山西美锦煤炭气化有限公司东于煤矿瓦斯抽放开发利用方案
前 言
矿井瓦斯的主要成份是甲烷，甲烷既是威胁煤矿安全生产的有爆炸危险性的气体，又是破坏大气环境的温室气体，但是如果将一定浓度的瓦斯抽放并收集起来，它将是清洁的能源，可广泛用于化工原料、燃气发电、工业和民用燃料等，因此，抽放瓦斯利国利民。
清徐县东于煤矿为清徐县国营重点煤矿,位于东于镇北7km处。
东于煤矿现为改扩建矿井，1400000430736号采矿许可证批准矿区面积9.7795km2，开采03号、2号、4号、5号、6号、8号、9号煤层，改扩建规模900kt/a，属高瓦斯矿井。现该矿地面工业场地建有瓦斯抽放泵站，泵站内安设有两台2BE1252-0型水环真空泵，电机功率55kW，一台使用一台备用。但是现有瓦斯抽放系统非常陈旧，效率较低，已不能满足安全生产需要，因此，为了保证矿井安全生产，稳定矿井产量，必须重新设计瓦斯抽放系统，以提高瓦斯抽放效率。
受东于煤矿的委托，我公司于2007年9月开始承担东于煤矿瓦斯开发利用方案设计。设计瓦斯抽放规模为15m3/min，能满足矿井设计能力900kt/a的要求。
一、编制本设计的依据
1、东于煤矿2007年9月提供的《东于煤矿瓦斯开发利用方案设计委托书》（以下简称《设计委托书》）。
2、山西省煤炭地质公司编制的《山西省清徐县东于煤矿矿井地质报告》。
3、太原市煤炭工业局“转发省局《关于太原市所属34座矿井2006年瓦斯等级和二氧化碳涌出量鉴定结果的批复》的通知”并煤安发[2007]69号文件。
4、东于煤矿提供的其他设计资料和基础数据。
5、《矿井瓦斯抽放规范》（AQ1027-2006）。
6、《煤矿安全规程》（2006）。
二、设计的主要技术经济指标
1、矿井相对瓦斯涌出量：18.72m3/t（4号煤层预测量）
2、设计矿井瓦斯抽放量：15m3/min
3、瓦斯抽放站、加压站占地面积：0.5ha
4、抽放改扩建工程总投资：6860.71万，各分项工程费用如下：
抽放工程 509.91 万元
土建工程 96.01 万元
设备购置费 2721.40 万元
安装工程 2977.79万元
其他费用 555.60万元
5、矿井瓦斯抽放率：38.5%
6、矿井抽放系统服务年限：52.6a
三、问题和建议
由于该矿瓦斯资料缺乏，本设计依据的资料为邻近矿井资料，计算出的一些参数与矿井实际情况存在一定差距，对本矿瓦斯开发利用只能起一定的借鉴作用，矿方在做开发初步设计时必须提供本矿准确的瓦斯和地质资料才能达到真正开发利用的目的。
第一章 矿井概况
第一节 井田概况
一、位置与交通
清徐县东于煤矿位于距县城7km的东于镇北，其地理位置为东经112°14′，北纬37°37′。“太汾”公路、“八一”公路从井田南沿通过，西峪矿铁路装车站距本矿35km，南峪铁路专线建成后，至本矿仅11km。交通较为便利。
二、井田范围和煤炭储量
依据省国土资源厅颁发的1400000430736号《采矿许可证》批准开采03、2、4、5、6、8、9号煤层。井田东西长约2.5km，南北宽约4km，面积9.7795km2。
根据地质报告，矿井地质总储量为163.88Mt，其中03、2、4、5、6、8、9号煤储量分别为18.29Mt、30.54Mt、23.8Mt、14.72Mt、13.69Mt、48.68Mt、14.16Mt。
三、矿井设计生产能力和服务年限
矿井设计生产能力为900kt/a，第一水平服务年限为30.4a；第二水平服务年限为24.8a；矿井服务年限55.2a。
第二节 地质及构造情况
一、井田地层
本井田地层出露良好，由东南至西北以此出露二迭系下统下石盒子组和二迭系上统上石盒子组。下部地层没有出露，资料取于钻孔。地层划分原则按《华北地区区域地层表》。自下而上分述如下：
1）奥陶系中统(O2)
（1）奥陶系中统上马家沟组(O2S)
区内地层没有出露，按615号钻孔揭露地层厚度约80米。上部为深灰青灰色中，厚层状石灰岩夹泥灰岩；中下部为深灰色中厚层状结晶灰岩，白云质灰岩夹角砾状泥灰岩，并合透镜状石膏层。
（2）奥陶系中统峰峰组(O2S)
此组地层为井田含煤地层之基底，据615号钻孔揭露全组地层厚度约120米。其岩性下部为灰、深灰色角砾状泥灰岩、白云质灰岩夹脉状纤维石膏及结晶石膏层。上部为青灰色厚层状石灰岩，泥灰岩夹有白云质灰岩。与下伏地层整合接触。
2）石炭系（C）
（1）石炭系中统本溪组C2b：其顶界至晋祠砾岩（K1）之底，底界为铁铝层，与奥陶系灰岩为平行不整合接触。地层厚度一般为19~21m。岩性以深灰、浅灰或灰色中细砾岩、粉砾岩、砾质泥岩、铝质泥岩、泥岩、石灰岩及薄煤层组成。
（2）石炭系上统太原组(C3t)：晋祠砾岩（K2）之底至东大窑石灰岩L5之顶，与下部地层整合接触。厚度78.20~94.89m，平均88.84m。以过渡环境的岩性组合为主。其岩性为泥岩、砾质泥岩、石灰岩、粗、中、细粒砾岩及煤层。总的面貌是以色深、粒细、层理复杂、化石较丰富为其特色。总的趋势是南厚北薄、东厚西薄。为下部主要含煤地层
3）二迭系（P）
（1）二迭系下统山西组(P1S)：从L5石灰岩顶至骆驼脖砾岩(K4)底，厚度36.63~57.52m，平均53.02m，为上部主要含煤地层。以三角洲及滨海平原沉积为主。岩性有中－细砾岩、粉砾岩、砾质泥岩、泥岩及煤层组成。与下伏地层相比，本组以色较浅、粒较粗，具交错层理，植物化石丰富为特点。与下伏地层呈整合接触。
（2）二迭系下统下石盒子组(P1X)：骆驼脖砾岩(K4)底至K6砾岩底，厚度98.61~135.01m，平均118.61m。与山西组地层连续沉积。区内东南角有出露。岩性底部为灰白色中粗砾岩；下部为深灰，灰色细砾岩、粉砾岩、砾质泥岩互层，并夹薄煤线；上部为黄绿、灰绿砾质泥岩、粉砾岩及浅灰色细砾岩互层。
（3）二迭系上统上石盒子组(P2S)：底界为K6砾岩底，与下伏地层整合接触。区内广泛出露，一般钻孔揭露不全，据区域资料，全组厚度约400m。按其岩性、岩相特征分为两段：
下段（P2S2）：K6砾岩底至K7砾岩底，据610钻孔揭露厚度约10米。岩性为灰绿色砾质泥岩及中，细砾岩互层。砾质泥岩中含有暗紫色斑点，往上紫色增多。底部为K6含砾粗砾岩，其底往往含有一层透镜体细砾岩。本段以含暗紫色斑块和夹层为特征。
上段(P2S2)：底界为K7砾岩，区内没有底界出露。出露最大厚度约100米。岩性为暗紫、蓝灰、黄绿色砾质泥岩与灰绿色中细砾岩互层。本段以蓝灰色砾质泥岩及砾岩中含肉红色长石为其特征。K7砾岩上含有1~2层透镜状铁锰质结核。
（4）第四系(Q)
本区分布范围不大，厚度比较薄，一般6m左右，最厚不超过32m，未详细划分。
中、上更新统(Q2+Q3)：Q2为红色土，含钙质结核。Q3为马兰黄土，垂直节理发育，不整合覆盖在山坡和山梁上。
全新统(Q4)：分布山前倾斜平原及沟谷中，由各种岩石成分的卵石和岩块堆积而成。
二、地质构造
山西西山煤田位于祁吕山字型东翼及新华夏系构造的复合部位，本井田位于西山煤田的南部，与近期汾河地堑相联。总体看，为一近似走向东北，向北西倾斜的单斜构造，但在此基础上又发育着一系列褶曲和断层。褶曲轴向呈“S”形，一般较为紧密。断层均为扭性正断层。地层产状在纵横方向上变化较大，地层倾角一般10度左右，局部可达25度。其它如陷落柱、节理等构造也有发育。总体本井田属一类偏复杂构造。现将各种构造叙述如下：
1）褶曲：
主要有北西和北东两组，区内发育4个背向斜，分述如下：
阎家庄背斜（Z1）：位于阎家庄村,区内延伸长度1500m，宽400m，由东往西逐渐消失。轴向西部北85度西，东部北5度东，两翼基本对称。
黄大平向斜（Z2）：位于黄大平村北，区内延伸长度2100m,宽约1000m。延至井田边界以西约300米逐渐消失。轴向西部为南5度西，东部为北40度东呈“S”型，为一宽缓向斜。
市儿口背斜（Z3）：位于市儿口村,长1300m，宽约500m,轴向近似东西，两翼地层产状近似对称。区内东部消失，西部延至区外。
新民向斜（Z4）：位于新民村北,区内延伸长度1000m，宽约500m，轴向南80°东，向斜南翼地层倾角较大，北翼地层倾角较小。
2）断层
本井田断裂构造较为发育，所见断层均为正断层。断层走向以北东和北东东向为主。区内发育10条断层。
3）陷落柱
本井田发育的陷落柱为钻孔和井下巷道所揭露的，地表特征不太明显，一般地貌上形成红色小鼓包。所见陷落柱大小不等，形状大都为椭圆体，最大者长轴约220m，短轴约145m。区内612号钻孔所见陷落柱，其岩性由种种大小不等的岩块杂乱堆积，紧密胶结而成。陷落柱的陷壁角一般为80~85度，主要发育在褶曲扭动部位和断裂的尖灭端。
此外，井田北部612钻孔探得一塌陷至2号煤层的陷落柱，范围不详。现生产井范围内揭示出直径30~50m陷落柱3个，陷落角一般为80度。
三、 瓦斯等级鉴定涌出情况
依据太原市煤炭工业局“转发省局《关于太原市所属34座矿井2006年瓦斯等级和二氧化碳涌出量鉴定结果的批复》的通知”并煤安发[2007]69号文件，东于煤矿的相对瓦斯涌出量为14.71m3/t，最大绝对涌出量为8.51 m3/min。瓦斯鉴定等级为高瓦斯矿井。
四、煤尘及煤的自燃
2006年7月10日由山西省煤炭工业局综合测试中心对4号煤层的煤尘爆炸进行了测试，其结果：4号煤层火焰长度30mm，抑制煤尘爆炸最低岩粉用量为55%，为有爆炸性危险的煤层。
4号煤层煤的吸氧量为0.8536cm3/g，自燃倾向性等级为Ⅲ，自燃倾向性为不易自燃煤层。
第三节 煤层赋存情况
一、煤层
本区含煤地层为山西组及太原组，含有02、03、1、2、3、4、5上、5、6上、6、7、7下、8上、8、9、10、11号等17层煤层，含煤地层总厚141.86m。本井田仅03、2、4、5、6、8、9号等7层为稳定及较稳定可采煤层，可采煤层总厚15.99m。含煤系数11.3%。现将井田内7层可采煤层自上而下分述如下：
03号煤层：俗称上三尺煤。位于山西组上部，厚1.15~2.30m，平均1.76m。属稳定全区可采煤层。结构简单。顶板为砂质泥岩，粉砾岩和细砂岩，以砂质泥岩为主；底板为泥岩，砂质泥岩或中－细砂岩。
2号煤层：俗称大窑煤。位于03号煤下5.08~10.70m，平均7.32米，厚1.65~3.35m，平均2.56m，属稳定全区可采煤层。结构简单，局部含夹石1层，顶板为砾质泥岩或细砂岩：底板为中－细砂岩或粉砂岩。
4号煤层：俗称二夹煤。距4号煤层约8.9米。厚0.85~4.58m，平均2.75m，含夹石0~2层，厚0.08~0.73m，顶板为粉砂岩或炭质泥岩；底板为砾质泥岩或粉砂岩，有时为细砂岩。
5号煤层：位于山西组地层之下部，距4号煤层2.05~6.39m，平均4.23m。厚0.57~3.43m，平均1.54m，含夹石1层，厚0.08~0.73m，顶板为炭质泥岩或砂质泥岩；底板为粉砾岩或砂质泥岩。
6号煤层：俗称大齐煤。位于太原组上部，距5号煤7.17~21.51m，平均15.41m，厚0.6~2.46m，平均1.21m，含夹石1层，顶板为炭质泥岩或砂质泥岩；底板为砂质泥岩或粉砂岩。
8号煤层：俗称中带煤。位于L1灰岩之下，距6号煤16.13~63.8米，平均40.85m。煤厚1.8~6.27米，平均4.15m，属稳定全区可采煤层，含夹石0~3层，厚0~1.57m，顶板为炭质泥岩；底板为粉砾岩或细砂岩。
9号煤层：俗称四尺煤。位于8号煤层下一般不超过1m，区内局部与8号煤合并为一层。厚1.18~2.66m，平均2.02m，含夹石1层，厚0.08~0.22m，顶板为砂质泥岩或炭质泥岩；底板为砂质泥岩或细砂岩。
井田内各煤层特征见表1-3-1。
二、煤质
井田内各煤层均为黑色，玻璃－强玻璃光泽，贝壳状断口，内生裂隙发育、性脆易碎。宏观煤岩类型以及光亮煤及半亮煤为主，少量半暗煤及暗淡煤；显微组分以镜质组为主，少量半镜质组和丝质组。
主要可采煤层煤质特征表见表1-3-2。
煤质分析结果标明：井田内主要可采煤层03号为富灰、特低硫、特低磷、高发热量贫廋煤；2号和4号煤为低灰－富灰、特低硫、特低磷高发热量贫煤；8号和9号为低－中灰、低－中硫、特低磷－中磷、高发热量无烟煤。精煤回收率级别多属于低等。
第四节 矿井开拓与开采
一、开拓方式
矿井现有主斜井、副斜井和回风斜井，改扩建后期在三采区中央增建（三采区）进风立井和回风立井。
主斜井：倾角22º，方位角175º，料石砌碹，井筒斜长405m，井筒净断面积12.68m2，掘进断面16.48 m2。装备一条1000mm胶带输送机，直达井底煤仓，担负全矿井煤炭提升任务，兼做进风井及安全出口。
副斜井：倾角22º，方位角173º，料石砌碹。斜长380m，井筒断面积10.61m2，掘进断面11.70 m2，双钩串车提升，并铺设有22kg/m轨道、水沟、行人台阶、排水管道及缆线。主要担负全矿井提矸、下料、行人等任务，兼做进风井及安全出口。
回风斜井：倾角18º，断面形式为半圆拱形，料石砌碹。斜长370m，巷道净断面10.61m2 ，掘进断面11.7 m2，设有水沟台阶。主要用于矿井回风，内铺设有瓦斯抽放管路。
本矿03、2、4、5、6号可采煤层，平均间距仅为7.32m、3.5m、4.23m及15.41m的煤层赋存特征，故矿井在开拓部置上确定为五层煤层实行联合开采，设一个水平来完成矿井的开拓及开采任务。全井田划分为三个采区。
沿三采区中央布置运输、轨道大巷至井田北部边界，均布置在4号煤层。一采区03号、4号煤层均已采完，在井底车场附近4号煤层布置回采工作面。采用沿倾斜大巷一侧布置一个工作面的走向长壁巷道布置体系。
二、采区布置与开采顺序
设计采用走向长壁式布置，三条大巷分别为运输大巷、轨道大巷和回风大巷。大巷均沿4号煤层布置，巷道间距30m。
矿井设二个水平开采，设一个水平（+665m）来完成矿井03、2、4、5、6号煤层开采任务。将8号、9号煤层设第二水平（＋614m）进行开采。一水平划分为三个采区，开采顺序为先开采4号煤层一采区，后开采三采区03号、2号和4号煤。
三、采煤方法与顶板管理
矿井初期开采4号煤层，采煤方法为走向长壁综采，一次采全高，工作面长度160m，采高为2.97m。工作面日循环数为6次，循环进度0.8m，年工作天数为300天，年推进度为1296m，矿井日产量为3000t。顶板管理方法为全部冒落法。
第五节 矿井通风与瓦斯
一、通风方式及供风量
根据井田开拓布置，矿井采用机械抽出式通风方式，前期采用边界并列式通风系统，后期采用分区式通风。
矿井改扩建后初期进风井筒为主、副斜井，回风井筒为回风斜井。矿井中后期在三采区范围的中央建三采区进、回风立井，服务范围为三采区后部。矿井中后期进风井筒为主、副斜井、三采区进风立井，回风井筒为三采区回风立井。
矿井总风量为6000m3/min。即100m3/s。矿井通风容易时期和困难时期最大阻力分别为1716.77Pa和2812.96Pa，矿井通风容易时期等积孔为2.50m2，通风困难时期等积孔为1.95m2，前期矿井通风阻力等级为小阻力矿井，矿井通风难易程度评价为容易；后期矿井通风阻力等级为中等阻力矿井，矿井通风难易程度评价为中等。
二、 瓦斯等级鉴定及涌出情况
依据太原市煤炭工业局“转发省局《关于太原市所属34座矿井2006年瓦斯等级和二氧化碳涌出量鉴定结果的批复》的通知”并煤安发[2007]69号文件，东于煤矿的相对瓦斯涌出量为14.71m3/t，最大绝对涌出量为8.51 m3/min。瓦斯鉴定等级为高瓦斯矿井。
三、瓦斯抽放情况
现该矿地面工业场地建有瓦斯抽放泵站，泵站内安设有两台2BE1252-0型水环真空泵，电机功率55kW，一台使用一台备用。但是现有瓦斯抽放系统非常陈旧，效率较低，已不能满足安全生产需要，因此，为了保证矿井安全生产，稳定矿井产量，必须重新设计瓦斯抽放系统，以提高瓦斯抽放效率。
第二章 抽放瓦斯设计参数
第一节 煤层瓦斯基本参数
一、煤层瓦斯压力
东于煤矿未打测压钻孔，根据邻近矿井地质报告测压钻孔情况，测定03号煤层的瓦斯压力为0.26MPa；2号煤层的瓦斯压力为0.28MPa；4号煤层的瓦斯压力为0.4MPa；5号、6号煤层的瓦斯压力为0.32MPa；8号、9号煤层的瓦斯压力为：0.45MPa；
二、煤层瓦斯含量 
式中：
X—煤层瓦斯含量，m3/t；
a,b—吸附常数，03号煤层为a＝18.71m3/t，b=0.77MPa-1；2号煤层为a＝18.34m3/t，b=1.09MPa-1；4号煤层为a＝20.09m3/t，b=0.72MPa-1；5号煤层a＝21.35m3/t，b=0.72MPa-1；6号煤层为a＝21.78m3/t，b=0.83MPa-1；8号煤层为a＝22.34m3/t，b=1.09MPa-1；9号煤层为a＝24.19m3/t，b=1.11MPa-1；
P—煤层绝对瓦斯压力，MPa；03号煤层的瓦斯压力为0.26MPa；2号煤层的瓦斯压力为0.28MPa；4号煤层的瓦斯压力为0.4MPa；5号、6号煤层的瓦斯压力为0.32MPa；8号、9号煤层的瓦斯压力为：0.45MPa；
Mad—煤的灰分，%；03号煤层平均为29.46%；2号煤层平均为16.16%；4号煤层平均为34.46%；5号煤层平均为25.83%；6号煤层平均为21.77%；8号煤层平均为18.30%；9号煤层平均为21.60%；
Ad—煤的水分，%；03号煤层为0.67%；2号煤层为0.69%；4号煤层为0.76%；5号煤层为0.72%；6号煤层为0.54%；8号煤层为0.91%；9号煤层为0.77%；
K—煤的孔隙体积，m3/m3；03号煤层为5.2%；2号煤层为7.1%；4号煤层为5.5%；5号煤层平均为5.5%；6号煤层为4.3%；8号煤层为7.6%；9号煤层平均为9.1%；
γ—煤的视密度，t/m3。03号煤层为1.36t/m3；2号煤层为1.40t/m3；4号煤层为1.33t/m3；5号煤层平均为1.38t/m3； 6号煤层为1.40t/m3；8号煤层为1.33t/m3；9号煤层平均为1.38t/m3；
经计算，东于矿瓦斯含量为：03号煤层2.2 m3/t；2号煤层2.42m3/t；4号煤层为10.2m3/t；5号煤层为10.15m3/t；6号煤层10.4 m3/t；8号煤层10.57m3/t，9号煤层为11.02m3/t。
三、煤层透气性系数
根据该矿邻近矿井地质报告测压钻孔情况，4号煤层的透气性系数为6.92m2/MPa.d，属于可以抽放类型。
四、百米钻孔自然瓦斯涌出量及其衰减系数
根据该矿邻近宽矿井地质报告测压钻孔情况，4号煤层的百米钻孔自然瓦斯流量衰减系数为0.03286d-1，属于可以抽放类型。
第二节 矿井瓦斯储量
矿井瓦斯储量包括可采煤层、不可采煤层以及围岩中所赋存的瓦斯，根据煤矿瓦斯抽放规范AQ1027－2006，其计算公式如下：
式中：
Wk——矿井瓦斯储量，Mm3；
W1——可采煤层瓦斯储量总和，Mm3，
其中：
A1i——矿井每一个可采煤层的煤炭储量，矿井地质总储量为163.88Mt，其中03、2、4、5、6、8、9号煤储量分别为18.29Mt、30.54Mt、23.8Mt、14.72Mt、13.69Mt、48.68Mt、14.16Mt。
X1i——每一个可采煤层的瓦斯含量，m3/t；03号煤层2.2 m3/t；2号煤层2.42m3/t；4号煤层为10.2m3/t；5号煤层为10.15m3/t；6号煤层10.4 m3/t；8号煤层10.57m3/t，9号煤层为11.02m3/t。
W2——可采煤层采动影响范围内的不可采邻近煤层的瓦斯储量总和，Mm3；
A1i——可采煤层采动影响范围内每一个不可采煤层的煤炭储量，采动影响范围：上邻近层取50m~60m，下邻近层取20m~30m。本矿采动影响范围内不可采煤层包括太原组8上号和山西组02号、03号、4号、5上号、5号共六层煤。
X1i——可采煤层采动影响范围内每一个不可采煤层的瓦斯含量，m3/t。
由于该矿不可采煤层占煤层总厚度的21.0%，但是赋存不稳定，且上述资料缺乏，参照邻近矿计算方法，W2取可采煤层可采煤层瓦斯储量的10%。
W3——围岩瓦斯储量，Mm3
K——围岩瓦斯储量系数，根据东于煤矿煤系地层中有泥岩、砂岩，在砂岩中可能赋存有一定瓦斯，取K=0.05。
经计算矿井瓦斯储量为1704.24Mm3。
第三节 矿井瓦斯可抽量
瓦斯可抽量是指在瓦斯储量中能被抽出的最大瓦斯量，其计算公式为：
W＝Wk·ŋ
式中：
W——可抽瓦斯量，Mm3；
ŋ——抽放率，设计所有可采煤层的抽放率取20%；
WK——矿井瓦斯储量，Mm3。
经计算矿井瓦斯可抽量为340.85Mm3，这为瓦斯开发利用提供了较为充足的资源条件。
第四节 矿井瓦斯涌出量
该矿瓦斯鉴定资料为现开采的2号煤层，改扩建后将开采4号煤层，采用分源计算法预测矿井瓦斯涌出量。由于4号煤层上临近煤层为02号、03号、1号、2号、3号煤层，其中03号、2号煤层为可采煤层，在开采4号煤层时已采空，3号煤层为不可采煤层，与本煤层之间间距5.4m，且岩性一般为砂质泥岩、粉砂岩，因此，受上邻近层瓦斯影响较大；与下邻近5上号、5号煤层间距小于5m，小于预计的30m采动影响范围，因此，受下邻近的5上号、5号煤层瓦斯影响较大，但是与6上号煤层有泥岩、石灰岩相隔，且间距较大，受其影响较小。因此，综合分析4号煤层瓦斯涌出量基本为本煤层瓦斯涌出量和上、下邻近层瓦斯涌出量之和。
1、回采瓦斯涌出量
A1i——可采煤层采动影响范围内每一个不可采煤层的煤炭储量，采动影响范围：上邻近层取50m~60m，下邻近层取20m~30m。本矿采动影响范围内不可采煤层包括太原组8上号和山西组02号、03号、4号、5上号、5号共六层煤。
X1i——可采煤层采动影响范围内每一个不可采煤层的瓦斯含量，m3/t。
由于该矿不可采煤层占煤层总厚度的21.0%，但是赋存不稳定，且上述资料缺乏，参照邻近矿计算方法，W2取可采煤层可采煤层瓦斯储量的10%。
W3——围岩瓦斯储量，Mm3
K——围岩瓦斯储量系数，根据东于煤矿煤系地层中有泥岩、砂岩，在砂岩中可能赋存有一定瓦斯，取K=0.05。
经计算矿井瓦斯储量为1704.24Mm3。
第三节 矿井瓦斯可抽量
瓦斯可抽量是指在瓦斯储量中能被抽出的最大瓦斯量，其计算公式为：
W＝Wk·ŋ
式中：
W——可抽瓦斯量，Mm3；
ŋ——抽放率，设计所有可采煤层的抽放率取20%；
WK——矿井瓦斯储量，Mm3。
经计算矿井瓦斯可抽量为340.85Mm3，这为瓦斯开发利用提供了较为充足的资源条件。
第四节 矿井瓦斯涌出量
该矿瓦斯鉴定资料为现开采的2号煤层，改扩建后将开采4号煤层，采用分源计算法预测矿井瓦斯涌出量。由于4号煤层上临近煤层为02号、03号、1号、2号、3号煤层，其中03号、2号煤层为可采煤层，在开采4号煤层时已采空，3号煤层为不可采煤层，与本煤层之间间距5.4m，且岩性一般为砂质泥岩、粉砂岩，因此，受上邻近层瓦斯影响较大；与下邻近5上号、5号煤层间距小于5m，小于预计的30m采动影响范围，因此，受下邻近的5上号、5号煤层瓦斯影响较大，但是与6上号煤层有泥岩、石灰岩相隔，且间距较大，受其影响较小。因此，综合分析4号煤层瓦斯涌出量基本为本煤层瓦斯涌出量和上、下邻近层瓦斯涌出量之和。
1、回采瓦斯涌出量
其中：
q回—回采工作面相对瓦斯涌出量，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，采用全部垮落法管理顶板时取1.20；
K2—工作面丢煤瓦斯涌出系数，其值为工作面回采率的倒数，取1.05；
K3—准备巷道预排瓦斯对工作面媒体瓦斯涌出影响系数，取K3=(L-2h)/L；
L—工作面长度，取160m；
h—巷道瓦斯预排等值宽度，贫煤取12.2m；
m0—煤层厚度， 4号煤取2.97m；
m1—煤层开采厚度，取2.97m；
x0—煤层原始瓦斯含量，4号煤取10.2m3/t；
xc—煤的残余瓦斯含量，取煤层原始瓦斯含量的20%，m3/t。
其中：
m—邻近层厚度，上邻近层3号煤层为0.5m；下邻近层5上号煤层为0.52m，5号煤层为1.54m；
hi—邻近层距开采层间垂距，3号煤层为5.4m，5上号煤层为3.01m，5号煤层为4.75m；
hj—邻近层涌出瓦斯的极限距离，3号煤层为20m， 5上号煤层为30m，5号煤层为30m；
经计算，回采工作面相对瓦斯涌出量为：
。
2、掘进工作面瓦斯涌出量
掘进工作面的瓦斯来自煤壁和落煤过程，其计算公式为：
式中：
q掘—掘进工作面瓦斯涌出量, m3/t
q煤壁—煤壁瓦斯涌出量，m3/min；
q落煤—落煤瓦斯涌出量，m3/min。
其中：
n—煤壁暴露的面个数，单巷掘进时n＝2；
L—瓦斯涌出量达到最大值的巷道掘进长度，取100天巷道掘进长度，889 m；
v—巷道平均掘进速度，根据设计计算为0.00926m/min；
q0—煤壁瓦斯涌出初速度，m3/m2min；
其中：
s—掘进巷道的断面，顺槽断面8.5m2；
—煤的密度，4号煤取1.3t/m3；
经计算，掘进工作面瓦斯涌出量为3.73m3/t。
3、采区瓦斯涌出量
式中：
K采—采空区瓦斯涌出系数，取1.20；
Ai—采区内第i个回采工作面设计日产量，3000t；
q掘i—采区内第i个掘进工作面相对瓦斯涌出量，m3/t；
q采区—采区相对瓦斯涌出量，m3/t。
A0—矿井日产量，3000t。
矿井投产时，共布置1个回采工作面， 2个掘进工作面。经计算，采区瓦斯涌出量为18.72m3/t。
4、矿井相对和绝对瓦斯涌出量
由于本矿井设计为一个采区，因此，矿井瓦斯相对涌出量为18.72m3/t，绝对涌出量为39m3/min。
第五节 抽放规模及服务年限
一、瓦斯抽放规模
根据《设计委托书》的要求，结合矿井瓦斯抽放条件，设计抽放瓦斯规模为15m3/min，采用一次设计，一次建成方式。
本次抽放系统设计，采用地面设置永久抽放系统，重新设地面瓦斯抽放站，考虑满足矿井深部瓦斯含量增加要求，为今后扩大生产能力留有一定余地。
二、抽放系统服务年限
抽放系统服务年限按下式计算：
N＝
式中：
N——抽放系统服务年限，a；
WK——瓦斯可抽量，矿井瓦斯可抽量为340.85Mm3；
WNC——预计年最大抽放量，Mm3。
按照设计规模15m3/min计算，矿井年抽放量为6.48Mm3,则抽放系统最低服务年限为52.6a。
第六节 矿井瓦斯抽放率
矿井瓦斯抽放率按下式计算：
式中：
ŋk—矿井月平均瓦斯抽放率，%；
QkC—矿井月平均瓦斯抽放量，取15m3/min;
QkJ—矿井月平均风排瓦斯量，该矿设计总需风量为6000m3/min，则QkJ≤6000×0.75%＝45m3/min，预测矿井绝对涌出量为39m3/min，设计瓦斯抽放量为15m3/min，则QkJ＝24 m3/min。
经计算，4号煤层矿井瓦斯抽放率为38.5%。
第三章 抽放方法设计
第一节 瓦斯来源分析
一、瓦斯来源分析
根据矿井地质报告，东于煤矿4号煤层，煤层厚度0.85~4.58m，平均2.75m，煤层结构简单，顶板岩性为粉砂岩或炭质泥岩，底板为砾质泥岩或粉砂岩，有时为细砂岩，顶、底板透气性较好，另外4号煤层上临近煤层为3号煤层，与本煤层之间仅有约4.5m的岩层相隔，受上邻近层瓦斯影响较大；与下邻近5上号、5号煤层间距分别为3.01m和4.23m，小于预计的30m采动影响范围，因此，4号煤层瓦斯涌出量基本为本煤层瓦斯涌出量和上、下邻近层瓦斯涌出量之和。
二、瓦斯抽放的必要性与可行性
1、必要性
煤矿安全规程规定：
1）当回采工作面瓦斯涌出量>5m3/min，掘进工作面瓦斯涌出量>3m3/min，采用通风方法解决瓦斯问题不合理时，应该抽放瓦斯。
2）矿井绝对瓦斯涌出量达到以下条件：
（1）大于或等于40m3/min；
（2）年产量1.0Mt~1.5Mt的矿井，大于30 m3/min；
（3）年产量0.6Mt~1Mt的矿井，大于25m3/min；
（4）年产量0.4Mt~0.6Mt的矿井，大于20 m3/min；
（5）年产量等于或小于0.4Mt的矿井，大于15 m3/min；
3）开采有煤与瓦斯突出危险煤层的。
东于煤矿回采工作面瓦斯涌出量预测为11.26m3/min，大于5m3/min；年产量900kt时，预测矿井瓦斯涌出量39m3/min，大于30 m3/min，均满足煤矿安全规程规定，有抽放瓦斯的必要性。
2、可行性
根据《矿井瓦斯抽放管理规范》，将未卸压的原始煤层的抽放瓦斯难易程度划分为三个等级，见表3-2-1。
表3-2-1 原始煤层抽放瓦斯难易程度分类指标
煤层抽放瓦斯难易程度 百米钻孔瓦斯流量衰减系数/d-1 煤层透气性系数/(m2.Mpa.d-1)
容易抽放 <0.003 >10
可以抽放 0.003~0.05 10~0.1
难以抽放 >0.05 <0.1
东于煤矿4号煤层的透气性系数为6.92m2。百米钻孔瓦斯流量衰减系数α为0.03286，属于可以抽放范围，具有瓦斯抽放的可行性。
第二节 抽放瓦斯方法选择
一、选择抽放瓦斯方法的原则
选择矿井瓦斯抽放方法应根据矿井煤层赋存条件、瓦斯基础参数、瓦斯来源、巷道布置、抽放瓦斯目的及利用要求等因素确定，并遵循以下原则：
⒈ 选择的抽放瓦斯方法应适合煤层赋存状况、巷道布置、地质条件和开采技术条件。
⒉ 应根据矿井瓦斯涌出来源及涌出量构成分析，有针对性地选择抽放瓦斯方法，以提高瓦斯抽放效果。
⒊ 抽放方法在满足矿井安全开采的前提下，还需满足开发、利用瓦斯的需要。
⒋ 巷道布置在满足瓦斯抽放的前提下，应尽可能利用生产巷道，以减少抽放工程量。
⒌ 选择的抽放方法应有利于抽放巷道的布置和维护。
⒍ 选择的抽放方法应有利于提高瓦斯抽放效果，降低瓦斯抽放成本。
⒎ 抽放方法应有利于钻场、钻孔的施工和抽放系统管网的设计，有利于增加钻孔的抽放时间。
二、抽放瓦斯方法选择
从预测的4号煤层回采工作面的瓦斯涌出量构成来看，4号煤层瓦斯涌出主要为本层和上、下邻近层的瓦斯涌出。
如前所述，矿井瓦斯抽放的目的是为了降低煤层瓦斯涌出量，为煤炭的开采提供安全生产环境，同时开发利用瓦斯资源。因此，根据矿井的瓦斯赋存状况、矿井开拓及抽放瓦斯的目的，结合抽放瓦斯方法选择的原则，确定矿井抽放瓦斯方法为上、下邻近层抽放、4号煤层开采层采前预抽、采动卸压抽放和采空区瓦斯抽放相结合的综合抽放方法。
1．掘进工作面瓦斯抽放
在掘进中每隔一定距离在掘进巷道两侧做钻场向工作面前方打钻孔，采用边掘边抽方法进行抽放。
2．回采面瓦斯抽放
在回采面采用顺层钻孔对工作面煤体进行预抽，在工作面回采前，在其回风和运输顺槽中布置与工作面平行的钻孔，不仅可以在回采前预抽，开采期间仍可继续抽放；在尾巷和进风顺槽布置钻场，对上下邻近层进行抽放。
3．采空区瓦斯抽放（初期暂不考虑）
采空区抽放瓦斯的方法较多，下面推荐三种抽放方法，建议东于矿通过试验考察后选择最佳的抽放方法。
1) 采空区埋管抽放
在回风巷内敷设大直径抽放管，管路每隔一定距离串接一个具有组合阀门的三通管件作为抽放采空区瓦斯的吸气口。随着工作面的推进，管路上的吸气口进入采空区内最佳抽放位置时，吸气口的组合阀门打开。依次类推，使吸气口保持在最佳抽放位置，从而防止采空区瓦斯向工作面涌出。在吸气口进入采空区前撤掉三通管件上的法兰死堵，安装上组合阀门，在其上面安装垂直向上的筛管（周围钻很多小孔，端部需封堵），并在筛管周围打木垛。当吸气口进入采空区最佳抽放位置时，打开组合阀门，抽放采空区瓦斯。
2) 顶板走向长钻孔抽放瓦斯
顶板走向长钻孔抽放是在工作面的回风巷道内向煤层顶板方向布置钻场，然后在钻场内迎着工作面推进方向打4~5个扇形钻孔，钻孔终孔位置位于采空区上方裂隙带内，抽放采空区和邻近层的瓦斯。
在回风巷靠工作面一侧向煤层顶板方向以20º的倾角掘进巷道4m,落平后与回风巷平行布置钻场，钻场宽2.5m，钻场高2.2m,钻场深４m。钻场间距为100m左右。
在每个钻场内打5个扇形钻孔，钻孔终孔间距为5m,钻孔终孔距回风巷的水平距离为3~23m，距煤层顶板的垂直距离为15m左右。钻孔深度在125m以上，保持25m以上的超前距。钻孔直径Φ90mm。
内错尾巷打钻孔抽放采空瓦斯
内错尾巷是布置在回风巷内侧且与回风巷平行、沿煤层顶板掘进的煤巷。在内错尾巷内每隔一定距离向煤层顶板方向打高位钻孔，抽放采空区和邻近层瓦斯。钻孔开孔直径250mm，终孔直径200mm。钻孔终孔位置距煤层顶板26m左右，伸入工作面距离20~30m。钻孔有效抽放距离大于100m。
4）在密闭后的采空区密闭墙上埋设抽放管理进行抽放。
第三节 抽放参数的确定
一、抽放率的确定
⒈采面瓦斯抽放率
⑴ 保证回采面安全开采所需的抽放率
回采面瓦斯抽放率由下式确定：
式中 ŋm ——回采面月平均瓦斯抽放率，%；
Qmc——回采期间，工作面月平均瓦斯抽放量，取13m3/min；
Qmf——工作面月平均风排瓦斯量，设计工作面供风量为1200m3/min ，因此Qmf≤12m3/min，取9.5m3/min。
经计算，回采面瓦斯抽放率为57.8%。
⑵ 根据煤层可抽性确定的抽放率
根据东于矿4号煤层钻孔百米衰减系数为0.03286d-1。煤层透气性系数为6.92m2/MPa.d，属于可以抽放类型。国内抽放经验证明，由于预抽排放煤体瓦斯，使煤体发生了收缩变形，当煤体原占据的空间体积不变时，煤体收缩一方面引起了原有的裂隙加大，另一方面也可产生新的裂隙，最终使煤层的透气性增大，长时间的预抽还可以取得更好的效果，同时加上上邻近层的瓦斯抽放，其抽放率可以达到57.8%。
2.巷道掘进瓦斯抽放率
东于矿的掘进工作面抽放钻孔直径为85mm，考虑到在巷道掘进中采用边掘边抽，掘进工作面的瓦斯抽放率确定为30%。
二、抽放时间
⒈ 回采面预抽及边采边抽时间
回采面预抽放时间为3个月。回采工作面日推进度4.8m，工作面推进长度900~1500m左右，工作面边采边抽和上、下邻近层抽放时间均为0.6~1.0年。
抽放时间是由煤层的可抽性、抽放目的、抽放的方法及抽放系统的能力等因素决定的。因此，在东于矿的瓦斯抽放实践中，应积极开展提高抽放效果的科学研究，尽可能地采用先进的、经济的提高煤层可抽性(煤层透气性)的方法及新的抽放方法，并合理地加强抽放能力，以提高抽放面的抽放效果，缩短抽放时间，达到高效开发瓦斯资源、确保矿井安全生产的目的。
2. 巷道掘进抽放时间
抽放巷道采用双巷布置，从抽放巷道的掘进情况来看，双巷布置独头掘进，每800m为一循环，掘进速度为300m/月，800m巷道的掘进时间为2.6月，加上钻孔施工、掘进搬家等影响其时间为3月。
因此，设计掘进边掘边抽时间为3月。
三、抽放负压
按邻近矿井及其它矿井的瓦斯抽放经验，工作面抽放负压为15kPa。掘进工作面抽放的孔口负压为7~10kPa。
第四节 抽放钻孔布置及施工
一、抽放钻孔参数确定
⒈钻孔直径
常规的瓦斯抽放钻孔的直径一般为70~80mm，由于东于矿的瓦斯抽放方法为本煤层预抽，为提高抽放效果，钻孔直径采用85mm。
⒉钻孔长度
设计掘进工作面边掘边抽钻孔长度为50m、30m；回采工作面送层钻孔长度为75m；邻近层抽放钻孔长度为10~30m左右。
⒊钻孔及钻场间距
(1)回采工作面钻孔间距
设计本煤层层钻孔间距为5m(在实际抽放中，可根据抽放效果考察作相应调整)。
(2) 穿层钻孔钻场间距
在工作面副巷每隔30m设一个抽放钻场，由尾巷钻场向上邻近层打穿层钻孔；另外由工作面进风顺槽每隔30m设一个抽放钻场，由钻场向下邻近层打穿层钻孔。
(2) 掘进工作面钻场间距
掘进工作面每隔50m设一个抽放钻场，瓦斯抽放主要是抽放掘进巷道及其影响范围煤体的瓦斯。
二、抽放钻孔布置
1、回采工作面本煤层钻孔布置
在回风顺槽和运输顺槽向工作面煤体打顺层抽放钻孔，钻孔间距5m，长75m，钻孔方位为垂直工作面推进方向(兼顾以后工作面回采时根据需要及钻孔状况实现边采边抽)。
2、回采工作面穿层钻孔布置
在副巷每隔30m设一个抽放钻场，分别与副巷呈15°、30°和45o布置三个上邻近层穿层钻孔，钻孔长度为10~21 m左右；另外在进风顺槽每隔30m设一个抽放钻场，分别与顺槽呈15°、30°和45o布置三个下邻近层穿层钻孔，钻孔长度为12~30m左右。
3、掘进工作面抽放钻孔的布置
采用双巷布置，独头交替掘进，其抽放钻孔的布置为：在各巷道每隔50m设一个抽放钻场，分别与掘进方向呈10°和30°布置两个顺层钻孔，钻孔长度为30m、50 m。利用掘进使煤体卸压、透气性增加，提高抽放效果。
钻孔及钻场布置见图3-4-1。
三、抽放钻孔施工
1、打钻
所有抽放钻孔施工均应选择煤壁完整、无裂隙处开孔，并按设计参数进行施工，作好钻孔竣工参数记录。
钻孔采用全液压钻机、压缩空气干式钻进工艺施工，压缩空气由矿井压风系统供给，用电由矿井井下供电系统解决。
2、封孔
采用水泥浆封孔泵封孔。封孔管采用抗静电的工程塑料管，以利回采时采煤机割煤。水泥浆采用425号水泥与水搅拌制成，水灰比为1:2。回采工作面钻孔封孔长度为5m(同时将掘进抽放钻孔的残孔封孔5m)，掘进工作面的抽放钻孔封孔长度为5m。
四、抽放参数监测
在每个钻孔设压力表和流量表对钻孔的负压和流量进行检测，抽放巷道口设瓦斯抽放监测传感器，对抽放管道的抽放负压、甲烷浓度、抽放量进行监测，并通过挂靠进入矿井环境监测系统。
第五节 抽放施工设备选型
一、打钻设备
根据东于煤矿的煤层赋存特点、设计的钻孔特点，设计选用ZY100-150B型液压钻机2台其主要技术特征如表3-5-1和3-5-2所示。
表3-5-1 ZY100-150B型液压钻机主要技术特征表
设备型号 钻进深度（m） 终孔直径（mm） 钻孔角度（°） 传动功率（kw） 给进方式
ZY100-150B 100~150 65、75、85 0~360 15 液压
二、封孔、注浆设备
抽放钻孔的封孔设备选用KFB型封孔泵2台，其额定压力1.2MPa，流量为12m3/h。
抽放孔密闭注浆选用BQX25－10－2.2型潜污泵2台，流量25m3/h，扬程10.0m。
第四章 瓦斯抽放系统计算及设备选型
第一节 抽放管路系统的确定
一、瓦斯抽放系统方案选择
根据矿方委托及该矿瓦斯抽放利用的实际情况，设计提出了两个方案进行比较：
方案一：地面集中建站
该方案是在充分利用原有设施的基础上，在回风斜井附近设置一个地面永久抽放系统。
方案二：井下设瓦斯泵站
该方案是在井下回风斜井井底建一个瓦斯抽放站，抽出的瓦斯通过管道从回风井排至地面。同时，在井下抽放站内安装小型抽放泵，将预抽瓦斯输送一部分至地面风井利用（锅炉和热风炉作燃料）。该方案需在井下掘进专用抽放硐室。
二、方案比较
1、方案一的优缺点
优点：
1）该系统抽放出的瓦斯浓度高、数量多，抽放效果好，不仅可大大减轻矿井通风负担，而且可为煤矿生产提供安全保障；
2）可以为瓦斯利用提供更为便利的条件；
3）容易管理，安全性好；
5）瓦斯利用后综合效益高。
缺点：
1）投资较方案二增加150万元；
2）需要考虑新增地面抽放系统工业场地。
2、方案二的优缺点
优点：
1）投资较方案一小；
2）不需考虑地面工业场地；
3）设备人员占用少。
缺点：
1）抽出的瓦斯不能得到充分利用，不符合当前的产业政策和环保政策；
2）抽放效果差，安全隐患大；
3）井下需要新建抽放硐室，增加了井下管理难度。
综合上述分析，方案一比方案二虽然投资稍大一点，但是符合当前产业政策，综合效益好，因此设计推荐方案一。
三、抽放瓦斯管路系统
地面瓦斯抽放站设在回风斜井工业场地附近，其瓦斯管路系统如下：
地面抽放站 →回风斜井→回风大巷→采掘工作面抽放巷道。
第二节 抽放管路系统计算
一、瓦斯管径计算
根据瓦斯抽放管服务的范围和所负担抽放量的大小，其管径按下式计算：
D=0.1457(Q混/V)1/2
式中：
D—瓦斯管内径，m；
V—管道中混合瓦斯的经济流速，m/s，一般取V=10~15m/s；
Q混—管内混合瓦斯流量，m3/min。
按照大管径流速取大值、小管径流速取小值,，管路系统较长者流速取小值、管路系统较短者流速取大值的原则选取经济流速，抽放瓦斯管径计算结果见表4-2-1。
瓦斯主管采用DN250×7mm热轧无缝钢管，抽放支管选择D225×6mm热轧无缝钢管。
三、管路阻力损失计算
1、直管阻力损失计算
直管阻力损失按下式计算：
式中：
H—阻力损失，Pa；
L—直管长度，m；
Q—瓦斯流量，m3/h；
D—管道内径，cm；
K0—与管径有关的系数，可查表获得；
γ—混合气体对空气的相对密度，可查表获得。
瓦斯管路系统选择路线最长，阻力最大的管路系统计算，结果见表4-2-2。
2、总阻力计算
管路局部阻力损失按直管阻力损失的15%计算，则：
H总＝H直总+H局总＝9886＋1483＝11369Pa
第三节 瓦斯管路的附属装置
为了便于管路系统负压的调节，掌握各抽放地点瓦斯抽出量、瓦斯浓度的变化情况以及保证管网系统的正常抽放，设计时在各主、干、支管路上已考虑分别安设阀门、流量计和放水器。此外，在瓦斯泵房和地面管路上还安设有防爆、防回火装置及放空管等。
第四节 瓦斯管路的敷设及质量验收
瓦斯管路敷设时，必须满足下列要求：
1、地面管路和管道井中的管路采用焊接，井下抽放管路均采用法兰连接。
2、瓦斯管路在安设前要进行防腐处理，地面管路和管道井中管路采用沥青防腐，井下大巷中抽放管路采用涂刷防锈漆防腐，并需外涂红色以示区别其它管路。
3、管道井中的瓦斯管在全部安装完后需灌注水泥浆进行固井。井下大巷中的瓦斯管道必须用铁圈卡子固定在巷道壁上，其间距为5~10m，其高度不小于1.8m。其他顺槽巷道中的抽放管路应悬挂在巷道帮上，其高度不小于1.5m。
4、地面瓦斯管路敷设时必须在表土冻结深度以下，瓦斯管道距建筑物5m以上，距动力电缆1m以上，距排水沟1.5m以上。
5、管路系统安设完毕后，应对管路系统的气密性进行检查，可采用压缩空气试压，其压力不得小于0.115MPa。
抽放管网布置见图4-4-1。
第五章 瓦斯抽放泵选型计算
第一节 瓦斯泵流量计算
瓦斯泵流量应能满足抽放瓦斯系统服务年限内最大抽放量的需要。瓦斯泵流量按下式计算：
式中：
Q—瓦斯抽放泵的额定流量，m3/min；
—最大抽放瓦斯纯量之和，15m3/min；
X—瓦斯泵入口处的瓦斯浓度，62%；
η—瓦斯泵的机械效率，取80%；
K1—瓦斯抽放综合系数，取K1=1.2。
经计算，瓦斯泵流量为36.3m3/min。
第二节 瓦斯泵压力计算
瓦斯泵压力，必须能克服抽放管网系统总阻力损失和保证钻孔有足够的负压，以及能满足泵出口正压之需求。瓦斯泵压力按下式计算：
H泵=(H总＋H孔＋H正)·K
式中：
H泵—瓦斯泵的压力，Pa；
H总—抽放管路总阻力损失，Pa；
H孔—抽放钻孔所需负压，Pa；
H正—瓦斯泵出口正压，Pa；
K—抽放备用系数，取1.2。
根据前面的计算得知，瓦斯管路系统的最大阻力损失为11369Pa，取孔口负压H孔=13000Pa，出口正压H正=3500Pa(进罐压力)，则：
H泵＝(11369＋13000＋3500)×1.2＝27869Pa
第三节 抽放泵选型
一、真空度计算
式中：
—真空度。
H泵—瓦斯泵的压力，KPa；
二、设备选型
选用2BEA303型水环真空泵两台，一台工作，一台备用。
真空泵的有关技术参数见表5-3-1。第六章 瓦斯利用系统设计
第一节 瓦斯利用途径及方案
一、瓦斯利用途径
矿井瓦斯的主要成分是甲烷，它是一种优质能源，既可作化工原料，又可作燃料，而且输送和使用都比较方便。因此，只要抽出的瓦斯量和浓度在一定时期内保持均衡稳定，就应考虑将抽出的瓦斯加以利用。如果将瓦斯直接排放到大气中，不仅造成能源的极大浪费，而且还会产生温室效应，使全球气候变暖，对环境造成极大影响。
本设计初期抽放量为15m3/min,，其抽放量较大,瓦斯浓度≥30%，所以应该加以利用。
目前瓦斯利用途径有多种方式，详见图6-1-1。
民用燃料———炊事、取暖
燃料 汽车燃料———代替汽油
工业燃料———工业锅炉、发电
瓦斯
化工原料——生产甲醇、甲醛、氨、乙炔、炭黑等
图6-1-1 瓦斯利用的途径
二、瓦斯利用方案
根据本矿实际情况，本矿的瓦斯综合利用采用瓦斯发电的方式。
第二节 瓦斯利用输配系统布置
一、输配系统概况
本瓦斯利用工程之气源，接自瓦斯抽放利用站瓦斯储气罐，经加压站加压后进入中压主管道，最后送至 (电厂)约450m。
二、输配系统构成
自瓦斯抽放站起——经储配站（储气罐、进出储气罐低压管道、阀门及防爆器）——加压站（加压机气罐、管道、阀门及仪表）——经中压管道——电厂，构成整个中压输配系统。
三、输配配系统平面布置
根据系统的流程程序，瓦斯抽放站将抽出的混合瓦斯送入5000m3储气罐储存起来，然后由加压机将瓦斯罐内2000Pa的压力升压10000Pa进入电厂。
因低压湿式储气罐的工作压力较低，为了防止瓦斯抽放站送来的瓦斯压力过高或波动，则在储气罐的进口处设置调压器，以达到控制进罐压力，流量过低或运行工况改变时，可以不经调压器而直接进罐。另外在其出口处设置止回阀，以防止瓦斯倒流。
为了保障安全，防止用户回火所引起管道和储配设施的燃烧或爆炸，应在储气罐进口处和加压站的出口处设置防爆、防回火装置。
四、管材选择及管道敷设
1、管材选择
为了提高系统的气密性和耐腐蚀性，中压主干管道拟选用DN250×6mm热轧无缝钢管。
2、管道敷设方式
自加压站起至电厂一律采用埋地敷设，埋深应大于0.6m（冻土深度），在道路下应大于0.8m，并加套管保护。在各分支管路上安设阀门，以便进行控制和调节，在低洼处安设放水器，以便及时放水。穿越公路、洼地等处时应根据具体情况做特殊施工处理。
第七章 地面工程
第一节 地面瓦斯抽放泵站
设计在回风斜井东南侧建一瓦斯抽放泵站，占地面积0.2ha。距回风斜井井口200m，距离主要建筑及居住区大于50m，标高＋820m，高于当地最高洪水位。站房建筑为联合建筑，采用砖混结构，瓦斯泵房长14m，宽8m；配电室、仪表室、控制室长5m，宽3m。联合建筑房屋檐口高4.5m。
泵房周围设置围墙，设有专用供水系统，水源来自矿井高山清水池。
泵房内设备为2BEA303型水环真空泵两台、气水分离器（泵自带）、瓦斯管路等。
在泵房附近的出口处设有放水器，配备有13目×13目/cm2、网层数为4层的“三防”铜网式装置。在瓦斯管路进、出口附近安设有放空管。
瓦斯抽放站内进出主管为DN250×6mm热轧无缝钢管，在进、出端主管和分支管路上均安设有阀门进行控制，在靠近用户侧的管路上安设有流量计和防爆器等附属装置。
第二节 瓦斯加压站
一、加压站布置
为了满足瓦斯利用要求，设计在瓦斯抽放站附近建立小型瓦斯加压站，占地面积0.3ha。距离抽放站大于50m。
加压站内拟建1座瓦斯储气罐和1座加压机房联合建筑。瓦斯罐为低压湿式螺旋气罐，容积为5000m3，直径16m。加压机房联合建筑包括加压机房、值班室、配电室和管子间。加压站内以瓦斯气罐为中心，布置环行车道，满足消防的需要。
加压机房联合建筑采用砖混结构，加压机房长12m，宽6m；管子间长6m，宽4m；配电室、值班室长4m，宽3m。联合建筑房屋檐口高4.5m。
二、加压机选型
选择型号为MZ30-1250离心式加压机，转速为2900r/min,配套电机YB160M2-2型，功率15kW，输气量为43.5m3/min，出口升压为10000Pa。共安装2台加压机，1台运转，1台备用。
第四节 给水、排水
一、给水
1、设计用水量
1）瓦斯抽放站
瓦斯抽放站用水量为375.4m3/d。各分项如下：
（1）瓦斯抽放泵循环水量350m3/d；
（2）补充水量为20.4m3/d；
（3）未预见水量为5.0m3/d。
2）加压站
加压站用水量很少，主要是消防供水。
2、给水系统
抽放站和加压站给水水源主要由地面清水池供给。设计接管管径为DN100mm。
在循环泵房内设钢筋混凝土热水池一座，容积为V=40m3(尺寸：长×宽×高＝8×2×2.5m)。在循环泵房内安设热水循环泵2台，一用一备。水泵型号为：IS100－80－200，Q=50m3/h，H=11.5m。配YB180M－2电机，N=3.5kW)。
瓦斯抽放泵排出的热水进入热水池，然后由热水循环泵通过DN80mm 的钢管将水排至冷却水池，热水通过冷却降温处理后，静压供给瓦斯抽放泵循环使用。
二、排水
水环式真空泵为循环用水，不向外排放。
抽放站和加压站排水采用明沟排水，生活污水排至风井工业场地污水处理系统。
第五节 采暖、通风
瓦斯抽放站采暖建筑有瓦斯泵房、配电室、仪表室、控制室，加压站的采暖建筑主要有加压机房、值班室、管子间和瓦斯气罐，经计算耗热量为 36401W。热媒为0.2MPa压力蒸汽，热源由工业场地锅炉房供给。散热器选用光管散热器或铸铁四柱型散热器，管材全部采用焊接钢管。
第六节 消防
瓦斯抽放站、加压站内只设消防管路，不设消防水泵和消防水池。消防用水取自地面消防水池，消防水管直径为DN100mm，并安设2座地下式消火栓。
第七节 供电及通讯
一、抽放站供、配电及照明
1、电源
瓦斯抽放站380V双电源引自矿井地面变电所，由地面变电所二回电缆引入瓦斯抽放站变配电室，距离约700m。
2、配电
抽放站内低压设备容量180kW，电压等级380V，加上照明等负荷总装机容量185kW。瓦斯抽放站配电室内安设低压馈电开关4台、低压隔爆开关2台。
3、照明
抽放站照明灯具选用隔爆型，照明电压为：AC380/220V。电缆采用电缆沟与直埋相结合的方式敷设。站内设有事故照明。
二、加压站供、配电及照明
1、电源
电源从矿井地面变电所引入，供电距离约200m，供电电压为380V。
2、配电
加压站内低压设备容量60kW，电压等级380V，加上照明等负荷总装机容量65kW，配电室内安设低压馈电开关4台、低压隔爆开关2台。
3、照明
加压站照明灯具选用隔爆型，照明电压为：AC380/220V。电缆采用电缆沟与直埋相结合的方式敷设。站内设有事故照明。
三、防雷接地
在抽放站、加压站按《建筑物防雷设计规范》（2000年版）设避雷线保护瓦斯排放管，在房顶设置避雷带防感应雷。
在配电室设工作接地，接地电阻＜4Ω；在抽放站、加压站分别设防雷接地和防感应雷接地，接地电阻均＜10Ω。
四、通讯
在抽放站、加压站各设1台分机，与矿调度室直通。通讯电缆选用HYA-0.4市话通讯电缆，电缆沿电缆沟敷设，且与瓦斯管路距离不小于2m，线路总长度长度约520m；分线盒选用XF002系列。
第八章 发电工程
第一节 建设瓦斯发电的必要性
煤炭开采过程中将产生大量的瓦斯气，其富含甲烷，是一种温室效应远高于二氧化碳的温室气体，由于附近没有使用用户，大量的瓦斯气排入大气，不仅浪费了能源，而且破坏周围地区的生态环境。根据国家有关产业政策，本着资源综合利用的宗旨，锦富煤矿结合本矿的实际情况决定建设一座2×500kW瓦斯发电厂，厂址位于本矿工业场地内，建成投产后，不仅拉长了煤矿的产业链、扩大当地社会就业机会，而且还增加了当地的财政收入，同时，本工程所发电量基本自用，虽不能起到对电力系统平衡的作用，但能对煤矿部分企业用电提供保证，从根本上解决矿井开采过程中排放大量废弃瓦斯气对环境的污染问题，并将产生良好的经济效益和社会效益。
第二节 装机方案及总平面布置
一、装机方案
根据瓦斯抽放系统提供的瓦斯抽放量15m3/min，瓦斯浓度≥30%，每小时抽放900m3，年抽放量为6.48×106m3，抽放系统最低服务年限为52.6a。根据抽放瓦斯气的参数并结合当地实际情况，选用燃气发电技术，以达到资源综合利用的效果。因高瓦斯燃气机组对瓦斯的浓度要求比较严格，当进气量不足或浓度低于30%以下时，机组会自动停机，所以本工程选用低浓度燃气内燃发电机组，该种机组在国内使用很广泛，每台500kW燃气发电机组燃用上述浓度的瓦斯气每小时耗量约500m3，根据抽放的瓦斯气量，拟选用2×500kW燃气内燃发电机组。为了更好的回收热能，每台燃气发电机组配置一台余热回收装置，以此来提供煤矿的供热需求。故本发电工程装机方案为2×500kW燃气内燃发电机组配2台针形管余热回收装置。
其主要经济技术指标如下：
1、年发电量：7×106kW.h
2、年供电量：6.65×106kW.h
3、年运行小时: 7000h
4、占地面积：0.10ha
二、总平面布置
在全厂总体规划设计上，根据厂址的内外部条件，结合场地的地形、风向、地貌等自然条件，在满足防火、安全、卫生等方面的规范要求及考虑本电厂与矿区瓦斯气输送合理性等要求，对项目进行合理的布局分区。主要建（构）筑物有：主厂房、逆流冷却塔及水池、煤气输送站等。厂区力求功能分区明确，道路顺畅简捷，环境洁净美观，并尽可能的节省工程量，同时兼顾煤矿总体规划。道路采用城市型道路，砼面层，路面宽度4.0m。场区内雨水采用自然排放。管线（沟）主要有：瓦斯气管、暖气管，电缆沟，消防水管，生产生活给水管，排水管等。
第三节 主机及辅助设备
一、主要机组技术参数
1）燃气内燃发电机组
机组型号：500GF1-RW
发电机型号：1FC6 454-6LA42(防沙型)
额定功率：500kW
额定频率：50Hz
额定转速：1000r/min
额定电压：400V
额定电流：902A
功率因数：0.8(滞后)
共2台
2）针形管余热回收装置
型 号：KNPT04
换热面积：60m2
燃气机组功率：500 kW
设计压力：1.0Mpa
出水温度：95℃
回水温度：70℃
共2台
二、辅助设备
1） 热水循环水泵
流量：20~42m3/h
扬程：31.5~24.5mH2O
配电机：N=5.5kW
共2台(1台备用)
2）冷水循环水泵
流量：70~200m3/h
扬程：36~28mH2O
配电机：N=15kW
共2台(1台备用)
3）补水泵
流量：2~8m3/h
扬程：30.8~26.4mH2O
配电机：N=1.5kW
共2台(1台备用)
4）全自动软水器：LDZN(S)-4Ⅱ型
制水量2~4m3/h
残留硬度：0~0.03μmol/L
共1台
5）软化水箱：V=5m3 (2200×1800×1500)
共1台
三、燃烧系统
低浓度瓦斯发电机组所需瓦斯浓度范围较宽，瓦斯加压站加压后的瓦斯压力8~10KPa,除去管道压损，进燃机前压力5~7KPa,瓦斯气经燃气发电机组膨胀作功，作功后的高温烟气在采暖期通过针形管余热回收装置换热，换热后的烟气由于含尘量低，不需设除尘器，经消音器排入大气，而在非采暖期间作功后的烟气经余热回收装置的旁路直接排放。
四、热力系统
循环冷却系统：从冷却塔来的冷却水经冷水循环水泵送入燃气发电机组，通过油冷交换器和水冷交换器冷却机组本身的软化水和润滑油。冷却后的水利用余压返回到冷却塔冷却。
化学补充水系统：来自全自动软水器的软化水储存到软化水箱，再通过补水泵将软化水补入到针形管余热回收装置和燃气发电机组，补充设备运行过程中损耗的水量。
针形管余热回收装置产生的95℃热水通过供热母管送至热用户。从热用户返回的70℃热水经热水循环水泵送回余热回收装置加热，实现供热循环。
余热回收装置的排污水汇至排污水管并引到就近的排水沟，不再重复利用。
第四节 电气部分
一、电气主接线
本工程设计安装2台500KW燃气内燃发电机组，其发电工程建设在锦富煤矿场地，所发出的电能全部为企业自用。结合本矿电气运行情况，电气主接线考虑以下方案：电厂两台发电机组配一台1250KVA升压变压器，发电机组输出电压为400V，经升压变压器升至10KV高压，一回10KV高压母线段接入煤矿35KV变电所并网运行。
二、电气设备布置
电厂厂用电380V低压设备和发电机组控制监控装置布置在控制室内，10KV配电装置布置在高压配电室内。
三、电缆敷设
主厂房发电机组出线电缆主要采用电缆沟敷设，电缆分类布置在电缆沟内的电缆支架上，高压电缆敷设在上层。电缆沟至各用电设备间电缆，穿钢管埋地敷设。控制室与主厂房及高压配电室间电缆主要采用电缆沟敷设。
四、继电保护及控制信号
本工程在控制室安装随发电机组成套的保护测控装置一套，以及综合自动化控制保护装置一套，用以对本厂10KV线路，380V厂用电系统、同期系统等电气设施保护和测控。
五、电气测量仪表
电气测量仪表按《电测量电能计量装置设计技术规程》（DL/T5137-2001）要求配置，并在并网开关柜设电能计费系统。
六、照明系统
正常照明采用中性点直接接地的三相四线制系统供电，电压~380/220V，各照明场所电源就近取自低压配电柜或动力配电箱。照明灯具的选型，根据照明灯具安装场所环境选择。
七、防雷与接地
主厂房等主要建筑防直击雷设避雷针或避雷带保护，电动机设避雷器保护，厂区设一组保护接地网，全厂电气设备的金属外壳均通过各建筑内的接地干线与厂区接地网相连，接地电阻≤4Ω。
八、生产管理通信
本工程生产管理及行政通信接入煤矿通信系统，电厂仅设电话机，供电厂生产调度行政通信使用。第五节 主厂房布置
一、主厂房布置
主厂房由发电机组房、控制室、变压器室、高压配电室、水泵房和值班室几个部分联合组成。主厂房为单层布置，总长15.00 m，跨度为17.50 m，屋顶标高为6.00m。发电机组房总长10.00m，跨度10.20 m；燃气发电机组共2台，平行布置在厂房内，相邻两台燃气发电机组中心间距为5.00 m。发电机组房屋顶布置有针形管余热回收装置及消音器。高压配电室、控制室和变压器室布置在发电机组房一侧，总长5.00m，跨度为17.50m。水泵房和值班室布置在发电机组房前面，水泵房长5.00m，跨度为7.30m；值班室长5.00m，跨度7.30m。发电机组房另一侧设有大门，供机组安装、检修运行时使用。
二、采光与通风
主厂房采光方式为自然采光，通风方式为机械通风。
三、建筑构造及设计要求
主厂房采用钢筋砼框架结构。所有外墙均采用加气砼砌块，表面为刷涂料墙面。屋顶板为现浇钢筋混凝土板，屋面防水采用SBS防水卷材。屋面采用有组织排水。
四、地基与基础
主厂房地基按常规工程地质情况考虑，采用钢筋砼柱下独立基础。 瓦斯输配站为4×6m, 檐高5.0m。采用砖混结构，毛石条形基础。
第六节 给排水系统
一、给水系统
循环水量见下表8-6-1
表8-6-1 循环冷却水量
机组容量 油冷换热器（m3/h） 水冷换热器（m3/h） 循环水总量
（m3/h）
1×500kW 40 40 80
2×500kW 80 80 160
根据气象条件，经计算2×500kW机组选用一座200m3/h逆流式玻璃钢机械通风冷却塔。
补给水量见下表8-6-2
表8-6-2 用水量表（m3/h）
序号 用水项目 冬季用水量 夏季用水量 备注
1 冷却塔蒸发损失1.2% 1.92 1.92
2 冷却塔风吹损失0.1% 0.16 0.16
3 冷却塔排污损失0.7% 1.12 1.12
4 热网补充用水 1.36 0.12
5 其它用水 0.68 0.50
6 合计 5.24 3.82
注：其它用水按15%计。
发电厂水源由锦富煤矿组织，统一提供，经厂区内给水管网，供给电厂各用水点的水量及水压。
二、排水系统
本工程的厂区生产废水及少量生活污水，汇集后进入排水管道，由煤矿统一处理后作为矿井生产用水。
第七节 采暖通风及空气调节
一、采暖
电厂厂内各建筑物采暖热媒均采用95/70℃热水，集中供热，热媒取自厂内余热回收装置。采暖系统定压采用补水泵定压，补水定压点设在循环水泵吸入口侧。采暖系统一般采用单管上供下回式系统，生产厂房采用光管散热器，其余辅助建筑物采用铸铁柱型散热器。
二、通风、空气调节
发电机组房的通风采用自然进风，机械排风的通风方式。气流组织方式是冷风由厂房侧窗进入室内，热空气由屋顶通风机排至室外。厂用高压配电室设计考虑事故排风，事故排风机可兼作夏季排出室内余热用。设计采用自然进风，机械排风通风方式，排风机开关装在便于操作地点，在发生火灾时，通风机能自动切断电源。
第八节 环境保护
一、拟建电厂主要污染源和主要污染物
拟建电厂环境空气污染源主要燃气发电机组尾部排放的烟气，主要污染物为TSP（但量很小）;废水主要有生产废水和生活污水。生产废水主要包括化学酸碱废水、机械冷却水、余热回收装置排污水、冷却塔排污水等。主要污染物为COD、BOD5及SS等;噪声源主要为燃气发电机组、冷却塔及各类泵等。从噪声类型看，主要有空气动力噪声和机械噪声等。
二、环境保护措施
由于燃气发电机组排出的烟气中的含尘量较低故不需增加除尘设备，可满足国家有关大气排放标准要求;生活污水排入矿区生活区水处理系统进行处理，达标排放。冷却塔排水排入厂区排水系统，然后进入矿区废水处理站统一处理后，回收利用;对噪声的治理（即防噪、降噪），将主要从噪声声源上，噪声的传播途径、受声体等三方面采取措施如下：主要设备定货时，向制造厂家提出噪声限制要求。设计时，对噪声较大的设备加装消声器或隔声罩，并将采取减震、防震措施，从声源上控制噪声对环境影响。在运行及管理人员比较集中，并且噪声较大的工作场所设置值班室，对门窗采取隔声吸声措施（如密封门窗等）。本工程环保设施投资占总投资的1.95%。
第九节 消防
一、火灾隐患分析
电厂的燃料是矿井开采过程中产生的瓦斯气，极易着火。容易发生火灾的部位是：（一）燃气发电机组本体；（二）瓦斯气管道。
电气系统的电力电缆、电力变压器、配电装置、电动机以及各种照明设备等具有较大的火灾危险性。
二、防火等级的确定
电厂建、构筑物火灾危险性及耐火等级如下：
建筑物、构筑物名称 生产过程的火灾危险性 最低耐火等级
主厂房 丁 二级
冷却塔 戊 三级
三、消防设计主要原则及措施
全厂消防系统贯彻“预防为主，防消结合”的方针，消防系统采用水消防。本工程在厂区现有的道路基础上，依据有关消防的规范、规程增加消防通道，满足消防的要求。设置一定数量的室外地下式消火栓，发电机组房、控制室设有消防管道及室内消火栓，变压器室、高压配电室采取七氟丙烷无管网灭火装置，移动式灭火器等。本工程消火栓灭火系统消防用水量按15l/s考虑，最大消防水压按0.30MPa设计。消火栓系统按机房考虑，火灾延续时间按2h计，一次消防用水量为108 m3。
第十节 劳动安全业和工业卫生
电厂工艺生产过程中产生的危害主要有：燃气发电机组运行中产生的噪声、烟道产生强烈的噪声以及补水泵、热水循环泵、冷水循环泵等运行时产生的高噪声，这些噪声将会危害工人的健康，破坏工人正常工作条件。发电机组的烟道外壁是高温热源，向主厂房散发热量，恶化工作环境。油系统、瓦斯气系统和电气设施的起火和爆炸也同样对工业生产造成危险。为了保证本电厂长期安全、经济运行，在工程设计中已经充分考虑了在系统设备、布置等各方面的安全性、可靠性、经济性及文明生产的要求。对电厂进行防火、防爆、防尘、防毒和防腐蚀，电气安全保护措施、噪声防治、防暑降温等，更有效地改善职工的生产劳动条件，保护职工的身心健康，做到安全清洁生产。
第十一节 节能
本工程燃用煤矿开采中产生的瓦斯气，解决了瓦斯对周围环境的影响，变废为宝，生产了大量的电力及热能。工艺系统设计从方案、原则的确定上考虑节约和合理利用能源，做到不使用淘汰产品，尽量采用新开发、新技术并通过鉴定的新型产品。本工程所选用的主辅机设备，除要求保证可靠性、安全性外，力求选用新型、高效、低耗的节能型产品，如高效风机、节能型电机等。根据工业流程，合理布置厂房和设备，尽量减少管道长度，既可降低能源消耗，又可节约原材料。在电气设备的布置及供电方式的选择上，从可靠性、经济上进行方案比较，按少增设备，少敷设电缆，分区供电，达到节省设备和材料，降低损耗，降低厂用电率，达到节能的目的。电缆敷设上，统一考虑，采用架空与地沟相结合的方式，使电缆尽量接近电负荷处，以缩短电缆长度。全厂采用高效节能灯具，在同样功率下，较普通光源大，从而实现提高光效和节能的目的。在保温材料的选用上，根据不同介质温度和设备、管道外形，分别采用性能良好的新型保温材料。在设计中尽量考虑一水多用，废水回收，重复利用，做到向自然水体少排水或不排水。加强用水的管理措施，生产生活用水做到统一调度，统一管理；加强用水的计划性，按照电厂的主要用水设备，在设计上规定用水指标，加强计量管理；瓦斯发电厂投产后，制定标准，使节水标准化。
第九章 瓦斯抽放利用监测及控制
第一节 井下瓦斯抽放监测
井下瓦斯抽放监测为瓦斯抽放管路监测。
对抽放瓦斯主管、分支管路都需安装瓦斯抽放参数传感器，测定管道内的瓦斯压力、压差、温度和甲烷浓度，以便计算瓦斯抽放量。
第二节 地面瓦斯利用监测
地面瓦斯利用监测包括抽放站监测和加压站监测两部分。
一、抽放站监测
对抽放泵的工况(轴温和供水状态)、抽放泵房环境甲烷浓度、管道内瓦斯压力、压差、温度、甲烷浓度等参数进行监测。
泵站管道参数采用孔板、瓦斯抽放多参数监测传感器监测。通过非接触式红外测温传感器和开停传感器监测抽放泵的工作状态。通过低浓度甲烷传感器监测抽放泵房内的环境瓦斯浓度，并实现报警、断电。
设计配备一套MDM95型瓦斯抽放泵站监控系统，其技术参数如下：
信道能力 模拟量24路，开关量8路
控制量 1路报警，3路断电（可控制3台瓦斯泵）
输入信号 模拟量200~1000HZ，开关量0/5V
供电电源 AC127V，50HZ.
二、加压站监测
对加压机的工况、加压机房环境甲烷浓度、瓦斯输送管道内瓦斯压力、压差、温度、甲烷浓度等参数进行监测。
管道参数采用孔板、MDM型瓦斯抽放多参数监测传感器监测。通过非接触式红外温度传感器和开停传感器监测加压机的工作状态。通过低浓度甲烷传感器监测抽放泵房内的环境瓦斯浓度，并实现报警、断电。
三、监测设备配备
瓦斯抽放站、加压站及井下瓦斯抽放系统配备了必要的监测设备，见表9-2-1。
表9-2-1 监测设备配备表
设 备 名 称 型 号 数 量
瓦斯站 加压站 井下
光学瓦斯鉴定器 AQG-1 2 2 2
U形压差计 DYB3 2 2 4
空盒气压计 DYM3 2 2 2
补偿式微压计 YJB-105 1 1
孔板流量计 2 2 4
抽放管道参数测定仪 WGC 1 1 1
瓦斯流量、浓度检测报警仪 SNL-1 4 2 4
瓦斯抽放多参数检测传感器 MDM9501 2 2 4
瓦斯抽放监控系统 MDM95 1
温度传感器 KJA5 2 2
开停传感器 KJFK-1 2 2
第十章 环境保护
第一节 抽放瓦斯工程对环境的影响
矿井瓦斯的主要成份为CH4和N2，不含硫化物和其他有毒物质，是一种洁净的优质能源。当其与水体接触后不会产生新的污染。
瓦斯是气体燃料，不含灰份，也没有硫化物，燃烧后不产生粉尘。与燃煤相比，可减少SO2排放量、飞灰、炉灰和运输量，提高矿区大气的洁净度。所以，抽放瓦斯并加以利用，对保护环境是十分有利的。
抽放工程对环境的影响主要是水环式真空泵和电机产生的噪声对环境会造成一定的影响。真空泵采用循环供水，不对外排放，只有少量生活用水排放，不会对环境产生较大影响。
第二节 污染防治措施
一、噪声防治措施
噪声治理主要考虑声源控制，其措施如下：
1、在设计选型时，选择噪音低、具有先进水平的2BEC系列水环式真空泵，配置顶式放水器，噪音小于90分贝。
2、在真空泵电机外侧加隔音罩，降低电机的噪音。
3、在建筑结构上进行隔声处理，建筑材料采用砖、混凝土等高性能隔声材料，窗户采用双层结构。值班室与瓦斯泵房隔开，内墙表面采用吸声设计，以保证值班室内噪声低于规定要求值，减少噪音对值班人员的危害。
4、循环水泵采用可曲挠橡胶接头防噪。
5、采用远距离操作，在控制室即可完成对真空泵的开、停控制。
二、生活污水处理
抽放站生活污水量很小，与矿井工业场地的生活污水合并后送入污水处理厂，统一进行二级生化处理，经处理后的生活污水达到《污水综合排放标准》的要求后排入附近河沟。
第三节 抽放站绿化
绿化在防治污染、保护和改善环境方面起着极其重要的作用。绿化具有调温、调湿、吸尘、改善小气候、净化空气和减弱噪声等功能。绿化以实用经济美观为原则，采取平面绿化与垂直绿化相结合的方式植树种草。如沙打旺、草木樨、苜蓿，尽量提高矿井的绿化覆盖率，改善抽放站场地的景观，
瓦斯抽放站绿化系数按20%设计。设置绿化带，降低噪音和净化空气。
第十一章 抽放瓦斯组织管理及安全措施
本矿井瓦斯抽放工作制度为三班制。为了保证安全、正常地进行瓦斯抽放工作，提高瓦斯抽放效果，本设计按照《煤矿安全规程》和《矿井瓦斯抽放管理规范》的有关规定，在安全和组织管理方面考虑了以下措施。
第一节 组织管理
一、建立抽放瓦斯的专门机构，配备专业施工队伍，负责瓦斯抽放工程的施工和日常管理工作。所有人员必须经过培训合格后才能上岗。
二、瓦斯泵房的设备和管路系统除日常检查外，应建立定期检查维修制度。
三、在抽放区主管和分支管路上安设有瓦斯流量、浓度、负压等检测装置，同时还配备专人定期进行巡回检测，以便掌握不同地点的抽放状况。此外，还配有专人进行放水和管路维护，处理管路积水和漏气，以保证管路畅通无阻。
四、对抽放方法及其有关参数，需在抽放实践中进一步考察和验证，以便确定合理的综合抽放方法。达到合理布置钻孔，提高抽放效果。
五、抽放泵站的司机及值班人员必须经过专门培训，使其熟悉瓦斯抽放的有关规定，掌握各种安全、监控仪表和设备的用途及其操作程序。
第二节 安全措施
在井下打钻地点，安设有瓦斯遥测断电仪，一旦瓦斯超限，自动切断钻机电源，并发出报警。打钻人员应及时撤离施工地点。
在打钻过程中，如遇钻孔瓦斯压力和涌出量较大时，应加强通风并采取防止瓦斯喷出的措施，以保证施工人员的安全。
钻机的操作人员必须经过专门培训后方可上机操作，并须严格遵循钻机的操作规程和安全注意事项。操作人员不能靠近旋转部件和滑动部件站立；不能把手放在夹盘和钻杆夹持器之间；不能穿太松的衣服和使用手动工具；在马达和水泵周围须安设保护装置；操作者应严密注视着钻杆的位置和它的运动，防止钻杆被卡住；助手不要正对着站在钻杆的后面。
瓦斯抽放钻孔在施工完毕后，应及时封孔并接入抽放，防止巷道瓦斯超限和发生瓦斯事故。
地面管路埋于地下，采取了防冻和防腐措施，瓦斯管路与建筑物和其他设施之间按规定留有安全距离。
泵站进出端管路上设置有防回火、防回气、防爆炸装置，泵房设有防雷接地装置。泵房建筑采用不燃性材料，泵站设有消火栓。
泵站内的所有设备和仪表均选用防爆型。
泵站内配有MDM95型瓦斯抽放泵站监控系统，监测抽放管内的瓦斯流量、浓度、负压和泵房内的瓦斯浓度、电机轴温和真空泵的水温等参数，一旦出现异常，自动切断真空泵电机电源。
第十二章 技术经济
第一节 劳动定员
矿井设瓦斯抽放公司，实行独立核算，自负盈亏，对矿井和瓦斯用户实行有偿服务。
根据岗位设置，瓦斯抽放公司的劳动定员在籍人数为69人，详见表12-1-1。
表12-1-1 劳动定员表
类 别 出 勤 人 数 替补人数 在籍人数 备 注
夜班 早班 中班 小计
1.管理人员
经理 1 1 1
技术员 1 1 1
材料、统计勤杂 2 2 2
小计 4
2.井下人员
钻探工 8 8 8 24 3 27
封孔接管工 3 3 3 9 1 10
仪表监测工 1 1 1 3 3
放水工 2 2 2 6 1 7
维修工 2 2 2 6 1 7
小计 54
3.地面人员
开泵工 2 2 2 6 1 7
维修工 2 2 2
计量收费工 1 1 1
管路维护工 1 1 1
小计 11
合计 69
第二节 投资估算
一、投资概算
经计算设计总投资为6860.71万元，投资构成见表12-2-1。
表12-2-1 投资构成表 单位：万元
名 称 钻 孔
工 程 土 建
工 程 设 备
购 置 安 装
工 程 其 他
费 用 总 计
投资金额 509.91 96.01 2721.40 2977.79 555.60 6860.71
投资比重(%) 7.43 1.40 39.67 43.40 8.10 100.00
二、投资来源
根据企业投资计划，该项目总投资为6860.71万元，投资构成如下：申请国债2580万元，地方配套1650万元，企业自筹910.71万元，银行贷款1720万元。
第三节 主要技术经济指标
瓦斯抽放工程主要技术经济指标见表12-3-1。
表12-3-1 主要技术经济指标
序号 项 目 单 位 指 标 备 注
1 年抽放量 Mm3/a 6.48
2 年工作天数 d 300
3 抽放泵数量 台 2
4 建构筑物总体积 m3 9182
5 职工在籍人数 人 69
6 劳动生产率 m3/工 313
7 占地面积 ha 0.5
8 总投资 万元 6860.71
目 录
前 言 1
第一章 矿井概况 3
第一节 井田概况 3
第二节 地质及构造情况 3
第三节 煤层赋存情况 7
第四节 矿井开拓与开采 11
第五节 矿井通风与瓦斯 12
第二章 抽放瓦斯设计参数 14
第一节 煤层瓦斯基本参数 14
第二节 矿井瓦斯储量 15
第三节 矿井瓦斯可抽量 17
第四节 矿井瓦斯涌出量 17
第五节 抽放规模及服务年限 20
第六节 矿井瓦斯抽放率 21
第三章 抽放方法设计 22
第一节 瓦斯来源分析 22
第二节 抽放瓦斯方法选择 23
第三节 抽放参数的确定 26
第四节 抽放钻孔布置及施工 27
第五节 抽放施工设备选型 30
第四章 瓦斯抽放系统计算及设备选型 31
第一节 抽放管路系统的确定 31
第二节 抽放管路系统计算 32
第三节 瓦斯管路的附属装置 34
第四节 瓦斯管路的敷设及质量验收 34
第五章 瓦斯抽放泵选型计算 36
第一节 瓦斯泵流量计算 36
第二节 瓦斯泵压力计算 36
第三节 抽放泵选型 37
第六章 瓦斯利用系统设计 38
第一节 瓦斯利用途径及方案 38
第二节 瓦斯利用输配系统布置 38
第七章 地面工程 40
第一节 地面瓦斯抽放泵站 40
第二节 瓦斯加压站 40
第四节 给水、排水 41
第五节 采暖、通风 42
第六节 消防 42
第七节 供电及通讯 42
第八章 发电工程 44
第一节 建设瓦斯发电的必要性 44
第二节 装机方案及总平面布置 44
第三节 主机及辅助设备 45
第四节 电气部分 48
第五节 主厂房布置 49
第六节 给排水系统 50
第七节 采暖通风及空气调节 51
第八节 环境保护 52
第九节 消防 52
第十节 劳动安全业和工业卫生 53
第十一节 节能 54
第九章 瓦斯抽放利用监测及控制 55
第一节 井下瓦斯抽放监测 55
第二节 地面瓦斯利用监测 55
第十章 环境保护 57
第一节 抽放瓦斯工程对环境的影响 57
第二节 污染防治措施 57
第三节 抽放站绿化 58
第十一章 抽放瓦斯组织管理及安全措施 59
第一节 组织管理 59
第二节 安全措施 59
第十二章 技术经济 61
第一节 劳动定员 61
第二节 投资概算 61
第三节 主要技术经济指标 62
附录
东于煤矿瓦斯开发与利用方案《设计委托书》
附件
一、东于煤矿瓦斯开发与利用方案主要机电设备及器材目录
二、东于煤矿瓦斯开发与利用方案设计概算书
