山西美錦煤炭氣化有限公司東於煤礦瓦斯抽放開發利用方案

前 言
礦井瓦斯的主要成份是甲烷，甲烷既是威脅煤礦安全生產的有爆炸危險性的氣體，又是破壞大氣環境的溫室氣體，但是如果將一定濃度的瓦斯抽放並收集起來，它將是清潔的能源，可廣泛用於化工原料、燃氣發電、工業和民用燃料等，因此，抽放瓦斯利國利民。
清徐縣東於煤礦為清徐縣國營重點煤礦,位於東於鎮北7km處。
東於煤礦現為改擴建礦井，1400000430736號采礦許可證批準礦區麵積9.7795km2，開采03號、2號、4號、5號、6號、8號、9號煤層，改擴建規模900kt/a，屬高瓦斯礦井。現該礦地麵工業場地建有瓦斯抽放泵站，泵站內安設有兩台2BE1252-0型水環真空泵，電機功率55kW，一台使用一台備用。但是現有瓦斯抽放係統非常陳舊，效率較低，已不能滿足安全生產需要，因此，為了保證礦井安全生產，穩定礦井產量，必須重新設計瓦斯抽放係統，以提高瓦斯抽放效率。
受東於煤礦的委托，我公司於2007年9月開始承擔東於煤礦瓦斯開發利用方案設計。設計瓦斯抽放規模為15m3/min，能滿足礦井設計能力900kt/a的要求。
一、編製本設計的依據
1、東於煤礦2007年9月提供的《東於煤礦瓦斯開發利用方案設計委托書》（以下簡稱《設計委托書》）。
2、山西省煤炭地質公司編製的《山西省清徐縣東於煤礦礦井地質報告》。
3、太原市煤炭工業局“轉發省局《關於太原市所屬34座礦井2006年瓦斯等級和二氧化碳湧出量鑒定結果的批複》的通知”並煤安發[2007]69號文件。
4、東於煤礦提供的其他設計資料和基礎數據。
5、《礦井瓦斯抽放規範》（AQ1027-2006）。
6、《煤礦安全01manbetx 》（2006）。
二、設計的主要技術經濟指標
1、礦井相對瓦斯湧出量：18.72m3/t（4號煤層預測量）
2、設計礦井瓦斯抽放量：15m3/min
3、瓦斯抽放站、加壓站占地麵積：0.5ha
4、抽放改擴建工程總投資：6860.71萬，各分項工程費用如下：
　　　　抽放工程　 509.91 萬元
　　　　土建工程　 96.01 萬元
　　　　設備購置費　 2721.40 萬元
　　　　安裝工程　 2977.79萬元
　　　　其他費用　 555.60萬元
5、礦井瓦斯抽放率：38.5%
6、礦井抽放係統服務年限：52.6a
三、問題和建議
由於該礦瓦斯資料缺乏，本設計依據的資料為鄰近礦井資料，計算出的一些參數與礦井實際情況存在一定差距，對本礦瓦斯開發利用隻能起一定的借鑒作用，礦方在做開發初步設計時必須提供本礦準確的瓦斯和地質資料才能達到真正開發利用的目的。

第一章 礦井概況
第一節 井田概況
一、位置與交通
清徐縣東於煤礦位於距縣城7km的東於鎮北，其地理位置為東經112°14′，北緯37°37′。“太汾”公路、“八一”公路從井田南沿通過，西峪礦鐵路裝車站距本礦35km，南峪鐵路專線建成後，至本礦僅11km。交通較為便利。
二、井田範圍和煤炭儲量
依據省國土資源廳頒發的1400000430736號《采礦許可證》批準開采03、2、4、5、6、8、9號煤層。井田東西長約2.5km，南北寬約4km，麵積9.7795km2。
根據地質報告，礦井地質總儲量為163.88Mt，其中03、2、4、5、6、8、9號煤儲量分別為18.29Mt、30.54Mt、23.8Mt、14.72Mt、13.69Mt、48.68Mt、14.16Mt。
三、礦井設計生產能力和服務年限
礦井設計生產能力為900kt/a，第一水平服務年限為30.4a；第二水平服務年限為24.8a；礦井服務年限55.2a。
第二節 地質及構造情況
一、井田地層
本井田地層出露良好，由東南至西北以此出露二迭係下統下石盒子組和二迭係上統上石盒子組。下部地層沒有出露，資料取於鑽孔。地層劃分原則按《華北地區區域地層表》。自下而上分述如下：
1）奧陶係中統(O2)
（1）奧陶係中統上馬家溝組(O2S)
區內地層沒有出露，按615號鑽孔揭露地層厚度約80米。上部為深灰青灰色中，厚層狀石灰岩夾泥灰岩；中下部為深灰色中厚層狀結晶灰岩，白雲質灰岩夾角礫狀泥灰岩，並合透鏡狀石膏層。
（2）奧陶係中統峰峰組(O2S)
此組地層為井田含煤地層之基底，據615號鑽孔揭露全組地層厚度約120米。其岩性下部為灰、深灰色角礫狀泥灰岩、白雲質灰岩夾脈狀纖維石膏及結晶石膏層。上部為青灰色厚層狀石灰岩，泥灰岩夾有白雲質灰岩。與下伏地層整合接觸。
2）石炭係（C）
（1）石炭係中統本溪組C2b：其頂界至晉祠礫岩（K1）之底，底界為鐵鋁層，與奧陶係灰岩為平行不整合接觸。地層厚度一般為19~21m。岩性以深灰、淺灰或灰色中細礫岩、粉礫岩、礫質泥岩、鋁質泥岩、泥岩、石灰岩及薄煤層組成。
（2）石炭係上統太原組(C3t)：晉祠礫岩（K2）之底至東大窯石灰岩L5之頂，與下部地層整合接觸。厚度78.20~94.89m，平均88.84m。以過渡環境的岩性組合為主。其岩性為泥岩、礫質泥岩、石灰岩、粗、中、細粒礫岩及煤層。總的麵貌是以色深、粒細、層理複雜、化石較豐富為其特色。總的趨勢是南厚北薄、東厚西薄。為下部主要含煤地層
3）二迭係（P）
（1）二迭係下統山西組(P1S)：從L5石灰岩頂至駱駝脖礫岩(K4)底，厚度36.63~57.52m，平均53.02m，為上部主要含煤地層。以三角洲及濱海平原沉積為主。岩性有中－細礫岩、粉礫岩、礫質泥岩、泥岩及煤層組成。與下伏地層相比，本組以色較淺、粒較粗，具交錯層理，植物化石豐富為特點。與下伏地層呈整合接觸。
（2）二迭係下統下石盒子組(P1X)：駱駝脖礫岩(K4)底至K6礫岩底，厚度98.61~135.01m，平均118.61m。與山西組地層連續沉積。區內東南角有出露。岩性底部為灰白色中粗礫岩；下部為深灰，灰色細礫岩、粉礫岩、礫質泥岩互層，並夾薄煤線；上部為黃綠、灰綠礫質泥岩、粉礫岩及淺灰色細礫岩互層。
（3）二迭係上統上石盒子組(P2S)：底界為K6礫岩底，與下伏地層整合接觸。區內廣泛出露，一般鑽孔揭露不全，據區域資料，全組厚度約400m。按其岩性、岩相特征分為兩段：
下段（P2S2）：K6礫岩底至K7礫岩底，據610鑽孔揭露厚度約10米。岩性為灰綠色礫質泥岩及中，細礫岩互層。礫質泥岩中含有暗紫色斑點，往上紫色增多。底部為K6含礫粗礫岩，其底往往含有一層透鏡體細礫岩。本段以含暗紫色斑塊和夾層為特征。
上段(P2S2)：底界為K7礫岩，區內沒有底界出露。出露最大厚度約100米。岩性為暗紫、藍灰、黃綠色礫質泥岩與灰綠色中細礫岩互層。本段以藍灰色礫質泥岩及礫岩中含肉紅色長石為其特征。K7礫岩上含有1~2層透鏡狀鐵錳質結核。
（4）第四係(Q)
本區分布範圍不大，厚度比較薄，一般6m左右，最厚不超過32m，未詳細劃分。
中、上更新統(Q2+Q3)：Q2為紅色土，含鈣質結核。Q3為馬蘭黃土，垂直節理發育，不整合覆蓋在山坡和山梁上。
全新統(Q4)：分布山前傾斜平原及溝穀中，由各種岩石成分的卵石和岩塊堆積而成。
二、地質構造
山西西山煤田位於祁呂山字型東翼及新華夏係構造的複合部位，本井田位於西山煤田的南部，與近期汾河地塹相聯。總體看，為一近似走向東北，向北西傾斜的單斜構造，但在此基礎上又發育著一係列褶曲和斷層。褶曲軸向呈“S”形，一般較為緊密。斷層均為扭性正斷層。地層產狀在縱橫方向上變化較大，地層傾角一般10度左右，局部可達25度。其它如陷落柱、節理等構造也有發育。總體本井田屬一類偏複雜構造。現將各種構造敘述如下：
1）褶曲：
主要有北西和北東兩組，區內發育4個背向斜，分述如下：
閻家莊背斜（Z1）：位於閻家莊村,區內延伸長度1500m，寬400m，由東往西逐漸消失。軸向西部北85度西，東部北5度東，兩翼基本對稱。
黃大平向斜（Z2）：位於黃大平村北，區內延伸長度2100m,寬約1000m。延至井田邊界以西約300米逐漸消失。軸向西部為南5度西，東部為北40度東呈“S”型，為一寬緩向斜。
市兒口背斜（Z3）：位於市兒口村,長1300m，寬約500m,軸向近似東西，兩翼地層產狀近似對稱。區內東部消失，西部延至區外。
新民向斜（Z4）：位於新民村北,區內延伸長度1000m，寬約500m，軸向南80°東，向斜南翼地層傾角較大，北翼地層傾角較小。
2）斷層
本井田斷裂構造較為發育，所見斷層均為正斷層。斷層走向以北東和北東東向為主。區內發育10條斷層。
3）陷落柱
本井田發育的陷落柱為鑽孔和井下巷道所揭露的，地表特征不太明顯，一般地貌上形成紅色小鼓包。所見陷落柱大小不等，形狀大都為橢圓體，最大者長軸約220m，短軸約145m。區內612號鑽孔所見陷落柱，其岩性由種種大小不等的岩塊雜亂堆積，緊密膠結而成。陷落柱的陷壁角一般為80~85度，主要發育在褶曲扭動部位和斷裂的尖滅端。
此外，井田北部612鑽孔探得一塌陷至2號煤層的陷落柱，範圍不詳。現生產井範圍內揭示出直徑30~50m陷落柱3個，陷落角一般為80度。
三、 瓦斯等級鑒定湧出情況
依據太原市煤炭工業局“轉發省局《關於太原市所屬34座礦井2006年瓦斯等級和二氧化碳湧出量鑒定結果的批複》的通知”並煤安發[2007]69號文件，東於煤礦的相對瓦斯湧出量為14.71m3/t，最大絕對湧出量為8.51 m3/min。瓦斯鑒定等級為高瓦斯礦井。
四、煤塵及煤的自燃
2006年7月10日由山西省煤炭工業局綜合測試中心對4號煤層的煤塵爆炸進行了測試，其結果：4號煤層火焰長度30mm，抑製煤塵爆炸最低岩粉用量為55%，為有爆炸性危險的煤層。
4號煤層煤的吸氧量為0.8536cm3/g，自燃傾向性等級為Ⅲ，自燃傾向性為不易自燃煤層。
第三節 煤層賦存情況
一、煤層
本區含煤地層為山西組及太原組，含有02、03、1、2、3、4、5上、5、6上、6、7、7下、8上、8、9、10、11號等17層煤層，含煤地層總厚141.86m。本井田僅03、2、4、5、6、8、9號等7層為穩定及較穩定可采煤層，可采煤層總厚15.99m。含煤係數11.3%。現將井田內7層可采煤層自上而下分述如下：
03號煤層：俗稱上三尺煤。位於山西組上部，厚1.15~2.30m，平均1.76m。屬穩定全區可采煤層。結構簡單。頂板為砂質泥岩，粉礫岩和細砂岩，以砂質泥岩為主；底板為泥岩，砂質泥岩或中－細砂岩。
2號煤層：俗稱大窯煤。位於03號煤下5.08~10.70m，平均7.32米，厚1.65~3.35m，平均2.56m，屬穩定全區可采煤層。結構簡單，局部含夾石1層，頂板為礫質泥岩或細砂岩：底板為中－細砂岩或粉砂岩。
4號煤層：俗稱二夾煤。距4號煤層約8.9米。厚0.85~4.58m，平均2.75m，含夾石0~2層，厚0.08~0.73m，頂板為粉砂岩或炭質泥岩；底板為礫質泥岩或粉砂岩，有時為細砂岩。
5號煤層：位於山西組地層之下部，距4號煤層2.05~6.39m，平均4.23m。厚0.57~3.43m，平均1.54m，含夾石1層，厚0.08~0.73m，頂板為炭質泥岩或砂質泥岩；底板為粉礫岩或砂質泥岩。
6號煤層：俗稱大齊煤。位於太原組上部，距5號煤7.17~21.51m，平均15.41m，厚0.6~2.46m，平均1.21m，含夾石1層，頂板為炭質泥岩或砂質泥岩；底板為砂質泥岩或粉砂岩。
8號煤層：俗稱中帶煤。位於L1灰岩之下，距6號煤16.13~63.8米，平均40.85m。煤厚1.8~6.27米，平均4.15m，屬穩定全區可采煤層，含夾石0~3層，厚0~1.57m，頂板為炭質泥岩；底板為粉礫岩或細砂岩。
9號煤層：俗稱四尺煤。位於8號煤層下一般不超過1m，區內局部與8號煤合並為一層。厚1.18~2.66m，平均2.02m，含夾石1層，厚0.08~0.22m，頂板為砂質泥岩或炭質泥岩；底板為砂質泥岩或細砂岩。
井田內各煤層特征見表1-3-1。

二、煤質
井田內各煤層均為黑色，玻璃－強玻璃光澤，貝殼狀斷口，內生裂隙發育、性脆易碎。宏觀煤岩類型以及光亮煤及半亮煤為主，少量半暗煤及暗淡煤；顯微組分以鏡質組為主，少量半鏡質組和絲質組。
主要可采煤層煤質特征表見表1-3-2。

煤質03manbetx 結果標明：井田內主要可采煤層03號為富灰、特低硫、特低磷、高發熱量貧廋煤；2號和4號煤為低灰－富灰、特低硫、特低磷高發熱量貧煤；8號和9號為低－中灰、低－中硫、特低磷－中磷、高發熱量無煙煤。精煤回收率級別多屬於低等。
第四節 礦井開拓與開采
一、開拓方式
礦井現有主斜井、副斜井和回風斜井，改擴建後期在三采區中央增建（三采區）進風立井和回風立井。
主斜井：傾角22º，方位角175º，料石砌镟，井筒斜長405m，井筒淨斷麵積12.68m2，掘進斷麵16.48 m2。裝備一條1000mm膠帶輸送機，直達井底煤倉，擔負全礦井煤炭提升任務，兼做進風井及安全出口。
副斜井：傾角22º，方位角173º，料石砌镟。斜長380m，井筒斷麵積10.61m2，掘進斷麵11.70 m2，雙鉤串車提升，並鋪設有22kg/m軌道、水溝、行人台階、排水管道及纜線。主要擔負全礦井提矸、下料、行人等任務，兼做進風井及安全出口。
回風斜井：傾角18º，斷麵形式為半圓拱形，料石砌镟。斜長370m，巷道淨斷麵10.61m2 ，掘進斷麵11.7 m2，設有水溝台階。主要用於礦井回風，內鋪設有瓦斯抽放管路。
本礦03、2、4、5、6號可采煤層，平均間距僅為7.32m、3.5m、4.23m及15.41m的煤層賦存特征，故礦井在開拓部置上確定為五層煤層實行聯合開采，設一個水平來完成礦井的開拓及開采任務。全井田劃分為三個采區。
沿三采區中央布置運輸、軌道大巷至井田北部邊界，均布置在4號煤層。一采區03號、4號煤層均已采完，在井底車場附近4號煤層布置回采工作麵。采用沿傾斜大巷一側布置一個工作麵的走向長壁巷道布置體係。
二、采區布置與開采順序
設計采用走向長壁式布置，三條大巷分別為運輸大巷、軌道大巷和回風大巷。大巷均沿4號煤層布置，巷道間距30m。
礦井設二個水平開采，設一個水平（+665m）來完成礦井03、2、4、5、6號煤層開采任務。將8號、9號煤層設第二水平（＋614m）進行開采。一水平劃分為三個采區，開采順序為先開采4號煤層一采區，後開采三采區03號、2號和4號煤。
三、采煤方法與頂板管理
礦井初期開采4號煤層，采煤方法為走向長壁綜采，一次采全高，工作麵長度160m，采高為2.97m。工作麵日循環數為6次，循環進度0.8m，年工作天數為300天，年推進度為1296m，礦井日產量為3000t。頂板管理方法為全部冒落法。
第五節 礦井通風與瓦斯
一、通風方式及供風量
根據井田開拓布置，礦井采用機械抽出式通風方式，前期采用邊界並列式通風係統，後期采用分區式通風。
礦井改擴建後初期進風井筒為主、副斜井，回風井筒為回風斜井。礦井中後期在三采區範圍的中央建三采區進、回風立井，服務範圍為三采區後部。礦井中後期進風井筒為主、副斜井、三采區進風立井，回風井筒為三采區回風立井。
礦井總風量為6000m3/min。即100m3/s。礦井通風容易時期和困難時期最大阻力分別為1716.77Pa和2812.96Pa，礦井通風容易時期等積孔為2.50m2，通風困難時期等積孔為1.95m2，前期礦井通風阻力等級為小阻力礦井，礦井通風難易程度評價為容易；後期礦井通風阻力等級為中等阻力礦井，礦井通風難易程度評價為中等。
二、 瓦斯等級鑒定及湧出情況
依據太原市煤炭工業局“轉發省局《關於太原市所屬34座礦井2006年瓦斯等級和二氧化碳湧出量鑒定結果的批複》的通知”並煤安發[2007]69號文件，東於煤礦的相對瓦斯湧出量為14.71m3/t，最大絕對湧出量為8.51 m3/min。瓦斯鑒定等級為高瓦斯礦井。
三、瓦斯抽放情況
現該礦地麵工業場地建有瓦斯抽放泵站，泵站內安設有兩台2BE1252-0型水環真空泵，電機功率55kW，一台使用一台備用。但是現有瓦斯抽放係統非常陳舊，效率較低，已不能滿足安全生產需要，因此，為了保證礦井安全生產，穩定礦井產量，必須重新設計瓦斯抽放係統，以提高瓦斯抽放效率。
第二章　抽放瓦斯設計參數
第一節　煤層瓦斯基本參數
一、煤層瓦斯壓力
東於煤礦未打測壓鑽孔，根據鄰近礦井地質報告測壓鑽孔情況，測定03號煤層的瓦斯壓力為0.26MPa；2號煤層的瓦斯壓力為0.28MPa；4號煤層的瓦斯壓力為0.4MPa；5號、6號煤層的瓦斯壓力為0.32MPa；8號、9號煤層的瓦斯壓力為：0.45MPa；
二、煤層瓦斯含量

式中：
X—煤層瓦斯含量，m3/t；
a,b—吸附常數，03號煤層為a＝18.71m3/t，b=0.77MPa-1；2號煤層為a＝18.34m3/t，b=1.09MPa-1；4號煤層為a＝20.09m3/t，b=0.72MPa-1；5號煤層a＝21.35m3/t，b=0.72MPa-1；6號煤層為a＝21.78m3/t，b=0.83MPa-1；8號煤層為a＝22.34m3/t，b=1.09MPa-1；9號煤層為a＝24.19m3/t，b=1.11MPa-1；
P—煤層絕對瓦斯壓力，MPa；03號煤層的瓦斯壓力為0.26MPa；2號煤層的瓦斯壓力為0.28MPa；4號煤層的瓦斯壓力為0.4MPa；5號、6號煤層的瓦斯壓力為0.32MPa；8號、9號煤層的瓦斯壓力為：0.45MPa；
Mad—煤的灰分，%；03號煤層平均為29.46%；2號煤層平均為16.16%；4號煤層平均為34.46%；5號煤層平均為25.83%；6號煤層平均為21.77%；8號煤層平均為18.30%；9號煤層平均為21.60%；
Ad—煤的水分，%；03號煤層為0.67%；2號煤層為0.69%；4號煤層為0.76%；5號煤層為0.72%；6號煤層為0.54%；8號煤層為0.91%；9號煤層為0.77%；
K—煤的孔隙體積，m3/m3；03號煤層為5.2%；2號煤層為7.1%；4號煤層為5.5%；5號煤層平均為5.5%；6號煤層為4.3%；8號煤層為7.6%；9號煤層平均為9.1%；
γ—煤的視密度，t/m3。03號煤層為1.36t/m3；2號煤層為1.40t/m3；4號煤層為1.33t/m3；5號煤層平均為1.38t/m3； 6號煤層為1.40t/m3；8號煤層為1.33t/m3；9號煤層平均為1.38t/m3；
經計算，東於礦瓦斯含量為：03號煤層2.2 m3/t；2號煤層2.42m3/t；4號煤層為10.2m3/t；5號煤層為10.15m3/t；6號煤層10.4 m3/t；8號煤層10.57m3/t，9號煤層為11.02m3/t。
三、煤層透氣性係數
根據該礦鄰近礦井地質報告測壓鑽孔情況，4號煤層的透氣性係數為6.92m2/MPa.d，屬於可以抽放類型。
四、百米鑽孔自然瓦斯湧出量及其衰減係數
根據該礦鄰近寬礦井地質報告測壓鑽孔情況，4號煤層的百米鑽孔自然瓦斯流量衰減係數為0.03286d-1，屬於可以抽放類型。
第二節 礦井瓦斯儲量
礦井瓦斯儲量包括可采煤層、不可采煤層以及圍岩中所賦存的瓦斯，根據煤礦瓦斯抽放規範AQ1027－2006，其計算公式如下：

式中：
Wk——礦井瓦斯儲量，Mm3；
W1——可采煤層瓦斯儲量總和，Mm3，其中：
A1i——礦井每一個可采煤層的煤炭儲量，礦井地質總儲量為163.88Mt，其中03、2、4、5、6、8、9號煤儲量分別為18.29Mt、30.54Mt、23.8Mt、14.72Mt、13.69Mt、48.68Mt、14.16Mt。
X1i——每一個可采煤層的瓦斯含量，m3/t；03號煤層2.2 m3/t；2號煤層2.42m3/t；4號煤層為10.2m3/t；5號煤層為10.15m3/t；6號煤層10.4 m3/t；8號煤層10.57m3/t，9號煤層為11.02m3/t。
W2——可采煤層采動影響範圍內的不可采鄰近煤層的瓦斯儲量總和，Mm3；

其中：
A1i——可采煤層采動影響範圍內每一個不可采煤層的煤炭儲量，采動影響範圍：上鄰近層取50m~60m，下鄰近層取20m~30m。本礦采動影響範圍內不可采煤層包括太原組8上號和山西組02號、03號、4號、5上號、5號共六層煤。
X1i——可采煤層采動影響範圍內每一個不可采煤層的瓦斯含量，m3/t。
由於該礦不可采煤層占煤層總厚度的21.0%，但是賦存不穩定，且上述資料缺乏，參照鄰近礦計算方法，W2取可采煤層可采煤層瓦斯儲量的10%。
W3——圍岩瓦斯儲量，Mm3

K——圍岩瓦斯儲量係數，根據東於煤礦煤係地層中有泥岩、砂岩，在砂岩中可能賦存有一定瓦斯，取K=0.05。
經計算礦井瓦斯儲量為1704.24Mm3。
第三節　礦井瓦斯可抽量
瓦斯可抽量是指在瓦斯儲量中能被抽出的最大瓦斯量，其計算公式為：
W＝Wk·ŋ
式中：
W——可抽瓦斯量，Mm3；
ŋ——抽放率，設計所有可采煤層的抽放率取20%；
WK——礦井瓦斯儲量，Mm3。
經計算礦井瓦斯可抽量為340.85Mm3，這為瓦斯開發利用提供了較為充足的資源條件。
第四節　礦井瓦斯湧出量
該礦瓦斯鑒定資料為現開采的2號煤層，改擴建後將開采4號煤層，采用分源計算法預測礦井瓦斯湧出量。由於4號煤層上臨近煤層為02號、03號、1號、2號、3號煤層，其中03號、2號煤層為可采煤層，在開采4號煤層時已采空，3號煤層為不可采煤層，與本煤層之間間距5.4m，且岩性一般為砂質泥岩、粉砂岩，因此，受上鄰近層瓦斯影響較大；與下鄰近5上號、5號煤層間距小於5m，小於預計的30m采動影響範圍，因此，受下鄰近的5上號、5號煤層瓦斯影響較大，但是與6上號煤層有泥岩、石灰岩相隔，且間距較大，受其影響較小。因此，綜合 03manbetx 4號煤層瓦斯湧出量基本為本煤層瓦斯湧出量和上、下鄰近層瓦斯湧出量之和。
1、回采瓦斯湧出量

其中：
A1i——可采煤層采動影響範圍內每一個不可采煤層的煤炭儲量，采動影響範圍：上鄰近層取50m~60m，下鄰近層取20m~30m。本礦采動影響範圍內不可采煤層包括太原組8上號和山西組02號、03號、4號、5上號、5號共六層煤。
X1i——可采煤層采動影響範圍內每一個不可采煤層的瓦斯含量，m3/t。
由於該礦不可采煤層占煤層總厚度的21.0%，但是賦存不穩定，且上述資料缺乏，參照鄰近礦計算方法，W2取可采煤層可采煤層瓦斯儲量的10%。
W3——圍岩瓦斯儲量，Mm3

K——圍岩瓦斯儲量係數，根據東於煤礦煤係地層中有泥岩、砂岩，在砂岩中可能賦存有一定瓦斯，取K=0.05。
經計算礦井瓦斯儲量為1704.24Mm3。
第三節　礦井瓦斯可抽量
瓦斯可抽量是指在瓦斯儲量中能被抽出的最大瓦斯量，其計算公式為：
W＝Wk·ŋ
式中：
W——可抽瓦斯量，Mm3；
ŋ——抽放率，設計所有可采煤層的抽放率取20%；
WK——礦井瓦斯儲量，Mm3。
經計算礦井瓦斯可抽量為340.85Mm3，這為瓦斯開發利用提供了較為充足的資源條件。
第四節　礦井瓦斯湧出量
該礦瓦斯鑒定資料為現開采的2號煤層，改擴建後將開采4號煤層，采用分源計算法預測礦井瓦斯湧出量。由於4號煤層上臨近煤層為02號、03號、1號、2號、3號煤層，其中03號、2號煤層為可采煤層，在開采4號煤層時已采空，3號煤層為不可采煤層，與本煤層之間間距5.4m，且岩性一般為砂質泥岩、粉砂岩，因此，受上鄰近層瓦斯影響較大；與下鄰近5上號、5號煤層間距小於5m，小於預計的30m采動影響範圍，因此，受下鄰近的5上號、5號煤層瓦斯影響較大，但是與6上號煤層有泥岩、石灰岩相隔，且間距較大，受其影響較小。因此，綜合 03manbetx 4號煤層瓦斯湧出量基本為本煤層瓦斯湧出量和上、下鄰近層瓦斯湧出量之和。
1、回采瓦斯湧出量

其中：
q回—回采工作麵相對瓦斯湧出量，m3/t；
K1—圍岩瓦斯湧出係數，其值取決於回采工作麵頂板管理方法，采用全部垮落法管理頂板時取1.20；
K2—工作麵丟煤瓦斯湧出係數，其值為工作麵回采率的倒數，取1.05；
K3—準備巷道預排瓦斯對工作麵媒體瓦斯湧出影響係數，取K3=(L-2h)/L；
L—工作麵長度，取160m；
h—巷道瓦斯預排等值寬度，貧煤取12.2m；
m0—煤層厚度， 4號煤取2.97m；
m1—煤層開采厚度，取2.97m；
x0—煤層原始瓦斯含量，4號煤取10.2m3/t；
xc—煤的殘餘瓦斯含量，取煤層原始瓦斯含量的20%，m3/t。其中：
m—鄰近層厚度，上鄰近層3號煤層為0.5m；下鄰近層5上號煤層為0.52m，5號煤層為1.54m；
hi—鄰近層距開采層間垂距，3號煤層為5.4m，5上號煤層為3.01m，5號煤層為4.75m；
hj—鄰近層湧出瓦斯的極限距離，3號煤層為20m， 5上號煤層為30m，5號煤層為30m；
經計算，回采工作麵相對瓦斯湧出量為：
。
2、掘進工作麵瓦斯湧出量
掘進工作麵的瓦斯來自煤壁和落煤過程，其計算公式為：

式中：
q掘—掘進工作麵瓦斯湧出量, m3/t
q煤壁—煤壁瓦斯湧出量，m3/min；
q落煤—落煤瓦斯湧出量，m3/min。其中：
n—煤壁暴露的麵個數，單巷掘進時n＝2；
L—瓦斯湧出量達到最大值的巷道掘進長度，取100天巷道掘進長度，889 m；
v—巷道平均掘進速度，根據設計計算為0.00926m/min；
q0—煤壁瓦斯湧出初速度，m3/m2min；其中：
s—掘進巷道的斷麵，順槽斷麵8.5m2；
—煤的密度，4號煤取1.3t/m3；
經計算，掘進工作麵瓦斯湧出量為3.73m3/t。
3、采區瓦斯湧出量

式中：
K采—采空區瓦斯湧出係數，取1.20；
Ai—采區內第i個回采工作麵設計日產量，3000t；
q掘i—采區內第i個掘進工作麵相對瓦斯湧出量，m3/t；
q采區—采區相對瓦斯湧出量，m3/t。
A0—礦井日產量，3000t。
礦井投產時，共布置1個回采工作麵， 2個掘進工作麵。經計算，采區瓦斯湧出量為18.72m3/t。
4、礦井相對和絕對瓦斯湧出量
由於本礦井設計為一個采區，因此，礦井瓦斯相對湧出量為18.72m3/t，絕對湧出量為39m3/min。
第五節 抽放規模及服務年限
一、瓦斯抽放規模
根據《設計委托書》的要求，結合礦井瓦斯抽放條件，設計抽放瓦斯規模為15m3/min，采用一次設計，一次建成方式。
本次抽放係統設計，采用地麵設置永久抽放係統，重新設地麵瓦斯抽放站，考慮滿足礦井深部瓦斯含量增加要求，為今後擴大生產能力留有一定餘地。
二、抽放係統服務年限
抽放係統服務年限按下式計算：
N＝
式中：
N——抽放係統服務年限，a；
WK——瓦斯可抽量，礦井瓦斯可抽量為340.85Mm3；
WNC——預計年最大抽放量，Mm3。
按照設計規模15m3/min計算，礦井年抽放量為6.48Mm3,則抽放係統最低服務年限為52.6a。
第六節 礦井瓦斯抽放率
礦井瓦斯抽放率按下式計算：

式中：
ŋk—礦井月平均瓦斯抽放率，%；
QkC—礦井月平均瓦斯抽放量，取15m3/min;
QkJ—礦井月平均風排瓦斯量，該礦設計總需風量為6000m3/min，則QkJ≤6000×0.75%＝45m3/min，預測礦井絕對湧出量為39m3/min，設計瓦斯抽放量為15m3/min，則QkJ＝24 m3/min。
經計算，4號煤層礦井瓦斯抽放率為38.5%。
第三章　抽放方法設計
第一節 瓦斯來源03manbetx
一、瓦斯來源分析
根據礦井地質報告，東於煤礦4號煤層，煤層厚度0.85~4.58m，平均2.75m，煤層結構簡單，頂板岩性為粉砂岩或炭質泥岩，底板為礫質泥岩或粉砂岩，有時為細砂岩，頂、底板透氣性較好，另外4號煤層上臨近煤層為3號煤層，與本煤層之間僅有約4.5m的岩層相隔，受上鄰近層瓦斯影響較大；與下鄰近5上號、5號煤層間距分別為3.01m和4.23m，小於預計的30m采動影響範圍，因此，4號煤層瓦斯湧出量基本為本煤層瓦斯湧出量和上、下鄰近層瓦斯湧出量之和。
二、瓦斯抽放的必要性與可行性
1、必要性
煤礦安全01manbetx 規定：
1）當回采工作麵瓦斯湧出量>5m3/min，掘進工作麵瓦斯湧出量>3m3/min，采用通風方法解決瓦斯問題不合理時，應該抽放瓦斯。
2）礦井絕對瓦斯湧出量達到以下條件：
（1）大於或等於40m3/min；
（2）年產量1.0Mt~1.5Mt的礦井，大於30 m3/min；
（3）年產量0.6Mt~1Mt的礦井，大於25m3/min；
（4）年產量0.4Mt~0.6Mt的礦井，大於20 m3/min；
（5）年產量等於或小於0.4Mt的礦井，大於15 m3/min；
3）開采有煤與瓦斯突出危險煤層的。
東於煤礦回采工作麵瓦斯湧出量預測為11.26m3/min，大於5m3/min；年產量900kt時，預測礦井瓦斯湧出量39m3/min，大於30 m3/min，均滿足煤礦安全01manbetx 規定，有抽放瓦斯的必要性。
2、可行性
根據《礦井瓦斯抽放管理規範》，將未卸壓的原始煤層的抽放瓦斯難易程度劃分為三個等級，見表3-2-1。
表3-2-1 　　原始煤層抽放瓦斯難易程度分類指標
煤層抽放瓦斯難易程度 百米鑽孔瓦斯流量衰減係數/d-1 煤層透氣性係數/(m2.Mpa.d-1)
容易抽放 <0.003 >10
可以抽放 0.003~0.05 10~0.1
難以抽放 >0.05 <0.1
東於煤礦4號煤層的透氣性係數為6.92m2。百米鑽孔瓦斯流量衰減係數α為0.03286，屬於可以抽放範圍，具有瓦斯抽放的可行性。
第二節 抽放瓦斯方法選擇
一、選擇抽放瓦斯方法的原則
選擇礦井瓦斯抽放方法應根據礦井煤層賦存條件、瓦斯基礎參數、瓦斯來源、巷道布置、抽放瓦斯目的及利用要求等因素確定，並遵循以下原則：
⒈ 選擇的抽放瓦斯方法應適合煤層賦存狀況、巷道布置、地質條件和開采技術條件。
⒉ 應根據礦井瓦斯湧出來源及湧出量構成分析，有針對性地選擇抽放瓦斯方法，以提高瓦斯抽放效果。
⒊ 抽放方法在滿足礦井安全開采的前提下，還需滿足開發、利用瓦斯的需要。
⒋ 巷道布置在滿足瓦斯抽放的前提下，應盡可能利用生產巷道，以減少抽放工程量。
⒌ 選擇的抽放方法應有利於抽放巷道的布置和維護。
⒍ 選擇的抽放方法應有利於提高瓦斯抽放效果，降低瓦斯抽放成本。
⒎ 抽放方法應有利於鑽場、鑽孔的施工和抽放係統管網的設計，有利於增加鑽孔的抽放時間。
二、抽放瓦斯方法選擇
從預測的4號煤層回采工作麵的瓦斯湧出量構成來看，4號煤層瓦斯湧出主要為本層和上、下鄰近層的瓦斯湧出。
如前所述，礦井瓦斯抽放的目的是為了降低煤層瓦斯湧出量，為煤炭的開采提供安全生產環境，同時開發利用瓦斯資源。因此，根據礦井的瓦斯賦存狀況、礦井開拓及抽放瓦斯的目的，結合抽放瓦斯方法選擇的原則，確定礦井抽放瓦斯方法為上、下鄰近層抽放、4號煤層開采層采前預抽、采動卸壓抽放和采空區瓦斯抽放相結合的綜合抽放方法。
1．掘進工作麵瓦斯抽放
在掘進中每隔一定距離在掘進巷道兩側做鑽場向工作麵前方打鑽孔，采用邊掘邊抽方法進行抽放。
2．回采麵瓦斯抽放
在回采麵采用順層鑽孔對工作麵煤體進行預抽，在工作麵回采前，在其回風和運輸順槽中布置與工作麵平行的鑽孔，不僅可以在回采前預抽，開采期間仍可繼續抽放；在尾巷和進風順槽布置鑽場，對上下鄰近層進行抽放。
3．采空區瓦斯抽放（初期暫不考慮）
采空區抽放瓦斯的方法較多，下麵推薦三種抽放方法，建議東於礦通過試驗考察後選擇最佳的抽放方法。
1) 采空區埋管抽放
在回風巷內敷設大直徑抽放管，管路每隔一定距離串接一個具有組合閥門的三通管件作為抽放采空區瓦斯的吸氣口。隨著工作麵的推進，管路上的吸氣口進入采空區內最佳抽放位置時，吸氣口的組合閥門打開。依次類推，使吸氣口保持在最佳抽放位置，從而防止采空區瓦斯向工作麵湧出。在吸氣口進入采空區前撤掉三通管件上的法蘭死堵，安裝上組合閥門，在其上麵安裝垂直向上的篩管（周圍鑽很多小孔，端部需封堵），並在篩管周圍打木垛。當吸氣口進入采空區最佳抽放位置時，打開組合閥門，抽放采空區瓦斯。
2) 頂板走向長鑽孔抽放瓦斯
頂板走向長鑽孔抽放是在工作麵的回風巷道內向煤層頂板方向布置鑽場，然後在鑽場內迎著工作麵推進方向打4~5個扇形鑽孔，鑽孔終孔位置位於采空區上方裂隙帶內，抽放采空區和鄰近層的瓦斯。
在回風巷靠工作麵一側向煤層頂板方向以20º的傾角掘進巷道4m,落平後與回風巷平行布置鑽場，鑽場寬2.5m，鑽場高2.2m,鑽場深４m。鑽場間距為100m左右。
在每個鑽場內打5個扇形鑽孔，鑽孔終孔間距為5m,鑽孔終孔距回風巷的水平距離為3~23m，距煤層頂板的垂直距離為15m左右。鑽孔深度在125m以上，保持25m以上的超前距。鑽孔直徑Φ90mm。
內錯尾巷打鑽孔抽放采空瓦斯
內錯尾巷是布置在回風巷內側且與回風巷平行、沿煤層頂板掘進的煤巷。在內錯尾巷內每隔一定距離向煤層頂板方向打高位鑽孔，抽放采空區和鄰近層瓦斯。鑽孔開孔直徑250mm，終孔直徑200mm。鑽孔終孔位置距煤層頂板26m左右，伸入工作麵距離20~30m。鑽孔有效抽放距離大於100m。
4）在密閉後的采空區密閉牆上埋設抽放管理進行抽放。

第三節 抽放參數的確定
一、抽放率的確定
⒈采麵瓦斯抽放率
⑴ 保證回采麵安全開采所需的抽放率
回采麵瓦斯抽放率由下式確定：

式中 ŋm ——回采麵月平均瓦斯抽放率，%；
Qmc——回采期間，工作麵月平均瓦斯抽放量，取13m3/min；
Qmf——工作麵月平均風排瓦斯量，設計工作麵供風量為1200m3/min ，因此Qmf≤12m3/min，取9.5m3/min。
經計算，回采麵瓦斯抽放率為57.8%。
⑵ 根據煤層可抽性確定的抽放率
根據東於礦4號煤層鑽孔百米衰減係數為0.03286d-1。煤層透氣性係數為6.92m2/MPa.d，屬於可以抽放類型。國內抽放經驗證明，由於預抽排放煤體瓦斯，使煤體發生了收縮變形，當煤體原占據的空間體積不變時，煤體收縮一方麵引起了原有的裂隙加大，另一方麵也可產生新的裂隙，最終使煤層的透氣性增大，長時間的預抽還可以取得更好的效果，同時加上上鄰近層的瓦斯抽放，其抽放率可以達到57.8%。
2.巷道掘進瓦斯抽放率
東於礦的掘進工作麵抽放鑽孔直徑為85mm，考慮到在巷道掘進中采用邊掘邊抽，掘進工作麵的瓦斯抽放率確定為30%。
二、抽放時間
⒈ 回采麵預抽及邊采邊抽時間
回采麵預抽放時間為3個月。回采工作麵日推進度4.8m，工作麵推進長度900~1500m左右，工作麵邊采邊抽和上、下鄰近層抽放時間均為0.6~1.0年。
抽放時間是由煤層的可抽性、抽放目的、抽放的方法及抽放係統的能力等因素決定的。因此，在東於礦的瓦斯抽放實踐中，應積極開展提高抽放效果的科學研究，盡可能地采用先進的、經濟的提高煤層可抽性(煤層透氣性)的方法及新的抽放方法，並合理地加強抽放能力，以提高抽放麵的抽放效果，縮短抽放時間，達到高效開發瓦斯資源、確保礦井安全生產的目的。
2. 巷道掘進抽放時間
抽放巷道采用雙巷布置，從抽放巷道的掘進情況來看，雙巷布置獨頭掘進，每800m為一循環，掘進速度為300m/月，800m巷道的掘進時間為2.6月，加上鑽孔施工、掘進搬家等影響其時間為3月。
因此，設計掘進邊掘邊抽時間為3月。
三、抽放負壓
按鄰近礦井及其它礦井的瓦斯抽放經驗，工作麵抽放負壓為15kPa。掘進工作麵抽放的孔口負壓為7~10kPa。

第四節 抽放鑽孔布置及施工
一、抽放鑽孔參數確定
⒈鑽孔直徑
常規的瓦斯抽放鑽孔的直徑一般為70~80mm，由於東於礦的瓦斯抽放方法為本煤層預抽，為提高抽放效果，鑽孔直徑采用85mm。
⒉鑽孔長度
設計掘進工作麵邊掘邊抽鑽孔長度為50m、30m；回采工作麵送層鑽孔長度為75m；鄰近層抽放鑽孔長度為10~30m左右。
⒊鑽孔及鑽場間距
(1)回采工作麵鑽孔間距
設計本煤層層鑽孔間距為5m(在實際抽放中，可根據抽放效果考察作相應調整)。
(2) 穿層鑽孔鑽場間距
在工作麵副巷每隔30m設一個抽放鑽場，由尾巷鑽場向上鄰近層打穿層鑽孔；另外由工作麵進風順槽每隔30m設一個抽放鑽場，由鑽場向下鄰近層打穿層鑽孔。
(2) 掘進工作麵鑽場間距
掘進工作麵每隔50m設一個抽放鑽場，瓦斯抽放主要是抽放掘進巷道及其影響範圍煤體的瓦斯。
二、抽放鑽孔布置
1、回采工作麵本煤層鑽孔布置
在回風順槽和運輸順槽向工作麵煤體打順層抽放鑽孔，鑽孔間距5m，長75m，鑽孔方位為垂直工作麵推進方向(兼顧以後工作麵回采時根據需要及鑽孔狀況實現邊采邊抽)。
2、回采工作麵穿層鑽孔布置
在副巷每隔30m設一個抽放鑽場，分別與副巷呈15°、30°和45o布置三個上鄰近層穿層鑽孔，鑽孔長度為10~21 m左右；另外在進風順槽每隔30m設一個抽放鑽場，分別與順槽呈15°、30°和45o布置三個下鄰近層穿層鑽孔，鑽孔長度為12~30m左右。
3、掘進工作麵抽放鑽孔的布置
采用雙巷布置，獨頭交替掘進，其抽放鑽孔的布置為：在各巷道每隔50m設一個抽放鑽場，分別與掘進方向呈10°和30°布置兩個順層鑽孔，鑽孔長度為30m、50 m。利用掘進使煤體卸壓、透氣性增加，提高抽放效果。
鑽孔及鑽場布置見圖3-4-1。
三、抽放鑽孔施工
1、打鑽
所有抽放鑽孔施工均應選擇煤壁完整、無裂隙處開孔，並按設計參數進行施工，作好鑽孔竣工參數記錄。
鑽孔采用全液壓鑽機、壓縮空氣幹式鑽進工藝施工，壓縮空氣由礦井壓風係統供給，用電由礦井井下供電係統解決。
2、封孔
采用水泥漿封孔泵封孔。封孔管采用抗靜電的工程塑料管，以利回采時采煤機割煤。水泥漿采用425號水泥與水攪拌製成，水灰比為1:2。回采工作麵鑽孔封孔長度為5m(同時將掘進抽放鑽孔的殘孔封孔5m)，掘進工作麵的抽放鑽孔封孔長度為5m。
四、抽放參數監測
在每個鑽孔設壓力表和流量表對鑽孔的負壓和流量進行檢測，抽放巷道口設瓦斯抽放監測傳感器，對抽放管道的抽放負壓、甲烷濃度、抽放量進行監測，並通過掛靠進入礦井環境監測係統。

第五節 抽放施工設備選型
一、打鑽設備
根據東於煤礦的煤層賦存特點、設計的鑽孔特點，設計選用ZY100-150B型液壓鑽機2台其主要技術特征如表3-5-1和3-5-2所示。
表3-5-1 ZY100-150B型液壓鑽機主要技術特征表
設備型號 鑽進深度（m） 終孔直徑（mm） 鑽孔角度（°） 傳動功率（kw） 給進方式
ZY100-150B 100~150 65、75、85 0~360 15 液壓
二、封孔、注漿設備
抽放鑽孔的封孔設備選用KFB型封孔泵2台，其額定壓力1.2MPa，流量為12m3/h。
抽放孔密閉注漿選用BQX25－10－2.2型潛汙泵2台，流量25m3/h，揚程10.0m。
第四章　瓦斯抽放係統計算及設備選型
第一節 抽放管路係統的確定
一、瓦斯抽放係統方案選擇
根據礦方委托及該礦瓦斯抽放利用的實際情況，設計提出了兩個方案進行比較：
方案一：地麵集中建站
該方案是在充分利用原有設施的基礎上，在回風斜井附近設置一個地麵永久抽放係統。
方案二：井下設瓦斯泵站
該方案是在井下回風斜井井底建一個瓦斯抽放站，抽出的瓦斯通過管道從回風井排至地麵。同時，在井下抽放站內安裝小型抽放泵，將預抽瓦斯輸送一部分至地麵風井利用（鍋爐和熱風爐作燃料）。該方案需在井下掘進專用抽放硐室。
二、方案比較
1、方案一的優缺點
優點：
1）該係統抽放出的瓦斯濃度高、數量多，抽放效果好，不僅可大大減輕礦井通風負擔，而且可為煤礦生產提供安全保障；
2）可以為瓦斯利用提供更為便利的條件；
3）容易管理，安全性好；
5）瓦斯利用後綜合效益高。
缺點：
1）投資較方案二增加150萬元；
2）需要考慮新增地麵抽放係統工業場地。
2、方案二的優缺點
優點：
1）投資較方案一小；
2）不需考慮地麵工業場地；
3）設備人員占用少。
缺點：
1）抽出的瓦斯不能得到充分利用，不符合當前的產業政策和環保政策；
2）抽放效果差，安全隱患大；
3）井下需要新建抽放硐室，增加了井下管理難度。
綜合上述分析，方案一比方案二雖然投資稍大一點，但是符合當前產業政策，綜合效益好，因此設計推薦方案一。
三、抽放瓦斯管路係統
地麵瓦斯抽放站設在回風斜井工業場地附近，其瓦斯管路係統如下：
地麵抽放站 →回風斜井→回風大巷→采掘工作麵抽放巷道。
第二節 抽放管路係統計算
一、瓦斯管徑計算
根據瓦斯抽放管服務的範圍和所負擔抽放量的大小，其管徑按下式計算：
D=0.1457(Q混/V)1/2
式中：
D—瓦斯管內徑，m；
V—管道中混合瓦斯的經濟流速，m/s，一般取V=10~15m/s；
Q混—管內混合瓦斯流量，m3/min。
按照大管徑流速取大值、小管徑流速取小值,，管路係統較長者流速取小值、管路係統較短者流速取大值的原則選取經濟流速，抽放瓦斯管徑計算結果見表4-2-1。

二、抽放管材的選擇和管徑的確定
瓦斯主管采用DN250×7mm熱軋無縫鋼管，抽放支管選擇D225×6mm熱軋無縫鋼管。
三、管路阻力損失計算
1、直管阻力損失計算
直管阻力損失按下式計算：

式中：
H—阻力損失，Pa；
L—直管長度，m；
Q—瓦斯流量，m3/h；
D—管道內徑，cm；
K0—與管徑有關的係數，可查表獲得；
γ—混合氣體對空氣的相對密度，可查表獲得。
瓦斯管路係統選擇路線最長，阻力最大的管路係統計算，結果見表4-2-2。

2、總阻力計算
管路局部阻力損失按直管阻力損失的15%計算，則：
H總＝H直總+H局總＝9886＋1483＝11369Pa
第三節 瓦斯管路的附屬裝置
為了便於管路係統負壓的調節，掌握各抽放地點瓦斯抽出量、瓦斯濃度的變化情況以及保證管網係統的正常抽放，設計時在各主、幹、支管路上已考慮分別安設閥門、流量計和放水器。此外，在瓦斯泵房和地麵管路上還安設有防爆、防回火裝置及放空管等。
第四節 瓦斯管路的敷設及質量驗收
瓦斯管路敷設時，必須滿足下列要求：
1、地麵管路和管道井中的管路采用焊接，井下抽放管路均采用法蘭連接。
2、瓦斯管路在安設前要進行防腐處理，地麵管路和管道井中管路采用瀝青防腐，井下大巷中抽放管路采用塗刷防鏽漆防腐，並需外塗紅色以示區別其它管路。
3、管道井中的瓦斯管在全部安裝完後需灌注水泥漿進行固井。井下大巷中的瓦斯管道必須用鐵圈卡子固定在巷道壁上，其間距為5~10m，其高度不小於1.8m。其他順槽巷道中的抽放管路應懸掛在巷道幫上，其高度不小於1.5m。
4、地麵瓦斯管路敷設時必須在表土凍結深度以下，瓦斯管道距建築物5m以上，距動力電纜1m以上，距排水溝1.5m以上。
5、管路係統安設完畢後，應對管路係統的氣密性進行檢查，可采用壓縮空氣試壓，其壓力不得小於0.115MPa。
抽放管網布置見圖4-4-1。

第五章 瓦斯抽放泵選型計算
第一節 瓦斯泵流量計算
瓦斯泵流量應能滿足抽放瓦斯係統服務年限內最大抽放量的需要。瓦斯泵流量按下式計算：

式中：
Q—瓦斯抽放泵的額定流量，m3/min；
—最大抽放瓦斯純量之和，15m3/min；
X—瓦斯泵入口處的瓦斯濃度，62%；
η—瓦斯泵的機械效率，取80%；
K1—瓦斯抽放綜合係數，取K1=1.2。
經計算，瓦斯泵流量為36.3m3/min。
第二節 瓦斯泵壓力計算
瓦斯泵壓力，必須能克服抽放管網係統總阻力損失和保證鑽孔有足夠的負壓，以及能滿足泵出口正壓之需求。瓦斯泵壓力按下式計算：
H泵=(H總＋H孔＋H正)·K
式中：
H泵—瓦斯泵的壓力，Pa；
H總—抽放管路總阻力損失，Pa；
H孔—抽放鑽孔所需負壓，Pa；
H正—瓦斯泵出口正壓，Pa；
K—抽放備用係數，取1.2。
根據前麵的計算得知，瓦斯管路係統的最大阻力損失為11369Pa，取孔口負壓H孔=13000Pa，出口正壓H正=3500Pa(進罐壓力)，則：
H泵＝(11369＋13000＋3500)×1.2＝27869Pa
第三節 抽放泵選型
一、真空度計算

式中：
—真空度。
H泵—瓦斯泵的壓力，KPa；
二、設備選型
選用2BEA303型水環真空泵兩台，一台工作，一台備用。
真空泵的有關技術參數見表5-3-1。第六章　瓦斯利用係統設計
第一節　瓦斯利用途徑及方案
一、瓦斯利用途徑
礦井瓦斯的主要成分是甲烷，它是一種優質能源，既可作化工原料，又可作燃料，而且輸送和使用都比較方便。因此，隻要抽出的瓦斯量和濃度在一定時期內保持均衡穩定，就應考慮將抽出的瓦斯加以利用。如果將瓦斯直接排放到大氣中，不僅造成能源的極大浪費，而且還會產生溫室效應，使全球氣候變暖，對環境造成極大影響。
本設計初期抽放量為15m3/min,，其抽放量較大,瓦斯濃度≥30%，所以應該加以利用。
目前瓦斯利用途徑有多種方式，詳見圖6-1-1。
民用燃料———炊事、取暖
燃料 汽車燃料———代替汽油
工業燃料———工業鍋爐、發電
瓦斯
化工原料——生產甲醇、甲醛、氨、乙炔、炭黑等
圖6-1-1 瓦斯利用的途徑
二、瓦斯利用方案
根據本礦實際情況，本礦的瓦斯綜合利用采用瓦斯發電的方式。
第二節 瓦斯利用輸配係統布置
一、輸配係統概況
本瓦斯利用工程之氣源，接自瓦斯抽放利用站瓦斯儲氣罐，經加壓站加壓後進入中壓主管道，最後送至 (電廠)約450m。
二、輸配係統構成
自瓦斯抽放站起——經儲配站（儲氣罐、進出儲氣罐低壓管道、閥門及防爆器）——加壓站（加壓機氣罐、管道、閥門及儀表）——經中壓管道——電廠，構成整個中壓輸配係統。
三、輸配配係統平麵布置
根據係統的流程程序，瓦斯抽放站將抽出的混合瓦斯送入5000m3儲氣罐儲存起來，然後由加壓機將瓦斯罐內2000Pa的壓力升壓10000Pa進入電廠。
因低壓濕式儲氣罐的工作壓力較低，為了防止瓦斯抽放站送來的瓦斯壓力過高或波動，則在儲氣罐的進口處設置調壓器，以達到控製進罐壓力，流量過低或運行工況改變時，可以不經調壓器而直接進罐。另外在其出口處設置止回閥，以防止瓦斯倒流。
為了保障安全，防止用戶回火所引起管道和儲配設施的燃燒或爆炸，應在儲氣罐進口處和加壓站的出口處設置防爆、防回火裝置。
四、管材選擇及管道敷設
1、管材選擇
為了提高係統的氣密性和耐腐蝕性，中壓主幹管道擬選用DN250×6mm熱軋無縫鋼管。
2、管道敷設方式
自加壓站起至電廠一律采用埋地敷設，埋深應大於0.6m（凍土深度），在道路下應大於0.8m，並加套管保護。在各分支管路上安設閥門，以便進行控製和調節，在低窪處安設放水器，以便及時放水。穿越公路、窪地等處時應根據具體情況做特殊施工處理。
第七章 地麵工程
第一節 地麵瓦斯抽放泵站
設計在回風斜井東南側建一瓦斯抽放泵站，占地麵積0.2ha。距回風斜井井口200m，距離主要建築及居住區大於50m，標高＋820m，高於當地最高洪水位。站房建築為聯合建築，采用磚混結構，瓦斯泵房長14m，寬8m；配電室、儀表室、控製室長5m，寬3m。聯合建築房屋簷口高4.5m。
泵房周圍設置圍牆，設有專用供水係統，水源來自礦井高山清水池。
泵房內設備為2BEA303型水環真空泵兩台、氣水分離器（泵自帶）、瓦斯管路等。
在泵房附近的出口處設有放水器，配備有13目×13目/cm2、網層數為4層的“三防”銅網式裝置。在瓦斯管路進、出口附近安設有放空管。
瓦斯抽放站內進出主管為DN250×6mm熱軋無縫鋼管，在進、出端主管和分支管路上均安設有閥門進行控製，在靠近用戶側的管路上安設有流量計和防爆器等附屬裝置。
第二節 瓦斯加壓站
一、加壓站布置
為了滿足瓦斯利用要求，設計在瓦斯抽放站附近建立小型瓦斯加壓站，占地麵積0.3ha。距離抽放站大於50m。
加壓站內擬建1座瓦斯儲氣罐和1座加壓機房聯合建築。瓦斯罐為低壓濕式螺旋氣罐，容積為5000m3，直徑16m。加壓機房聯合建築包括加壓機房、值班室、配電室和管子間。加壓站內以瓦斯氣罐為中心，布置環行車道，滿足消防的需要。
加壓機房聯合建築采用磚混結構，加壓機房長12m，寬6m；管子間長6m，寬4m；配電室、值班室長4m，寬3m。聯合建築房屋簷口高4.5m。
二、加壓機選型
選擇型號為MZ30-1250離心式加壓機，轉速為2900r/min,配套電機YB160M2-2型，功率15kW，輸氣量為43.5m3/min，出口升壓為10000Pa。共安裝2台加壓機，1台運轉，1台備用。
第四節　給水、排水
一、給水
1、設計用水量
1）瓦斯抽放站
瓦斯抽放站用水量為375.4m3/d。各分項如下：
（1）瓦斯抽放泵循環水量350m3/d；
（2）補充水量為20.4m3/d；
（3）未預見水量為5.0m3/d。
2）加壓站
加壓站用水量很少，主要是消防供水。
2、給水係統
抽放站和加壓站給水水源主要由地麵清水池供給。設計接管管徑為DN100mm。
在循環泵房內設鋼筋混凝土熱水池一座，容積為V=40m3(尺寸：長×寬×高＝8×2×2.5m)。在循環泵房內安設熱水循環泵2台，一用一備。水泵型號為：IS100－80－200，Q=50m3/h，H=11.5m。配YB180M－2電機，N=3.5kW)。
瓦斯抽放泵排出的熱水進入熱水池，然後由熱水循環泵通過DN80mm 的鋼管將水排至冷卻水池，熱水通過冷卻降溫處理後，靜壓供給瓦斯抽放泵循環使用。
二、排水
水環式真空泵為循環用水，不向外排放。
抽放站和加壓站排水采用明溝排水，生活汙水排至風井工業場地汙水處理係統。
第五節　采暖、通風
瓦斯抽放站采暖建築有瓦斯泵房、配電室、儀表室、控製室，加壓站的采暖建築主要有加壓機房、值班室、管子間和瓦斯氣罐，經計算耗熱量為 36401W。熱媒為0.2MPa壓力蒸汽，熱源由工業場地鍋爐房供給。散熱器選用光管散熱器或鑄鐵四柱型散熱器，管材全部采用焊接鋼管。
第六節　消防
瓦斯抽放站、加壓站內隻設消防管路，不設消防水泵和消防水池。消防用水取自地麵消防水池，消防水管直徑為DN100mm，並安設2座地下式消火栓。
第七節 供電及通訊
一、抽放站供、配電及照明
1、電源
瓦斯抽放站380V雙電源引自礦井地麵變電所，由地麵變電所二回電纜引入瓦斯抽放站變配電室，距離約700m。
2、配電
抽放站內低壓設備容量180kW，電壓等級380V，加上照明等負荷總裝機容量185kW。瓦斯抽放站配電室內安設低壓饋電開關4台、低壓隔爆開關2台。
3、照明
抽放站照明燈具選用隔爆型，照明電壓為：AC380/220V。電纜采用電纜溝與直埋相結合的方式敷設。站內設有02manbetx.com 照明。
二、加壓站供、配電及照明
1、電源
電源從礦井地麵變電所引入，供電距離約200m，供電電壓為380V。
2、配電
加壓站內低壓設備容量60kW，電壓等級380V，加上照明等負荷總裝機容量65kW，配電室內安設低壓饋電開關4台、低壓隔爆開關2台。
3、照明
加壓站照明燈具選用隔爆型，照明電壓為：AC380/220V。電纜采用電纜溝與直埋相結合的方式敷設。站內設有02manbetx.com 照明。
三、防雷接地
在抽放站、加壓站按《建築物防雷設計規範》（2000年版）設避雷線保護瓦斯排放管，在房頂設置避雷帶防感應雷。
在配電室設工作接地，接地電阻＜4Ω；在抽放站、加壓站分別設防雷接地和防感應雷接地，接地電阻均＜10Ω。
四、通訊
在抽放站、加壓站各設1台分機，與礦調度室直通。通訊電纜選用HYA-0.4市話通訊電纜，電纜沿電纜溝敷設，且與瓦斯管路距離不小於2m，線路總長度長度約520m；分線盒選用XF002係列。
第八章　發電工程
第一節 建設瓦斯發電的必要性
煤炭開采過程中將產生大量的瓦斯氣，其富含甲烷，是一種溫室效應遠高於二氧化碳的溫室氣體，由於附近沒有使用用戶，大量的瓦斯氣排入大氣，不僅浪費了能源，而且破壞周圍地區的生態環境。根據國家有關產業政策，本著資源綜合利用的宗旨，錦富煤礦結合本礦的實際情況決定建設一座2×500kW瓦斯發電廠，廠址位於本礦工業場地內，建成投產後，不僅拉長了煤礦的產業鏈、擴大當地社會就業機會，而且還增加了當地的財政收入，同時，本工程所發電量基本自用，雖不能起到對電力係統平衡的作用，但能對煤礦部分企業用電提供保證，從根本上解決礦井開采過程中排放大量廢棄瓦斯氣對環境的汙染問題，並將產生良好的經濟效益和社會效益。
第二節 裝機方案及總平麵布置
一、裝機方案
根據瓦斯抽放係統提供的瓦斯抽放量15m3/min，瓦斯濃度≥30%，每小時抽放900m3，年抽放量為6.48×106m3，抽放係統最低服務年限為52.6a。根據抽放瓦斯氣的參數並結合當地實際情況，選用燃氣發電技術，以達到資源綜合利用的效果。因高瓦斯燃氣機組對瓦斯的濃度要求比較嚴格，當進氣量不足或濃度低於30%以下時，機組會自動停機，所以本工程選用低濃度燃氣內燃發電機組，該種機組在國內使用很廣泛，每台500kW燃氣發電機組燃用上述濃度的瓦斯氣每小時耗量約500m3，根據抽放的瓦斯氣量，擬選用2×500kW燃氣內燃發電機組。為了更好的回收熱能，每台燃氣發電機組配置一台餘熱回收裝置，以此來提供煤礦的供熱需求。故本發電工程裝機方案為2×500kW燃氣內燃發電機組配2台針形管餘熱回收裝置。
其主要經濟技術指標如下：
1、年發電量：7×106kW.h
2、年供電量：6.65×106kW.h
3、年運行小時: 7000h
4、占地麵積：0.10ha
二、總平麵布置
在全廠總體規劃設計上，根據廠址的內外部條件，結合場地的地形、風向、地貌等自然條件，在滿足防火、安全、衛生等方麵的規範要求及考慮本電廠與礦區瓦斯氣輸送合理性等要求，對項目進行合理的布局分區。主要建（構）築物有：主廠房、逆流冷卻塔及水池、煤氣輸送站等。廠區力求功能分區明確，道路順暢簡捷，環境潔淨美觀，並盡可能的節省工程量，同時兼顧煤礦總體規劃。道路采用城市型道路，砼麵層，路麵寬度4.0m。場區內雨水采用自然排放。管線（溝）主要有：瓦斯氣管、暖氣管，電纜溝，消防水管，生產生活給水管，排水管等。
第三節 主機及輔助設備
一、主要機組技術參數
1）燃氣內燃發電機組
機組型號：500GF1-RW
發電機型號：1FC6 454-6LA42(防沙型)
額定功率：500kW
額定頻率：50Hz
額定轉速：1000r/min
額定電壓：400V
額定電流：902A
功率因數：0.8(滯後)
共2台
2）針形管餘熱回收裝置
型 號：KNPT04
換熱麵積：60m2
燃氣機組功率：500 kW
設計壓力：1.0Mpa
出水溫度：95℃
回水溫度：70℃
共2台
二、輔助設備
1） 熱水循環水泵
流量：20~42m3/h
揚程：31.5~24.5mH2O
配電機：N=5.5kW
共2台(1台備用)
2）冷水循環水泵
流量：70~200m3/h
揚程：36~28mH2O
配電機：N=15kW
共2台(1台備用)
3）補水泵
流量：2~8m3/h
揚程：30.8~26.4mH2O
配電機：N=1.5kW
共2台(1台備用)
4）全自動軟水器：LDZN(S)-4Ⅱ型
製水量2~4m3/h
殘留硬度：0~0.03μmol/L
共1台
5）軟化水箱：V=5m3 (2200×1800×1500)
共1台
三、燃燒係統
低濃度瓦斯發電機組所需瓦斯濃度範圍較寬，瓦斯加壓站加壓後的瓦斯壓力8~10KPa,除去管道壓損，進燃機前壓力5~7KPa,瓦斯氣經燃氣發電機組膨脹作功，作功後的高溫煙氣在采暖期通過針形管餘熱回收裝置換熱，換熱後的煙氣由於含塵量低，不需設除塵器，經消音器排入大氣，而在非采暖期間作功後的煙氣經餘熱回收裝置的旁路直接排放。
四、熱力係統
循環冷卻係統：從冷卻塔來的冷卻水經冷水循環水泵送入燃氣發電機組，通過油冷交換器和水冷交換器冷卻機組本身的軟化水和潤滑油。冷卻後的水利用餘壓返回到冷卻塔冷卻。
化學補充水係統：來自全自動軟水器的軟化水儲存到軟化水箱，再通過補水泵將軟化水補入到針形管餘熱回收裝置和燃氣發電機組，補充設備運行過程中損耗的水量。
針形管餘熱回收裝置產生的95℃熱水通過供熱母管送至熱用戶。從熱用戶返回的70℃熱水經熱水循環水泵送回餘熱回收裝置加熱，實現供熱循環。
餘熱回收裝置的排汙水彙至排汙水管並引到就近的排水溝，不再重複利用。
第四節 電氣部分
一、電氣主接線
本工程設計安裝2台500KW燃氣內燃發電機組，其發電工程建設在錦富煤礦場地，所發出的電能全部為企業自用。結合本礦電氣運行情況，電氣主接線考慮以下方案：電廠兩台發電機組配一台1250KVA升壓變壓器，發電機組輸出電壓為400V，經升壓變壓器升至10KV高壓，一回10KV高壓母線段接入煤礦35KV變電所並網運行。
二、電氣設備布置
電廠廠用電380V低壓設備和發電機組控製監控裝置布置在控製室內，10KV配電裝置布置在高壓配電室內。
三、電纜敷設
主廠房發電機組出線電纜主要采用電纜溝敷設，電纜分類布置在電纜溝內的電纜支架上，高壓電纜敷設在上層。電纜溝至各用電設備間電纜，穿鋼管埋地敷設。控製室與主廠房及高壓配電室間電纜主要采用電纜溝敷設。
四、繼電保護及控製信號
本工程在控製室安裝隨發電機組成套的保護測控裝置一套，以及綜合自動化控製保護裝置一套，用以對本廠10KV線路，380V廠用電係統、同期係統等電氣設施保護和測控。
五、電氣測量儀表
電氣測量儀表按《電測量電能計量裝置設計技術01manbetx 》（DL/T5137-2001）要求配置，並在並網開關櫃設電能計費係統。
六、照明係統
正常照明采用中性點直接接地的三相四線製係統供電，電壓~380/220V，各照明場所電源就近取自低壓配電櫃或動力配電箱。照明燈具的選型，根據照明燈具安裝場所環境選擇。
七、防雷與接地
主廠房等主要建築防直擊雷設避雷針或避雷帶保護，電動機設避雷器保護，廠區設一組保護接地網，全廠電氣設備的金屬外殼均通過各建築內的接地幹線與廠區接地網相連，接地電阻≤4Ω。
八、生產管理通信
本工程生產管理及行政通信接入煤礦通信係統，電廠僅設電話機，供電廠生產調度行政通信使用。第五節 主廠房布置
一、主廠房布置
主廠房由發電機組房、控製室、變壓器室、高壓配電室、水泵房和值班室幾個部分聯合組成。主廠房為單層布置，總長15.00 m，跨度為17.50 m，屋頂標高為6.00m。發電機組房總長10.00m，跨度10.20 m；燃氣發電機組共2台，平行布置在廠房內，相鄰兩台燃氣發電機組中心間距為5.00 m。發電機組房屋頂布置有針形管餘熱回收裝置及消音器。高壓配電室、控製室和變壓器室布置在發電機組房一側，總長5.00m，跨度為17.50m。水泵房和值班室布置在發電機組房前麵，水泵房長5.00m，跨度為7.30m；值班室長5.00m，跨度7.30m。發電機組房另一側設有大門，供機組安裝、檢修運行時使用。
二、采光與通風
主廠房采光方式為自然采光，通風方式為機械通風。
三、建築構造及設計要求
主廠房采用鋼筋砼框架結構。所有外牆均采用加氣砼砌塊，表麵為刷塗料牆麵。屋頂板為現澆鋼筋混凝土板，屋麵防水采用SBS防水卷材。屋麵采用有組織排水。
四、地基與基礎
主廠房地基按常規工程地質情況考慮，采用鋼筋砼柱下獨立基礎。 瓦斯輸配站為4×6m, 簷高5.0m。采用磚混結構，毛石條形基礎。
第六節 給排水係統
一、給水係統
循環水量見下表8-6-1
表8-6-1 循環冷卻水量
機組容量 油冷換熱器（m3/h） 水冷換熱器（m3/h） 循環水總量
（m3/h）
1×500kW 40 40 80
2×500kW 80 80 160
根據氣象條件，經計算2×500kW機組選用一座200m3/h逆流式玻璃鋼機械通風冷卻塔。
補給水量見下表8-6-2
表8-6-2 用水量表（m3/h）
序號 用水項目 冬季用水量 夏季用水量 備注
1 冷卻塔蒸發損失1.2% 1.92 1.92
2 冷卻塔風吹損失0.1% 0.16 0.16
3 冷卻塔排汙損失0.7% 1.12 1.12
4 熱網補充用水 1.36 0.12
5 其它用水 0.68 0.50
6 合計 5.24 3.82
注：其它用水按15%計。
發電廠水源由錦富煤礦組織，統一提供，經廠區內給水管網，供給電廠各用水點的水量及水壓。
二、排水係統
本工程的廠區生產廢水及少量生活汙水，彙集後進入排水管道，由煤礦統一處理後作為礦井生產用水。
第七節 采暖通風及空氣調節
一、采暖
電廠廠內各建築物采暖熱媒均采用95/70℃熱水，集中供熱，熱媒取自廠內餘熱回收裝置。采暖係統定壓采用補水泵定壓，補水定壓點設在循環水泵吸入口側。采暖係統一般采用單管上供下回式係統，生產廠房采用光管散熱器，其餘輔助建築物采用鑄鐵柱型散熱器。
二、通風、空氣調節
發電機組房的通風采用自然進風，機械排風的通風方式。氣流組織方式是冷風由廠房側窗進入室內，熱空氣由屋頂通風機排至室外。廠用高壓配電室設計考慮02manbetx.com 排風，02manbetx.com 排風機可兼作夏季排出室內餘熱用。設計采用自然進風，機械排風通風方式，排風機開關裝在便於操作地點，在發生火災時，通風機能自動切斷電源。
第八節 環境保護
一、擬建電廠主要汙染源和主要汙染物
擬建電廠環境空氣汙染源主要燃氣發電機組尾部排放的煙氣，主要汙染物為TSP（但量很小）;廢水主要有生產廢水和生活汙水。生產廢水主要包括化學酸堿廢水、機械冷卻水、餘熱回收裝置排汙水、冷卻塔排汙水等。主要汙染物為COD、BOD5及SS等;噪聲源主要為燃氣發電機組、冷卻塔及各類泵等。從噪聲類型看，主要有空氣動力噪聲和機械噪聲等。
二、環境保護措施
由於燃氣發電機組排出的煙氣中的含塵量較低故不需增加除塵設備，可滿足國家有關大氣排放標準要求;生活汙水排入礦區生活區水處理係統進行處理，達標排放。冷卻塔排水排入廠區排水係統，然後進入礦區廢水處理站統一處理後，回收利用;對噪聲的治理（即防噪、降噪），將主要從噪聲聲源上，噪聲的傳播途徑、受聲體等三方麵采取措施如下：主要設備定貨時，向製造廠家提出噪聲限製要求。設計時，對噪聲較大的設備加裝消聲器或隔聲罩，並將采取減震、防震措施，從聲源上控製噪聲對環境影響。在運行及管理人員比較集中，並且噪聲較大的工作場所設置值班室，對門窗采取隔聲吸聲措施（如密封門窗等）。本工程環保設施投資占總投資的1.95%。
第九節 消防
一、火災隱患分析
電廠的燃料是礦井開采過程中產生的瓦斯氣，極易著火。容易發生火災的部位是：（一）燃氣發電機組本體；（二）瓦斯氣管道。
電氣係統的電力電纜、電力變壓器、配電裝置、電動機以及各種照明設備等具有較大的火災危險性。
二、防火等級的確定
電廠建、構築物火災危險性及耐火等級如下：
建築物、構築物名稱 生產過程的火災危險性 最低耐火等級
主廠房 丁 二級
冷卻塔 戊 三級
三、消防設計主要原則及措施
全廠消防係統貫徹“預防為主，防消結合”的方針，消防係統采用水消防。本工程在廠區現有的道路基礎上，依據有關消防的規範、規程增加消防通道，滿足消防的要求。設置一定數量的室外地下式消火栓，發電機組房、控製室設有消防管道及室內消火栓，變壓器室、高壓配電室采取七氟丙烷無管網滅火裝置，移動式滅火器等。本工程消火栓滅火係統消防用水量按15l/s考慮，最大消防水壓按0.30MPa設計。消火栓係統按機房考慮，火災延續時間按2h計，一次消防用水量為108 m3。
第十節 勞動安全業和工業衛生
電廠工藝生產過程中產生的危害主要有：燃氣發電機組運行中產生的噪聲、煙道產生強烈的噪聲以及補水泵、熱水循環泵、冷水循環泵等運行時產生的高噪聲，這些噪聲將會危害工人的健康，破壞工人正常工作條件。發電機組的煙道外壁是高溫熱源，向主廠房散發熱量，惡化工作環境。油係統、瓦斯氣係統和電氣設施的起火和爆炸也同樣對工業生產造成危險。為了保證本電廠長期安全、經濟運行，在工程設計中已經充分考慮了在係統設備、布置等各方麵的安全性、可靠性、經濟性及文明生產的要求。對電廠進行防火、防爆、防塵、防毒和防腐蝕，電氣安全保護措施、噪聲防治、防暑降溫等，更有效地改善職工的生產勞動條件，保護職工的身心健康，做到安全清潔生產。
第十一節 節能
本工程燃用煤礦開采中產生的瓦斯氣，解決了瓦斯對周圍環境的影響，變廢為寶，生產了大量的電力及熱能。工藝係統設計從方案、原則的確定上考慮節約和合理利用能源，做到不使用淘汰產品，盡量采用新開發、新技術並通過鑒定的新型產品。本工程所選用的主輔機設備，除要求保證可靠性、安全性外，力求選用新型、高效、低耗的節能型產品，如高效風機、節能型電機等。根據工業流程，合理布置廠房和設備，盡量減少管道長度，既可降低能源消耗，又可節約原材料。在電氣設備的布置及供電方式的選擇上，從可靠性、經濟上進行方案比較，按少增設備，少敷設電纜，分區供電，達到節省設備和材料，降低損耗，降低廠用電率，達到節能的目的。電纜敷設上，統一考慮，采用架空與地溝相結合的方式，使電纜盡量接近電負荷處，以縮短電纜長度。全廠采用高效節能燈具，在同樣功率下，較普通光源大，從而實現提高光效和節能的目的。在保溫材料的選用上，根據不同介質溫度和設備、管道外形，分別采用性能良好的新型保溫材料。在設計中盡量考慮一水多用，廢水回收，重複利用，做到向自然水體少排水或不排水。加強用水的管理措施，生產生活用水做到統一調度，統一管理；加強用水的計劃性，按照電廠的主要用水設備，在設計上規定用水指標，加強計量管理；瓦斯發電廠投產後，製定標準，使節水標準化。
第九章　瓦斯抽放利用監測及控製
第一節 井下瓦斯抽放監測
井下瓦斯抽放監測為瓦斯抽放管路監測。
對抽放瓦斯主管、分支管路都需安裝瓦斯抽放參數傳感器，測定管道內的瓦斯壓力、壓差、溫度和甲烷濃度，以便計算瓦斯抽放量。
第二節 地麵瓦斯利用監測
地麵瓦斯利用監測包括抽放站監測和加壓站監測兩部分。
一、抽放站監測
對抽放泵的工況(軸溫和供水狀態)、抽放泵房環境甲烷濃度、管道內瓦斯壓力、壓差、溫度、甲烷濃度等參數進行監測。
泵站管道參數采用孔板、瓦斯抽放多參數監測傳感器監測。通過非接觸式紅外測溫傳感器和開停傳感器監測抽放泵的工作狀態。通過低濃度甲烷傳感器監測抽放泵房內的環境瓦斯濃度，並實現報警、斷電。
設計配備一套MDM95型瓦斯抽放泵站監控係統，其技術參數如下：
信道能力 模擬量24路，開關量8路
控製量 1路報警，3路斷電（可控製3台瓦斯泵）
輸入信號 模擬量200~1000HZ，開關量0/5V
供電電源 AC127V，50HZ.
二、加壓站監測
對加壓機的工況、加壓機房環境甲烷濃度、瓦斯輸送管道內瓦斯壓力、壓差、溫度、甲烷濃度等參數進行監測。
管道參數采用孔板、MDM型瓦斯抽放多參數監測傳感器監測。通過非接觸式紅外溫度傳感器和開停傳感器監測加壓機的工作狀態。通過低濃度甲烷傳感器監測抽放泵房內的環境瓦斯濃度，並實現報警、斷電。
三、監測設備配備
瓦斯抽放站、加壓站及井下瓦斯抽放係統配備了必要的監測設備，見表9-2-1。
表9-2-1 　　　　　　監測設備配備表
設 備 名 稱 型 號 數 量
瓦斯站 加壓站 井下
光學瓦斯鑒定器 AQG-1 2 2 2
U形壓差計 DYB3 2 2 4
空盒氣壓計 DYM3 2 2 2
補償式微壓計 YJB-105 1 1
孔板流量計 2 2 4
抽放管道參數測定儀 WGC 1 1 1
瓦斯流量、濃度檢測報警儀 SNL-1 4 2 4
瓦斯抽放多參數檢測傳感器 MDM9501 2 2 4
瓦斯抽放監控係統 MDM95 1
溫度傳感器 KJA5 2 2
開停傳感器 KJFK-1 2 2
第十章 環境保護
第一節　抽放瓦斯工程對環境的影響
礦井瓦斯的主要成份為CH4和N2，不含硫化物和其他有毒物質，是一種潔淨的優質能源。當其與水體接觸後不會產生新的汙染。
瓦斯是氣體燃料，不含灰份，也沒有硫化物，燃燒後不產生粉塵。與燃煤相比，可減少SO2排放量、飛灰、爐灰和運輸量，提高礦區大氣的潔淨度。所以，抽放瓦斯並加以利用，對保護環境是十分有利的。
抽放工程對環境的影響主要是水環式真空泵和電機產生的噪聲對環境會造成一定的影響。真空泵采用循環供水，不對外排放，隻有少量生活用水排放，不會對環境產生較大影響。
第二節　汙染防治措施
一、噪聲防治措施
噪聲治理主要考慮聲源控製，其措施如下：
1、在設計選型時，選擇噪音低、具有先進水平的2BEC係列水環式真空泵，配置頂式放水器，噪音小於90分貝。
2、在真空泵電機外側加隔音罩，降低電機的噪音。
3、在建築結構上進行隔聲處理，建築材料采用磚、混凝土等高性能隔聲材料，窗戶采用雙層結構。值班室與瓦斯泵房隔開，內牆表麵采用吸聲設計，以保證值班室內噪聲低於規定要求值，減少噪音對值班人員的危害。
4、循環水泵采用可曲撓橡膠接頭防噪。
5、采用遠距離操作，在控製室即可完成對真空泵的開、停控製。
二、生活汙水處理
抽放站生活汙水量很小，與礦井工業場地的生活汙水合並後送入汙水處理廠，統一進行二級生化處理，經處理後的生活汙水達到《汙水綜合排放標準》的要求後排入附近河溝。
第三節　抽放站綠化
綠化在防治汙染、保護和改善環境方麵起著極其重要的作用。綠化具有調溫、調濕、吸塵、改善小氣候、淨化空氣和減弱噪聲等功能。綠化以實用經濟美觀為原則，采取平麵綠化與垂直綠化相結合的方式植樹種草。如沙打旺、草木樨、苜蓿，盡量提高礦井的綠化覆蓋率，改善抽放站場地的景觀，
瓦斯抽放站綠化係數按20%設計。設置綠化帶，降低噪音和淨化空氣。
第十一章　抽放瓦斯組織管理及安全措施
本礦井瓦斯抽放工作製度為三班製。為了保證安全、正常地進行瓦斯抽放工作，提高瓦斯抽放效果，本設計按照《煤礦01manbetx 》和《礦井瓦斯抽放管理規範》的有關規定，在安全和組織管理方麵考慮了以下措施。
第一節　組織管理
一、建立抽放瓦斯的專門機構，配備專業施工隊伍，負責瓦斯抽放工程的施工和日常管理工作。所有人員必須經過培訓合格後才能上崗。
二、瓦斯泵房的設備和管路係統除日常檢查外，應建立定期檢查維修製度。
三、在抽放區主管和分支管路上安設有瓦斯流量、濃度、負壓等檢測裝置，同時還配備專人定期進行巡回檢測，以便掌握不同地點的抽放狀況。此外，還配有專人進行放水和管路維護，處理管路積水和漏氣，以保證管路暢通無阻。
四、對抽放方法及其有關參數，需在抽放實踐中進一步考察和驗證，以便確定合理的綜合抽放方法。達到合理布置鑽孔，提高抽放效果。
五、抽放泵站的司機及值班人員必須經過專門培訓，使其熟悉瓦斯抽放的有關規定，掌握各種安全、監控儀表和設備的用途及其操作程序。
第二節　安全措施
在井下打鑽地點，安設有瓦斯遙測斷電儀，一旦瓦斯超限，自動切斷鑽機電源，並發出報警。打鑽人員應及時撤離施工地點。
在打鑽過程中，如遇鑽孔瓦斯壓力和湧出量較大時，應加強通風並采取防止瓦斯噴出的措施，以保證施工人員的安全。
鑽機的操作人員必須經過專門培訓後方可上機操作，並須嚴格遵循鑽機的01manbetx 和安全注意事項。操作人員不能靠近旋轉部件和滑動部件站立；不能把手放在夾盤和鑽杆夾持器之間；不能穿太鬆的衣服和使用手動工具；在馬達和水泵周圍須安設保護裝置；操作者應嚴密注視著鑽杆的位置和它的運動，防止鑽杆被卡住；助手不要正對著站在鑽杆的後麵。
瓦斯抽放鑽孔在施工完畢後，應及時封孔並接入抽放，防止巷道瓦斯超限和發生瓦斯事故。
地麵管路埋於地下，采取了防凍和防腐措施，瓦斯管路與建築物和其他設施之間按規定留有安全距離。
泵站進出端管路上設置有防回火、防回氣、防爆炸裝置，泵房設有防雷接地裝置。泵房建築采用不燃性材料，泵站設有消火栓。
泵站內的所有設備和儀表均選用防爆型。
泵站內配有MDM95型瓦斯抽放泵站監控係統，監測抽放管內的瓦斯流量、濃度、負壓和泵房內的瓦斯濃度、電機軸溫和真空泵的水溫等參數，一旦出現異常，自動切斷真空泵電機電源。
第十二章　技術經濟
第一節 勞動定員
礦井設瓦斯抽放公司，實行獨立核算，自負盈虧，對礦井和瓦斯用戶實行有償服務。
根據崗位設置，瓦斯抽放公司的勞動定員在籍人數為69人，詳見表12-1-1。
表12-1-1　　　　　　　勞動定員表
類 別 出 勤 人 數 替補人數 在籍人數 備 注
夜班 早班 中班 小計
1.管理人員
　經理 1 1 1
　技術員 1 1 1
　材料、統計勤雜 2 2 2
　小計 4
2.井下人員
　鑽探工 8 8 8 24 3 27
　封孔接管工 3 3 3 9 1 10
　儀表監測工 1 1 1 3 3
　放水工 2 2 2 6 1 7
　維修工 2 2 2 6 1 7
　小計 54
3.地麵人員
　開泵工 2 2 2 6 1 7
　維修工 2 2 2
　計量收費工 1 1 1
　管路維護工 1 1 1
　小計 11
　合計 69
第二節　投資估算
一、投資概算
經計算設計總投資為6860.71萬元，投資構成見表12-2-1。

表12-2-1　　　　　　　　　投資構成表　　　　　　　單位：萬元
名　稱 鑽 孔
工　程 土　建
工　程 設　備
購　置 安　裝
工　程 其 他
費 用 總 計
投資金額 509.91 96.01 2721.40 2977.79 555.60 6860.71
投資比重(%) 7.43 1.40 39.67 43.40 8.10 100.00
二、投資來源
根據企業投資計劃，該項目總投資為6860.71萬元，投資構成如下：申請國債2580萬元，地方配套1650萬元，企業自籌910.71萬元，銀行貸款1720萬元。
第三節　主要技術經濟指標
瓦斯抽放工程主要技術經濟指標見表12-3-1。
表12-3-1　　　　　　主要技術經濟指標
序號 項 目 單 位 指 標 備 注
1 年抽放量 Mm3/a 6.48
2 年工作天數 d 300
3 抽放泵數量 台 2
4 建構築物總體積 m3 9182
5 職工在籍人數 人 69
6 勞動生產率 m3/工 313
7 占地麵積 ha 0.5
8 總投資 萬元 6860.71

目 錄
前 言 1
第一章 礦井概況 3
第一節 井田概況 3
第二節 地質及構造情況 3
第三節 煤層賦存情況 7
第四節 礦井開拓與開采 11
第五節 礦井通風與瓦斯 12
第二章　抽放瓦斯設計參數 14
第一節　煤層瓦斯基本參數 14
第二節 礦井瓦斯儲量 15
第三節　礦井瓦斯可抽量 17
第四節　礦井瓦斯湧出量 17
第五節 抽放規模及服務年限 20
第六節 礦井瓦斯抽放率 21
第三章　抽放方法設計 22
第一節 瓦斯來源分析 22
第二節 抽放瓦斯方法選擇 23
第三節 抽放參數的確定 26
第四節 抽放鑽孔布置及施工 27
第五節 抽放施工設備選型 30
第四章　瓦斯抽放係統計算及設備選型 31
第一節 抽放管路係統的確定 31
第二節 抽放管路係統計算 32
第三節 瓦斯管路的附屬裝置 34
第四節 瓦斯管路的敷設及質量驗收 34
第五章 瓦斯抽放泵選型計算 36
第一節 瓦斯泵流量計算 36
第二節 瓦斯泵壓力計算 36
第三節 抽放泵選型 37
第六章　瓦斯利用係統設計 38
第一節　瓦斯利用途徑及方案 38
第二節 瓦斯利用輸配係統布置 38
第七章 地麵工程 40
第一節 地麵瓦斯抽放泵站 40
第二節 瓦斯加壓站 40
第四節　給水、排水 41
第五節　采暖、通風 42
第六節　消防 42
第七節 供電及通訊 42
第八章　發電工程 44
第一節 建設瓦斯發電的必要性 44
第二節 裝機方案及總平麵布置 44
第三節 主機及輔助設備 45
第四節 電氣部分 48
第五節 主廠房布置 49
第六節 給排水係統 50
第七節 采暖通風及空氣調節 51
第八節 環境保護 52
第九節 消防 52
第十節 勞動安全業和工業衛生 53
第十一節 節能 54
第九章　瓦斯抽放利用監測及控製 55
第一節 井下瓦斯抽放監測 55
第二節 地麵瓦斯利用監測 55
第十章 環境保護 57
第一節　抽放瓦斯工程對環境的影響 57
第二節　汙染防治措施 57
第三節　抽放站綠化 58
第十一章　抽放瓦斯組織管理及安全措施59
第一節　組織管理 59
第二節　安全措施59
第十二章　技術經濟 61
第一節 勞動定員 61
第二節　投資概算 61
第三節　主要技術經濟指標 62
附錄
東於煤礦瓦斯開發與利用方案《設計委托書》
附件
一、東於煤礦瓦斯開發與利用方案主要機電設備及器材目錄
二、東於煤礦瓦斯開發與利用方案設計概算書