的基础数据，它是矿井通风设计瓦斯抽放和瓦斯管理必不可少的基础参数。
目前，矿井瓦斯涌出量预测方法科概括为两大类；矿山统计预测法和根据煤层含量进行预测的分源预测法。
根据本矿的实际情况，本次瓦斯涌出量预测采用分源预测法，其实质是根据煤层瓦斯含量，按矿井瓦斯主要涌出源—回采（包括开采层、围岩和邻近层）、掘进及采空区瓦斯涌出规律对矿井各回采工作面、掘进工作面的瓦斯涌出量进行计算，达到预测各采区瓦斯涌出量的目的。
3.2.1回采工作面瓦斯涌出量预算
采场范围内涌出瓦斯的地点称为瓦斯源，瓦斯源的多少、各源涌出瓦斯量的大小直接影响着采场的瓦斯涌出量。
16071工作面瓦斯涌出来源可划分为落煤瓦斯涌出、煤壁瓦斯涌出及采空区瓦斯涌出三大部分。
落煤瓦斯涌出是工作面采落煤炭解析出的瓦斯；煤壁瓦斯涌出又可分为工作面煤壁瓦斯涌出和顺槽煤壁瓦斯涌出；采空区瓦斯涌出可分为三部分，即围岩瓦斯涌出、回采丢煤瓦斯涌出和邻近层瓦斯涌出。
前两部分的瓦斯直接涌入到采场内，而采空区涌出的瓦斯随着采场内煤层、岩层的变形或垮落而卸压，按各自的规律涌入采空区，混合在仪器，构成采空区瓦斯涌出。
对16071工作面其工作面瓦斯来源构成图见图3－1。
图3-116071工作面瓦斯来源构成示意图
为计算方便，将16071工作面的瓦斯来源按性质分为二大类，一类是主要取决于开采层瓦斯含量的瓦斯源，包括工作面落煤、工作面煤壁（包括切眼）、围岩、采落后丢到采空区内的煤，在计算中以系数的形式表现出来；另一类是不取决于开采层瓦斯含量的瓦斯源，包括邻近层及围岩瓦斯涌出量。
由于在工作面开始回采时，工作面顺槽已经排放一年左右了，顺槽煤壁基本已不再又瓦斯涌出，所以这一部分在计算过程中将不再考虑。
根据前面的分析，回采工作面瓦斯涌出量包括开采层瓦斯涌出量和邻近层瓦斯涌出量两部分。
即：
q=q开+q邻（3-4）
式中：
q回——回采工作面瓦斯涌出量，m³/t；
q开——开采层瓦斯涌出量，m³/t；
q邻——邻近层瓦斯涌出量，m³/t。
（1）开采层瓦斯涌出量（包括围岩瓦斯涌出量）
按下式计算开采层的平均相对瓦斯涌出量；
q开＝k1·k2·k3
·（X0—X1）（3-5）
式中：
q开——开采煤层（包括围岩）平均相对瓦斯涌出量，m³/t；
k1——围岩瓦斯涌出系数，其值取决于回采工作面顶板管理方法；
k2——工作面丢煤瓦斯涌出系数，其值为工作面回采率的倒数；
k3——准备巷道预排瓦斯对工作面煤体瓦斯涌出影响系数；
m0——煤层厚度，m；
m1——煤层开采厚度，m；
X0——煤层原始瓦斯含量，m³/t；
X1——煤的残存瓦斯含量，根据实验室测定结果为：
q开＝1.20×1.18×0.90×
×（3.34－1.87）=1.87m³/t
其中X0、X1为郑州设计院2005年所做的3＃煤层煤层原始瓦斯含量和残存瓦斯含量，其取样地点适合于16071工作面，所以本次设计直接取用其值。
本矿回采工作面采用炮采放顶煤开采，在放顶煤或检修期间，工作面落煤强度变化较大，工作面瓦斯涌出呈现出不均衡性，再者，由于受开采层的采动影响，围岩、邻近层的瓦斯大量涌出，并聚集在采空区内，在老顶周期来压期间，瓦斯随着煤层顶板的垮落被“搧出”采空区，使工作面瓦斯涌出量大幅度增加，使工作面瓦斯涌出的不均衡性更加严重。
一般情况下，工作面瓦斯涌出不均衡系数与开采层平均相对瓦斯涌出量的乘积即为开采层的最大相对瓦斯涌出量。
根据16采区16071工作面年生产天数和日采煤时间，统计分析工作面瓦斯涌出不均衡系数为1.6。
因此预计开采层的最大相对瓦斯涌出量为：
q开max＝1.87×1.6＝2.99m³/t
（2）邻近瓦斯涌出量
q邻=
·ki·（X0i－X1i）（3-6）
式中：
q邻——邻近层瓦斯涌出量，m³/t；
mi——第i个邻近层厚度，m；
m1——可采层的开采厚度，m；
X0i——第i邻近层的原始瓦斯含量，m³/t；
X1i——第i邻近层的残存瓦斯含量，m³/t；
ki——第i邻近层瓦斯排放系数，根据层间距关系得出。
经计算，邻近层瓦斯涌出量为0.25m³/t。
（3）16071工作面的相对瓦斯涌出量
平均值：
q回＝q开＋∑q邻＝1.87＋0.25＝2.12m³/t
最大值：
q回max＝q开＋∑q邻＝2.99＋0.25＝3.24m³/t
（4）16071工作面的绝对瓦斯涌出量
根据相对瓦斯涌出量预算结果及回采工作面的日产量，得出回采工作面绝对瓦斯涌出量预算结果，如表3-1所示。
表3-1回采工作面绝对瓦斯涌出量预算结果
煤层标高
+520～
+530
+530～+540
+540～+550
+550～+560
+560～+570
+570～+580
+580～+590
+590～+600
相对涌出量（m³/t）
1.44
0.49
0.98
2.12
2.12
1.67
0.49
0.49
相对涌出量（m³/min）
10.02
3.41
6.82
14.72
14.72
11.62
3.41
3.41
（5）16071工作面不同开采阶段的瓦斯涌出量预测
如前所述，对处于不同赋存深度的煤层，其煤层瓦斯含量、残存瓦斯含量等参数式不断变化的，这些参数的变化必然引起工作面回采过程中瓦斯涌出量的变化。
以下利用与前面的瓦斯涌出量计算相同的办法，分别计算工作面不同开采深度范围内的瓦斯涌出量。
计算结果见表3-2。
表3-216071回采工作面不同深度平均瓦斯涌出量计算结果
工作面
日产量
（t/d）
相对瓦斯涌出量（m³/t）
绝对瓦斯涌出量（m³/min）
平均值
最大值
平均值
最大值
16071炮采面
2500
2.12
3.24
14.72
22.50
3.2.2生产采区（16采区）瓦斯涌出量预测
生产采区16采区）瓦斯涌出量系采区内所有回采工作面、掘进工作面（巷道）和生产采空区瓦斯涌出量之和，按下式计算：
q采区＝K'{
回iAi＋1440
掘i}/A0i（3-7）
式中：
q采区——生产采区相对瓦斯涌出量，m³/t；
K'——生产采区采空区瓦斯涌出系数，根据本矿实际取1.20；
q回i——第i个回采工作面的瓦斯涌出量，m³/t；
Ai——第i个回采工作面的平均日产量，t/d；
q掘i——第i个掘进工作面（巷道）的瓦斯涌出量，m³/min；
A0i——生产采区回采煤量和掘进煤量的总和，t/d。
由公式3-7可以看出，16采区的相对瓦斯涌出量是随着回采工作面及掘进工作面瓦斯涌出量的变化而不断变化的，这里仅计算16采区的相对瓦斯涌出量：
q采区＝5.03m³/t
则生产采区的绝对瓦斯涌出量为19.93m³/min。
3.2.3瓦斯涌出量预测结果分析
判断瓦斯涌出量预测结果是否准确，其标准是预测结果是否与所预测的工作面实际生产时的瓦斯涌出状况相符，所以只能将该工作面的瓦斯涌出量预测结果与正在回采的与之煤层赋存条件类似的16091工作面的瓦斯涌出统计数据进行比较，来确定预测结果的准确性。
在现场进行煤层瓦斯基础参数测定工作的同时，我们还对16091工作面5～8月期间的进、回风量及瓦斯浓度等数据进行了统计分析。
该工作面的瓦斯涌出量变化如图3-2所示。
图3-216091工作面瓦斯涌出量随回采天数的变化关系图
从上图可以看出，在16091工作面5～8月回采期间，瓦斯涌出量的变化幅度较大，瓦斯涌出呈现出很明显的不均衡性。
16091工作面绝对瓦斯涌出量的最小值为1.214m³/min，最大值为24.98m³/min，平均值为12.29m³/min。
之所以回出现如此大幅度的波动，主要原因在于工作面采煤，放顶煤期间工作面落煤强度大，瓦斯涌出较大。
另外，通过分析曲线的波峰值出现时间与工作面推进距离的关系可以看出，波峰出现的时间正是老顶周期来压时间。
4工作面瓦斯抽放的可行性论证
4.1瓦斯抽放的必要性
1.瓦斯抽放是解决采掘工作面瓦斯浓度超限、避免矿井煤与瓦斯突出的有效途径
煤层瓦斯含量为2～15m3/t，平均为10.1m3/t，按下列公式计算：
（4-1）
式中：
g——预测矿井瓦斯相对涌出量，m3/t；
K1——围岩中瓦斯涌出系数，全部垮落法管理顶板时取1.5；
K2——瓦斯体积膨胀系数，按井下温度为20℃时，采用1.2；
K3——井下煤柱及采空区瓦斯涌出量占全部涌出量的百分比，取30%；
X0——煤层平均瓦斯含量，m3/t；
X1——运至地表煤中残存瓦斯含量，
经计算得矿井瓦斯相对涌出量为19.34m3/t。
根据瓦斯相对涌出量计算结果，结合矿井的生产规模，计算出计算得煤层瓦斯绝对涌出量平均为4.03m3/min。
2.瓦斯抽放是解决工作面瓦斯浓度超限，稳定或增加工作面产量的重要措施。
临近生产矿井统计数字表明，采掘面瓦斯浓度超限，将严重影响矿井安全生产及工作面产量的提高。
而瓦斯抽放可有效地降低风流中瓦斯浓度，从而解决瓦斯超限。
因此，建立矿井瓦斯抽放系统是必要的。
3.瓦斯抽放可有效地减少矿井供风量，从而降低通风费用
由前面所述瓦斯涌出数据可知，随着开采深度的增加，采用增加风量的方法稀释瓦斯浓度在技术和经济上都不合理。
瓦斯抽放可有效降低风流中瓦斯浓度，从而减少矿井供风量，降低通风费用。
综上所述，从矿井安全生产、提高经济效益等方面考虑，建立瓦斯抽放系统是必要的。
4.2瓦斯抽放的可行性
1从瓦斯涌出量、抽放量及抽放系统服务年限来分析
（1）瓦斯涌出量
如前所述，根据瓦斯涌出量预测结果，煤层瓦斯相对涌出量为19.34m3/t，由此可见，瓦斯涌出量满足《煤矿安全规程》建立瓦斯抽放系统的要求。
（2）瓦斯抽放量
邻近生产矿井瓦斯抽放系统的抽放量均大于3m3/min；根据邻近生产矿井经验，预计本矿井可满足《矿井瓦斯抽放管理规范》对“系统抽放量预定可保持在2m3/min以上”的要求。
（3）抽放系统服务年限
矿井煤层抽放范围瓦斯储量14.17Mm3，抽放率按30%计，可抽瓦斯量4.25Mm3，矿井纯瓦斯抽放量按4.9m3/min计算，则全矿井抽放系统服务年限约20a。
（4）建立井下移动抽放瓦斯系统的可行性
如前分析计算，煤层瓦斯含量平均为10.1m3/t，矿井的总回风量为29.23m3/s，按最大瓦斯涌出量验算，总回风巷（斜风井井筒）中的瓦斯浓度最大为0.7%，不超过0.75%的限制。
因此，建立井下移动抽放瓦斯系统是可行的。
由以上分析可知，从瓦斯涌出量、抽放量及抽放系统服务年限来看，本矿井具备建立瓦斯抽放系统的条件，建立井下移动抽放系统是可行的。
2从煤层透气性系数（λ）、钻孔瓦斯流量衰减系数（α）等指标来分析。
目前本矿井尚无经过鉴定的煤层透气性系数、钻孔瓦斯流量衰减系数等瓦斯参数，参考临近煤矿的瓦斯鉴定参数，煤层透气性系数为4.78m2/Mpa2·d；钻孔瓦斯流量衰减系数为0.574/d；百米极限抽放量为61.5m3。
由从这些指标来看，煤层属于易抽放煤层，因此能取得理想的抽放效果。
5工作面瓦斯抽放系统设计及设备选型
5.1抽放瓦斯方法
5.1.1抽放范围
矿井抽放范围为煤层，对于井田其它区域，待接替开采时，根据实际测定瓦斯参数，再对抽放系统作适当调整。
5.1.2抽放瓦斯基础参数
1、煤层瓦斯压力
根据现场测试资料，本矿煤层瓦斯压力为：
0.25～0.65Mpa左右。
2、煤层瓦斯含量
根据对煤层瓦斯含量进行分析，井田内瓦斯含量总的变化趋势为，随着煤层埋藏深度的增加由浅至深逐渐增高，呈现出正相关的线性变化规律，煤层开采区域煤层瓦斯含量变化较大，取值为2～15.0m3/t，平均为10.1m3/t。
3、煤层透气性系数
本矿井目前尚无实测煤层透气性系数，参考临近上伏矿井瓦斯鉴定资料，煤层透气性系数暂按4.78m2/Mpa2·d设计。
据此参数煤层属于易抽放煤层。
4、钻孔瓦斯流量衰减系数
参考临近矿井瓦斯鉴定材料，钻孔瓦斯流量衰减系数暂按0.574/d设计。
5.1.3瓦斯储量及抽放系统服务年限
⒈瓦斯储量及可抽量
⑴煤炭储量
矿井目前开采煤层，煤层井田面积2.80657km2，煤层工业储量44670kt，保有可采储量2500kt。
⑵瓦斯储量
经计算，全井田煤层抽放范围内煤层瓦斯储量为14.17Mm3。
①瓦斯抽放率
参照临近矿井瓦斯抽放的实际情况，根据《矿井瓦斯抽放管理规范》的有关规定，确定本矿井瓦斯抽放率为30%。
②可抽瓦斯量
根据《矿井瓦斯抽放管理规范》，可抽瓦斯量概算值算法为：
可抽瓦斯量=瓦斯储量×抽放率
根据瓦斯储量及确定的瓦斯抽放率计算，矿井可抽瓦斯量为4.25Mm3。
⒈抽放系统服务年限
⑴年抽放瓦斯量
根据现有生产、采掘接替情况，经计算，确定抽放量为4.9m3/min，年抽放瓦斯量为1.4Mm3。
⑵抽放系统服务年限
经计算，全矿井抽放系统服务年限约20a。
5.1.4抽放瓦斯的稳定性预测
根据其他生产矿井瓦斯抽放实践经验，矿井瓦斯抽放应与矿井生产规划整体考虑，只要平衡采、掘、抽三者关系，保证抽放工程接替合理，预抽时间3个月以上，就可取得较好的效果。
本矿设计采用回采工作面预抽及边采边抽、采空区瓦斯抽放等综合措施，通过增加孔径、钻孔密度和有效长度，提高钻场负压等措施，并加强管理，保证封孔质量及系统正常运行，完全可以保证设计的瓦斯抽放量。
5.1.5抽放瓦斯方法及钻场布置
⒈抽放瓦斯方法
本矿目前开采煤层。
根据煤层赋存条件，瓦斯来源及矿井开拓布置，本矿无邻近层抽放瓦斯的可能。
结合目前其他相似条件生产矿井实际抽放的成功经验，设计采用本煤层预抽为主，并配合边采边抽，边掘边抽的综合抽放瓦斯方法。
⒉回采工作面瓦斯抽放钻孔布置
根据对本矿煤层透气性系数、钻孔流量衰减系数等瓦斯参数进行分析，煤层属于易抽放煤层，设计采煤工作面预抽瓦斯抽放方式。
采煤工作面抽放钻孔间距按1m～3m布置，孔径为D75mm、孔深约36m左右，预抽瓦斯时间应大于3个月，矿井应合理安排掘进、抽放、采煤三者的超前和接替关系，以保证瓦斯抽放时间。
实际工作中，可根据实测的瓦斯含量和百米钻孔瓦斯流量调整抽放钻孔布置。
孔口负压：
根据邻近及其它矿井的抽放经验，设
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