瓦斯抽放设计说明书.docx
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瓦斯抽放设计说明书
湖南省永兴县香梅乡金枝煤矿
瓦斯抽放设计说明书
（修订版）
盘江煤电（集团）煤矿设计研究院
二○○八年十一月
湖南省永兴县香梅乡金枝煤矿
瓦斯抽放设计说明书
（修订版）
盘江煤电（集团）煤矿设计研究院
二○○八年十一月
委托书
为了响应当前国家对煤矿安全生产提出的“先抽后采、监测监控、以风定产”的十二字方针，同时为保障我矿煤炭安全生产，本矿要求尽早上瓦斯抽放系统，因此特委托贵州省盘江煤电（集团）煤矿设计研究院对我矿作瓦斯抽放设计。
煤矿：
负责人：
日期：
设计人员名单
采矿工程师：
采矿工程师：
机电工程：
土建工程师：
附图：
1、瓦斯抽放泵站布置及井上下对照图；
2、瓦斯抽放管道布置及采掘工程平面图；
3、供电系统图；
4、瓦斯泵房板筋图；
5、瓦斯泵房基础图；
6、瓦斯泵房平、立剖面图；
7、瓦斯抽放系统地面泵站管道安装图；
8、瓦斯抽放钻场及钻孔布置图
前言
永兴县香梅乡金枝煤矿位于永兴县境内，生产规模为6.00万t/年。
根据转发《关于2007年度矿井瓦斯等级鉴定和二氧化碳涌出测定结果的批复》该矿相对瓦斯涌出量20.02m2/t，该煤井属煤与瓦斯突出矿井，经鉴定煤尘无爆炸危险性，煤层无自然发火倾向性。
当前国家对煤矿安全生产提出了“先抽后采、监测监控、以风定产”的十二字方针，《煤矿安全规程》等相关法规，也对高瓦斯、突出矿井的瓦斯抽放提出了明确的要求。
湖南省煤炭工业局、煤矿安全监察局及永兴县煤炭局也提出了“高瓦斯、突出矿井必须建立瓦斯抽放系统”。
根据该矿瓦斯现状及以上精神，我设计院受业主委托，特编制虎形煤矿的矿井瓦斯抽放设计。
由于地方煤矿比较分散，规模小，矿井煤炭资源储量较少，瓦斯抽放量及抽放浓度不足以利用，同时考虑到减少投资，缩短安装工期，因此，本次设计主要立足于解决安全问题，未考虑瓦斯利用。
一、编制设计的依据
1、永兴县香梅乡金枝煤矿“采掘工程平面图”、“井上下对照图”及有关的资料。
2、《中华人民共和国煤炭法》、《中华人民共和国矿产资源法》、《中华人民共和国安全生产法》《中华人民共和国劳动法》、《中华人民共和国矿山安全法》。
3、《煤矿安全规程》（2007年版）。
4、煤炭工业小型矿井设计规定》、《煤炭工业矿井设计规范》。
5、《关于2007年度矿井瓦斯等级鉴定和二氧化碳涌出测定结果的批复》。
6、业主提供的其他有关资料。
二、设计的指导思想
1、结合矿井实际情况，采用成熟、可靠的技术，力求采用新技术、新工艺、新设备、新材料；
2、安全、监测、计量等设备及仪器尽量完备；
3、合理布局，尽量减少占地面积，节省管道及安装投资；
4、为了便于管理，抽放站设计在工业广场附近。
5、本设计力求在经济投入上最省，达到瓦斯抽放工程实施办法的要求。
6、本次设计暂未考虑瓦斯利用。
三、主要技术经济指标
1、抽放规模：
2BEA-203型水环真空泵2台
单泵配套电机功率45Kw工作电压：
380V转速n＝1100r/min
Q=19～20.4m3/min主管道DN159mm，支管道DN108mm。
2、抽放站占地面积：
约350m2
3、项目投资：
见预算书。
第一章矿井概况及安全条件
第一节矿井位置及境界
一、井田概况
1、交通位置
永兴县香梅乡金枝煤矿采区范围隶属于郴州市永兴县香梅乡境内。
距永安县城21km，矿区与1833国道连接，离郴州50km，交通较为便利。
二、矿区范围
根据原香梅乡金枝煤矿、原香梅高桥煤矿、原香梅振兴煤矿、开采范围，整合后永兴县香梅乡金枝煤矿开采范围由14个拐点组成，开采深度为+180m～-150水平，其拐点坐标如下：
拐点
编号
X
Y
开采标高
1
2912286
38414400
+180m～-150m
2
2912740
38414370
3
2912740
38414260
4
2913500
38414500
5
2913425
38414805
6
2912970
38414820
7
2912740
38414850
8
2912500
38414700
9
2912382
38414582
10
2912155
38415062
11
2912300
38415100
12
2912564
38415110
13
2912576
38414876
14
2912452
38414800
第二节地层及地层特征
一、地质特征
地层：
矿井出露地层有第四系和上二统龙潭组上段，龙潭组上段为区内的含煤地层，主要由细粒砂岩，粉砂岩、泥质粉砂岩、砂质泥岩、泥岩及煤层组成，段厚约130m，有2、5、6煤3层，2、5、6煤层均可为可采煤层。
二、构造
该矿矿井地质构造中等。
矿井位于高桥村香梅乡区段中部，地质构造以褶断层不发育。
矿井主要可采煤层为5煤，煤层平均厚度为1.53m：
煤层结构简单，厚度较稳定，属较稳定煤层。
矿井水文地质条件简单。
地表无大的水体，岩层含水性弱，老窑水不能直接对矿井充水水源。
第三节含煤地层、煤质特征
一、煤层
矿井主要可采煤层为5煤，煤层平均厚度为1.53m：
煤层结构简单，厚度较稳定，属较稳定煤层。
该矿井属煤与瓦斯突出矿井，经鉴定煤尘无爆炸危险性，煤层无自然发火倾向性。
二、煤质及用途
5煤的化学工业分析：
水分2.5～4％，灰分平均10.8％；挥发分6.7％，全硫0.58～0.7％，平均0.63％；磷平均O.0013％；固定炭62.34％，发热量22.56～27.5MJ/kg，平均24.0MJ/kg。
煤类及工业用途：
2煤层煤岩为低灰、低硫、高发热值无烟煤。
可做动力用煤，块煤可化作化肥和气化用煤。
三、煤层顶、底板
5煤的老顶为中细粒砂岩，直接顶为砂质泥岩，直接底板我砂质泥岩，老底为中细粒砂岩。
煤层结构较简单，多为单一煤层，局部偶有夹纤，夹纤一般为粉砂岩，泥岩。
本矿井工程地质条件属简单偏中等类型。
（2）瓦斯、煤尘及煤的自燃性
瓦斯：
该矿瓦斯相对涌出量为20.02m3/t，该煤井属煤与瓦斯突出矿井，经鉴定煤尘无爆炸危险性，煤层无自然发火倾向性。
在生产过程中，应加强观测，采取防范措施，确保矿井安全。
煤尘：
本井煤尘爆炸指数在5～8％，低于临界爆炸指数（10％），属煤尘无爆炸性危险煤层。
在今后开采中，注意加强通风和按规程要求及时洒水冲刷煤帮，防止井巷中煤尘含量增高而引起煤尘爆炸。
煤的自燃倾向性：
该矿未进行过煤尘自燃发火实验，开采以来未见有煤尘自燃发火现象，据紧邻的高堰矿井煤样燃点测定，着火温度降低值△T为12～22C，属不易自燃每层。
因此，2煤尘不具有自燃发火倾向。
第四节矿井水文地质条件
1、水文地质
该矿区属于亚热带季风气候，温暖湿润，四季分明，雨量充沛，历年最大降雨量为1800.5mm，4～6月份为雨季，占全年降雨量的42％。
矿区属低山丘陵地形，山势较陡，植被茂盛，冲沟发育，地表水迳流条件好。
历年最高气温41.5℃，最低气温-3.5℃，年平均气温16.6℃-18℃，主导风向为东北风、西南风。
本矿井井田水文地质属简单类型，地下水的补给来源主要为大气降水，但老窖水也是充水因素之一。
由于井田附近无江河水库等水体，故地表水影响很小。
井田内仅龙潭组上段（P212）之煤系顶部薄层砂岩和煤层的浅部风化带含裂隙水。
该井田开采历史悠久，浅部煤层有废弃的老窖，对矿井安全有较大威胁，应予重视。
根据多年开采情况，本矿涌水量在每年雨季5～8月较大，最大为10m3/h，冬季较小，一般为8m3/h以下，正常涌水量为6m3/h。
2、水文地质条件
1）地形与地表水系：
矿井水文地质条件简单。
地表无大的水体，岩层含水性弱，老窑水不能直接对矿井充水水源。
2）构造水
矿井区内为一单斜构造，无构造水影响。
3）老窿水
本井地表未发现老窿，目前的采空区已与现开采坑道贯通，采空区无积水，它只是大气降水参透进入矿坑的一个通道。
4）隔水层
第四系（Q）含水微弱，龙潭组上由泥岩、砂质泥岩、粉砂岩、细砂岩及煤组成，厚236.7m其中除煤系顶部薄层砂岩及疏松岩含风化裂隙、孔隙水外，其他岩层均为隔水层。
5）矿井涌水量
据资源储量报告：
矿井正常涌水量5m3/h，最大涌水量为10m3/h。
本矿井水文地质条件属简单类型。
第五节井田开拓与生产现状
一、井田开拓
该矿采用斜井开拓，开采范围由14个拐点组成，开采深度为+180m～-150m，矿井面积为0.5861km2，主斜井位于矿区拐点2附近，井口坐标X=2912572.000，Y=38414346.000，Z=+143.6米。
二、生产现状
香梅乡金枝煤矿开采2、5、6煤层，目前开采5煤层。
采煤方式为走向长壁式伪斜采煤法，矿井运输方式：
平巷采用人力推力运输、斜井采用绞车提升。
陷落法管理项板，采煤工艺为煤电钻打眼，爆破和手镐落煤。
工作面煤炭通过溜槽自溜至卞装煤斗口直接装车，矿井通风方式机械抽出式通风方法。
第六节储量计算及服务年限
一、储量计算
根据《湖南省永兴县永兴镇香梅乡金枝煤矿矿井资源整合初步设计（修改本）的批复》，保有资源储量47.4t。
设计利用可采储量为37.9kt。
二、矿井设计生产能力及服务年限
①矿井工作制度
矿井年工作日为330天，即每天为“两采两准”，每班工作8小时。
②矿井设计生产能力及服务年限
生产能力：
3万吨/年
服务年限：
T=Q/A·K
式中：
Q——矿井可采储量（万吨），37.9万吨
A——年生产能力（万吨/年）
K——储量备用系数，一般为1.3～1.5，取1.3
则：
T＝
37.9／（6×1.3）
＝4.8（年）
通过计算，矿井服务年限为4.8a，大于2.5a，符合规定要求。
第七节矿井瓦斯状况及通风
一、矿井瓦斯来源分析
根据《永兴县香梅乡金枝煤矿关于2007年年度矿井瓦斯等级鉴定和二氧化碳测定基础数据表》，该矿相对瓦斯涌出量20.02m3/t，为煤与瓦斯突出矿井。
矿井瓦斯主要来源于本煤层。
本煤层吸附的瓦斯在采动影响下由原来的压缩状态转为卸压状态，向采空区或掘进头报露煤壁涌出。
由于采用负压通风，煤层内瓦斯压力和采动后岩层压力的作用，使瓦斯涌出量会不断加大，虽然采用了通风手段，但在回采工作面上隅角仍出现瓦斯超限。
二、矿井通风
1、通风方式和通风系统
本矿井采用边界式机械抽出通风，在地面装有2台同等能力主扇，一台备用，一台运行。
通风线路为主斜井→井底车场→运输巷→工作面→工作面回风巷→回风石门→主回风井→引风道→地面
根据该矿对风量实测风矿井总进风850m3/min，总回风流中瓦斯浓度最大达到0.3％，从目前来看回风流中瓦斯浓度并不高，但根据开采实践，瓦斯超限往往出现在回采工作面上隅角。
另外，随着开采深度的增加，通风难度加大，预计今后深部开采时瓦斯涌出量将呈上升趋势。
第二章煤层瓦斯基础参数测算
第一节瓦斯含量预测
根据前面叙述，矿井瓦斯主要来源于掘进巷道煤层暴露的煤体及邻近层的瓦斯涌入。
但随着今后深部开采，瓦斯压力将逐渐增大，瓦斯浓度还将呈上升趋势。
现在对深部瓦斯情况进行预测。
根据对国内一些煤矿瓦斯压力实测分析，瓦斯压力P和深度H的关系可以表示为下列直线关系：
P=（2.03～10.13）×H
在没有对瓦斯进行实测的情况下，参照邻近矿瓦斯压力，取该矿深部瓦斯压力平均值MPa。
一、瓦斯含量的计算（经验公式）
在无测定参数条件情况下，选用如下经验公式计算煤的瓦斯含量。
Wx=
WY=
式中：
Wx——煤的瓦斯吸附量，m3/t；
Wf、Af、Vr——煤的水分、灰分、挥发分，％；
P——实测瓦斯压力，Mpa；根据临近矿资料，取0.6Mpa；
en——温度系数，查表8-7-12《采矿工程设计手册》；
得1/en=0.7
a——2.4+0.21Vr，a=2.4+0.21×6.7=3.8；
b——1-0.004Vr，b=1-0.004×6.7=0.97；
WY——游离瓦斯量，m3/t；
fn——煤的孔隙率，%，查《采矿工程设计手册》中表8-7-10，取8%；
γ——煤的容重，t/m3，为1.45；
Ky——相当于煤层瓦斯压力下的瓦斯压缩系数，查表8-7-14（采矿工程设计手册），取1.05；
t——煤层温度，取20℃。
将各参数代入上式得：
Wx=
=12.31m3/t
WY=
=
=0.32m3/t
瓦斯含量：
Wh=Wx+Wy=12.31+0.32=12.63m3/t
二、矿井瓦斯储量计算
瓦斯储量系指矿井开采过程中，能够向开采空间排放瓦斯的煤岩层赋存的瓦斯总量，根据AQ1027-2006中附录A，瓦斯储量计算公式如下：
Wk=W1+W2+W3
（2）
式中：
Wk——矿井瓦斯储量，万m3；
W1——可采煤层的瓦斯储量总和，万m3
W1=
（3）
A1i——矿井每一个可采煤层的煤炭储量，万t；
n——矿井可采煤层数；
X1i——每一个可采煤层的瓦斯含量，m3/t;
计算得W1=47.4×12.63=593.7万m3
W2——可采煤层采动范围内的不可采煤层瓦斯储量和，本煤矿不可采煤层受采动影响忽略不计，取W2=0；
W3——围岩瓦斯储量，该矿取W3=0。
经以上计算得矿井总的瓦斯储量为598.7万m3。
第二节瓦斯涌出量的预测
瓦斯涌出量是指在生产过程中，矿井或采区涌出量，主要由回采、掘进、采空区及邻近层几部分瓦斯组成。
根据国家安全监督管理总局2006年2月27日发布的AQ1018-2006矿井瓦斯涌出量预测方法，对全矿井瓦斯涌出预测如下。
一、回采工作面瓦斯涌出量计算公式：
q采=q1+q2
（1）
式中：
q采——回采工作面相对瓦斯涌出量，m3/t；
q1——开采层相对瓦斯涌出量，m3/t；计算公式为：
q1=K1×K2×K3×
×（W0-Wc）（A.1）
上式中K1——围岩瓦斯涌出系数，选取范围1.1～1.3；全部陷落法管理顶板，碳质组分较多的围岩，K1取1.3；局部充填法管理顶K1取1.2；全部填充法管理顶板K1取1.1；砂质泥岩等致密围岩K1取值可偏小；
K2——工作面丢煤瓦斯涌出系数，用回采率的倒数来计算，取1.08；
K3——采区内准备巷道顶排瓦斯对开采层瓦斯涌出影响系数，参照AQ1018-2006中附录D：
K3=
（D.2）
上式中1——工作面长度，最长工作面取100米；
h——掘进巷道预排等值宽度，m，根据AQ1018-2006中附表D.1，取9.0m；
b——巷道宽度，为2米。
K3=
=1.17
m——开采层厚度，为1.53米；
M——工作面采高，为1.53米；
W0——煤层原始瓦斯含量，m3/t，根据MT/M77-94，为10.8m3/t；
Wc——运出矿井后煤的残存瓦斯含量，m3/t，根据AQ1018-2006中附录C，为8m3/t。
将各参数代入上式中得：
q1=1.3×1.08×1.17×
×（12.63-8）=7.6m3/t
q2——邻近层相对瓦斯涌出量，m3/t；
本矿为单一煤层开采，q2=0。
回采工作面相对瓦斯涌出量：
q采=q1=7.6m3/t。
二、掘进工作面瓦斯涌出量
掘进工作面瓦斯涌出量预测用绝对瓦斯涌出量表达，采用下式计算：
Q掘=q3+q4
（2）
式中：
q3——掘进工作面巷道绝对瓦斯涌出量，m3/min；
Q3=D·V·q0（2
-1）（B.1）
式中D——巷道断面内暴露煤壁面的周边长度，m，对于薄及中厚煤层，D=2米，对于厚煤层，D=2h+b，h及b分别为巷道的高度和宽度；
u——巷道平均掘进速度，为0.004m/min；
1——巷道长度，m，取100米；
q0——煤壁瓦斯涌出初速度，m3/（m2·min）
Q0＝0.026［0.0004（Vr）2+0.16］/W0（B.2）
式中：
Vr——煤中挥发分含量，％；为6.7％；
W0——煤层原始瓦斯含量，m3/t，为12.63m3/t；
计算得q0＝0.37m3/（m2·min）
q3=2×0.004×0.37（2
-1）=1.14m3/min
q4——掘进工作面落煤绝对瓦斯涌出量，m3/min；
q4=s·u·γ（W0-Wc）（B.3）
式中：
S——掘进巷道断面积，取5.0m2
U——巷道平均掘进速度，0.004m/min
γ——煤的容量，为1.45t/m3
W0——煤层原始瓦斯含量，m3/t，为12.63m3/t；
Wc——运出矿井后煤的残存瓦斯含量，为8m3/t。
计算得：
q4=5×0.004×1.45（12.63-8）=0.13m3/min
q掘=1.14+0.13=1.27m3/min
三、生产采区瓦斯涌出量
生产采区瓦斯涌出量采用（3）式计算
q区=
（3）
式中：
q区——生产采区相对瓦斯涌出量，m3/t；
K′——生产采区内采空区瓦斯涌出系数，取1.3；
q采i——第i个回采工作面相对瓦斯涌出量，m3/t；
Ai——第i个回采工作面的日产量，为150t；
Q掘i——第i个掘进工作面绝对瓦斯涌出量，m3/min；
A0——生产采区平均日产量，为181t。
将各参数代入上式得：
q区=
=18.39（m3/t）
四、矿井瓦斯涌出量
矿井瓦斯涌出量采用（4）计算
q井=
（4）
式中：
q井——矿井相对瓦斯涌出量，m3/t；
Q区1——第i个生产采区相对瓦斯涌出量，m3/t；
A0i——第i个生产采区平均日产量；
K″——已采采空区瓦斯涌出系数，取1.35。
将各参数代入上式得：
q井=
=24.83m3/t
从计算可知，整个矿井瓦斯涌出量为24.83m3/t。
矿井生产能力为6万t/a，每年按330天计算，则平均日产量为181吨。
采煤工作面绝对瓦斯涌出量为：
Qm=（qf×A×Kw）÷24×60
式中Qm——采煤工作面总的瓦斯涌出量（m3/min）；
A——平均日产量，为181（t/d）；
Kw——不均衡系数，取1.5。
得Qm=（24.83×181×1.5）/1440=4.68m3/min
计算得全矿井绝对瓦斯涌出量为4.68m3/min。
第三章瓦斯抽放
第一节瓦斯抽放的目的及必要性
一、抽放目的
为了确保矿井安全生产，防止或减少瓦斯浓度超限，通过抽放可降低矿井瓦斯涌出量和回采空间的瓦斯浓度，可降低煤层中的瓦斯压力和瓦斯含量，防治煤与瓦斯突出，从而减小矿井伤亡事故。
本地地方煤矿的实际情况是：
规模小、布置分散、且地方煤矿生产不稳定，抽放浓度和抽放量不能保证到瓦斯利用，因此，进行瓦斯抽放的目的主要从安全角度来考虑。
本瓦斯抽放系统立足于解决全矿井的瓦斯问题，并减轻矿井通风负担。
为确保瓦斯抽放泵将来的抽放能力，且结合该矿煤层瓦斯自燃、有煤尘爆炸的特点，在选择抽放方法时按高负压抽放进行计算。
本设计先期按两泵一趟管路，采用高负压抽放（钻孔抽放），其中一台泵工作，一台作为备用，如果以后根据实际需要考虑低负压抽放时，则需增设一台泵和一趟管路，对低负压抽放不另行设计。
本瓦斯抽放设备服务年限按矿井服务年限考虑。
二、瓦斯抽放必要性论证
1、层工作面可以供给的风量验算
工作面可以供给的风量按下式计算：
Qg=1×H×φ×V×60
式中：
Qg——工作面可以供给的风量，m3/min；
1——控顶距，取3.2～4.2米；
H——采高，取值1.53米；
φ——有效断面系数，φ=0.6
V——《规程》允许的最低和最高风速，为0.25～4m/s；
经计算得Qg最大=3.2×1.53×0.6×4×60=705.02m3/min；
Qg最小=4.2×1.53×O.6×0.25×60=57.8m3/min
2、通风可以解决的瓦斯含量
通风可以解决的瓦斯含量是根据产煤量、供风量和煤的残存瓦斯量来估算煤层瓦斯的应抽指标，由下式计算：
WB=
+Wc8-7-10
式中：
WB——通风可以解决的瓦斯含量，m3/t；
C——《煤矿安全规程》允许的最高瓦斯浓度，1%；
Qg——工作面可以供给的风量，按最高风量705.02m3/min计；
A——工作面日产煤量，A=150t；
Wc——残存瓦斯量，由《采矿工程设计手册》中表8-7-1选取，取Wc=3m3/t
Kw——瓦斯涌出不均衡系数，一般为1.3～1.6，取1.4；
得WB＝
+3=3.48m3/t。
根据以上计算可知，即使供给工作面最大风量705.02m3/min，也只能带走3.48m3/t的瓦斯，而前面预测的5号层深部瓦斯含量将达到12363m3/t，所以，仅用通风是不能解决的，必须进行瓦斯抽放。
3、为了进一步落实国务院446号令“高瓦斯、突出矿井必须建立抽放系统和监控系统”的规定和“先抽后采、监测监控、以风定产”的十二字方针。
根据该矿提供的瓦斯鉴定报告表明，该矿为高瓦斯矿井，所以必须进行瓦斯抽放。
第二节瓦斯抽放的可行性
瓦斯抽放的可行性应以是否能抽出瓦斯或能否获得较好地抽放效果来评价。
而抽放方式则应根据煤层的赋存和开采条件来选择。
该煤矿此前没有做过瓦斯抽放参数测定，根据邻近矿井的生产经验及条件类似的周边矿井的抽放情况，煤层透气性，煤层打钻条件及成孔条件一般，在采取“多打孔、严封闭、综合抽”等措施后，定会取得较好的瓦斯抽放效果。
因此本矿井瓦斯抽放参照临近矿井瓦斯抽放方法，即采取“开采层瓦斯抽放”。
一、抽放效果预测
1、抽放瓦斯量计算
1.1回采工作面打顺层钻孔抽放
本设计按2煤层工作面回风巷施工顺层钻孔进行瓦斯抽放，取巷道长度约100米，孔间距按5米，共布置钻孔20个钻孔，孔深按50米，封孔长度8米，取百米钻孔抽放量为0.08m3/min，取成孔（孔长）率80％，计算如下：
Q9=
×0.08=0.38m3/min；
前面介绍工作面瓦斯涌出量7.6m3/t，采煤工作面按150吨算，则绝对涌出量为0.79m3/min，根据实测，工作面瓦斯浓度0.2％，风量为360m3/min，则风排瓦斯量为0372m3/min，由此可见，按以上钻孔抽放，工作面瓦斯将不再超限。
1.2、煤层工作面掘进期间钻孔抽放
设计考虑抽放5煤层掘进工作面设施工钻场，打孔进行瓦斯抽放。
巷道长度取200米，每20米施工一个钻场，计10个钻场，每个钻场布置4个孔，呈扇型布置，孔深40米。
封孔长度8米，取百米钻孔抽放量为0.07m3/min，取成孔（孔长）率80％，计算如下：
Q=
×0.07=0.67m3/min
设计按1个采煤工作面和2个掘进头打孔抽放，则高负压瓦斯最大抽放量为1.72m3/min。
2、抽放率计算
系统最大抽放量的抽放率为
D=
×100%
式中d——矿井抽放率，100％；
Qc——矿井抽放瓦斯量，m3/min，1.06m3/min
Q总——矿井总的瓦斯涌出量，通过前面计算可知5号层深部开
采时总的瓦斯量将达到4.68m3/min
经计算可得d=36％
根据以上瓦斯抽放量的预测，回采工作面瓦斯抽放量达到
0.38m3/min，掘进工作面抽放量达到0.67m3/min，5号层采掘工作面总的抽放量达到1.72m3/min，占5号层总的瓦斯涌出量的36％。
二、矿井瓦斯可抽量及服务年限
1、矿井设计年瓦斯抽放量
根据AQ1027-2006，矿井设计年瓦斯抽放量由下式计算：
Qa=Qd×N（6）
式中：
Qa——矿井设计年瓦斯抽放量，万m3/a；
Qd——矿井设
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