煤层瓦斯径向不稳定流量来计算煤层透气性系数。方法是当测压钻孔的瓦斯压力稳定于最高值后，取下压力表，卸除瓦斯压力，开始排放瓦斯，并测定钻孔瓦斯流量，而后计算煤层透气性系数。得出薛村煤矿的煤层透气性系数是?=0.10m2/MPa2?d。 3.1.3钻孔瓦斯流量和流量衰减系数
钻孔自然瓦斯涌出量及其衰减系数是评价煤层瓦斯预抽难易程度的重要指标。具体测定方法为：选择新鲜暴露煤壁，沿煤层打一个孔径89mm，长40m的钻孔，封孔后定期测量钻孔自然瓦斯流量qt，根据不同自排时间下的钻孔自然瓦斯流量测定数组（ti,qi）,按公式回归qt?q0e??t分析求出q0和α。在921102运料巷施工2个2#煤层钻孔（1#、2#）,钻孔自然瓦斯涌出量随着时间的延续是逐渐减小的。得出其衰减系数为0.252 d-1。 3.2矿井瓦斯储量
矿井瓦斯储量是指矿井可采煤层的瓦斯储量、受采动影响后能够向开采空间排放的不可采煤层及围岩瓦斯储量之和。其计算公式为：
W?W1?W2?W3 （3-1）
式中：W－矿井瓦斯储量，Mm3；
W1－可采煤层的瓦斯储量，Mm3；
W2－受采动影响后能够向开采空间排放的各不可采煤层的瓦斯储量，Mm3； W3－受采动影响后能够向开采空间排放的围岩瓦斯储量，Mm3。 实测或按下式计算：
W3?K?(W1?W2) （3-2）
式中：K－围岩瓦斯储量系数，一般取K=0.05~0.05~0.20，此处k取0.1；
W1－可采煤层的瓦斯储量，Mm3；
W2－受采动影响后能够向开采空间排放的各不可采煤层的瓦斯储量，Mm3。 十一盘区煤层平均厚度为5.4m，其地质总储量为334.0万吨，煤层原始瓦斯含量为9.10m3/t，则有：
W111=3340000×9.10=30.394Mm3 W112=0
W113=k×（w111+w112）=3.0394Mm3 W11=W111+W112+W113=33.4334Mm3 3.3矿井可抽瓦斯量及可抽期 3.3.1矿井可抽瓦斯量
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矿井可抽瓦斯量是指矿井瓦斯储量中在当前技术水平下能被抽出来的最大瓦斯量。其概算法是：
可抽瓦斯量=瓦斯储量×抽采率
十一盘区的瓦斯可抽量：33.4334×30%=10.03Mm3 3.3.2瓦斯抽采率
根据《MT5018-96矿井瓦斯抽放工程设计规范》第3.0.3条规定：设计瓦斯抽放率，可根据煤层瓦斯抽放难易程度、瓦斯涌出情况、采用的抽放瓦斯方法等因素综合确定；也可参照邻近生产矿井或条件类似矿井的数值选取。抽放率指标应符合现行的《矿井瓦斯抽放管理规范》的有关规定。
根据《AQ1027-2006煤矿瓦斯抽放规范》第8.6.3条规定： 瓦斯抽出率：
——预抽煤层瓦斯的矿井：矿井抽出率应不小于20%，回采工作面抽出率应不小于25%；
——邻近层卸压瓦斯抽放的矿井：矿井抽出率应不小于35%，回采工作面抽出率应不小于45%；
——采用综合抽放方法的矿井：矿井抽出率应不小于30%；
——煤与瓦斯突出矿井：预抽煤层瓦斯后，突出煤层的瓦斯含量应小于该煤层始突深度的原始煤层瓦斯含量或将煤层瓦斯压力降到0.74 MPa以下。
对于设计来说，瓦斯抽放率的确定应符合以上标准的要求，也可以参照《AQ1026-2006煤矿瓦斯抽采基本指标》第4.2条进行选取。
依据薛村矿的地质条件和实验可得出薛村矿的瓦斯抽采率可选30%。 3.3.3可抽期
根据《MT5018-96矿井瓦斯抽放工程设计规范》第3.0.4条及《AQ1027-2006煤矿瓦斯抽放规范》第5.3.5都规定：矿井或水平的抽放年限应与其抽放瓦斯区域的开采年限相适应。所以，十一盘区抽采系统服务年限为3a，符合《设计规范》规定。
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4瓦斯抽放的必要性和可行性论证
4.1瓦斯抽放的必要性 4.1.1规定
瓦斯抽放旨在保障矿井安全生产，同时也是解决瓦斯问题的基本手段。众所周知，加强通风是处理瓦斯的最有效方法，而当瓦斯涌出量大于通风所能解决的瓦斯涌出量时就应当采取抽放瓦斯措施，对于局部区域的瓦斯超限（如上隅角等），采用通风方法可能无法解决瓦斯问题或采用通风方法不合理时，也必须采取瓦斯抽放措施。
根据《煤矿安全规程》第145条及《AQ1027-2006煤矿瓦斯抽放规范》第4.1.1~4.1.3条规定：
有下列情况之一的矿井，必须建立地面永久抽放瓦斯系统或井下临时抽放瓦斯系统：
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，用通风方法解决瓦斯问题不合理的。
⑵矿井绝对瓦斯涌出量达到以下条件的： 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。 ⑶开采有煤与瓦斯突出危险煤层的。 4.1.2通风处理瓦斯量核定
当一个矿井、采区或工作面的绝对瓦斯涌出量大于通风所能允许的瓦斯涌出量时，就要抽放瓦斯，即：
q?qf?0.6vSC （4-1） K式中：q—矿井（采区或工作面）的瓦斯涌出量，m3/min；
qf—通风所能承担的最大瓦斯涌出量，m3/min；
v—通风巷道（或工作面）允许的最大风速，m/s； S—通风巷道（或工作面）断面积，m2；
C—《煤矿安全规程》允许的风流中的瓦斯浓度，%； K—瓦斯涌出不均衡系数，取值为1.2~1.7。
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由计算得：
0.6vSC0.6×4×6.6==10.56m3/min qf=K1.5所以薛村矿的风排瓦斯量为10.56m3/min，而薛村矿矿井绝对瓦斯涌出量为51.87 m3/min，且薛村矿为煤与瓦斯突出矿井，所以薛村矿必须建立地面永久抽放瓦斯系统或井下临时抽放瓦斯系统。 4.1.3矿井瓦斯涌出量预测
矿井瓦斯涌出量是矿井瓦斯抽采和瓦斯管理必不可少的基本参数。矿井瓦斯涌出量预测方法可以概括为两类：矿山统计预测法和分源预测法。
本次设计采用分源预测法对矿井瓦斯涌出量进行预测，该方法的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、围岩和临近层）、掘进及采空区瓦斯涌出规律对矿井各个回采面、掘进工作面的瓦斯涌出量进行计算，从而达到预测各个采区乃至全矿井瓦斯涌出量之目的。
一、回采工作面预测公式
回采工作面瓦斯涌出来源主要包括开采层和邻近层。回采工作面瓦斯涌出量预测用相对瓦斯涌出量表示，由开采层（包括围岩）、邻近层瓦斯涌出量两部分组成，其计算公式为：
q采?q1?q2 （4-2）
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；
q2—邻近层相对瓦斯涌出量，m3/t。
（1）开采层瓦斯涌出量
薄及中厚煤层不分层开采时，开采层瓦斯涌出量可由下式计算：
q1?K1?K2?K3?m0?(W0?Wc) （4-3） M式中：q1—开采层（包括围岩）相对瓦斯涌出量，m3/t；
K1—围岩瓦斯涌出系数；K1值选取范围为1.1~1.3；全部陷落法管理顶板，
碳质组分较多的围岩，局部充填法管理顶板K1取1.2；全部充填法管理顶板K1K1取1.3；取1.1；砂质泥岩等致密性围岩K1取值可偏小；取值1.2。此矿取值为1.1。
K2—工作面丢煤瓦斯涌出系数，用回采率的倒数来计算；回采率取值93% K3—采区内准备巷道预排瓦斯对开采层瓦斯涌出影响系数，采用长壁后退
式回采时，K3按下式计算：
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K3?(L?2h)L （4-4）
式中：L—工作面长度，m；
h—掘进巷道预排等值宽度，m；如无实测值可按表4-1选取，取值10.5； m0—开采层厚度，m，取值5.4； M—工作面采高，m；取值5.4；
W0—煤层原始瓦斯含量，m3/t，取值9.10；
Wc—运出矿井后煤的残存瓦斯含量，m3/t，取值3.79。
表4-1巷道预排瓦斯带宽度值
Table 4-1Width of the roadway pre-discharge gas value
不同煤种巷道预排瓦斯带宽度h（m）
巷道煤壁暴露时间T/d
无烟煤 瘦煤或焦煤 肥煤、气煤及长焰煤
25 6.5 9.0 11.5 50 7.4 10.5 13.0 100 9.0 12.4 16.0 160 10.5 14.2 18.0 200 11.0 15.4 19.7 250 12.0 16.9 21.5 300 13.0 18.0 23.0
T0.55； h值亦可采用下式计算：低变质煤：h?0.808高变质煤：h?(13.85?0.0183T)(1?0.0183T)。 代入数据可得q1=5.46 m3/t。 （2）邻近层瓦斯涌出量
邻近层瓦斯涌出量采用下式计算：
q2??(W0i?Wci)?i?1nmi??i （4-5） M式中：q2—邻近层相对瓦斯涌出量，m3/t；
W0i—第i个邻近层煤层原始瓦斯含量，m3/t，如无实测值可参照开采层选取； Wci—第i个邻近层煤层残存瓦斯含量，m3/t，如无实测值可参照开采层选取； mi—第i个邻近层煤层厚度，m；
M—工作面采高，m；
?i—第i个邻近层瓦斯排放率，%。
当邻近层位于冒落带中时，?i?1。
该矿2#煤层与邻近层的距离远，涌向开采层的可能性小，按0m3/t进行计算。 二、掘进工作面预测公式
掘进工作面瓦斯涌出来源主要有两类：掘进巷道煤壁瓦斯涌出量和掘进巷道落煤瓦斯涌出量。掘进工作面瓦斯涌出量预测用绝对瓦斯涌出量表示，用下式计算：
q掘?q3?q4 （4-6）
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