城郊井田毕业设计.doc

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1、1 矿区概述及井田地质特征1.1矿区概述1.1.1地理位置与交通城郊井田位于河南省永城市境内，覆盖城关乡、城厢乡的全部及侯岭、双桥、十八里、蒋口乡的一部分。南北长约8.3km，东西宽约4.95km，勘探面积约44km2。矿井北临陈四楼井田，南接新桥井田，地理坐标为：东经11617301162521，北纬335352340035。图111 城郊矿交通位置图井田内地势平坦、交通方便。永城市西北至陇海铁路商丘东站约95km，夏邑东站62km；东北至京沪铁路徐州车站约100km，东南至宿州车站约75km，距京九铁路的亳州车站55km，且均有柏油公路相通。乡村之间公路相通（见图111）。1.1.2地形地

2、貌城郊井田位于淮河冲积平原的东部 ，地势平坦，海拔标高为+30m，微向东南倾斜。区内新生界松散沉积物广泛分布，厚度一般为100m左右。工业广场标高+35.0m。1.1.3主要河流城郊井田内地表水系不发育，仅有淮河支流的沱河从本区北中部自西向东流过，沱河源于商丘北侧响河，雨季流量剧增，旱季干涸无水，属季节性河流。实测最高洪水位标高+29.79m，（1963年8月9日），年平均水位标高+26.39m，最大流量384m3/s（1963年8月9日），年平均流量一般为12m3/s。其上游永城市段常年关闸蓄水，致使下游断流无水。本区地处中纬34附近，属半干旱、半湿润季风型气候，蒸发量大于降雨量，干湿差大，

3、四季分明。年平均气温14.3 ，日最高气温41.5，日最低气温为-23.4。年平均降水量962.9，年最大降水量1518.6，年最小降水量556.2。大气降水量多集中在78月份，可占全年降水量的50%以上，年蒸发量1808.9。永城地区受地震影响不大，地震烈度小于6度。1.2井田地质特征1.2.1质构造城郊井田位于北北东向的永城隐伏背斜的西翼中段，北北东向断层构造居主导地位，其次是近东西向构造，局部发育有北西向构造。总体构造特征是以宽缓褶皱为主，伴随一定数量的断裂构造，且多集中在表现明显的背、向斜两侧。见图121城郊井田构造纲要图。1）褶皱构造井田内褶皱构造除柏窑背斜与蒋阁向斜比较紧密外，其余

4、均属褶幅不大的隆起和凹陷。主要有：四里禅向斜、柏窑背斜。2）断裂构造井田地层走向为北北东向，中部、北部由于受小褶曲的影响，呈波状起伏，走向变化较大。地层产状总趋势向南西西方向倾斜，地层倾角一般在815,褶皱和断裂构造呈北北东向和近东西展布。本井田精查勘探时在44km2范围内组合大小断层5条，其中较大的断层有3条，井田东北部即以一大断层为界。总之，整个井田以近北北东向断层构造居主导地位，其次是近东西向构造，局部发育有北西向构造。总体构造特征是以宽缓褶皱为主，伴随一定数量的断裂构造。晚古生代中基性岩浆岩活动比较强烈，并对煤层有一定的破坏作用。图121 城郊井田构造纲要图 1.2.2文地质条件新生界

5、松散层划分为四个含水层组及四个隔水层组，由于新生界底部砂层少，富水性又弱，与基岩之间有平均厚44.29m的粘土隔水层，对矿床一般无充水影响。煤层顶板砂岩裂隙水是矿床主要直接充水的水源，但由于井田内砂岩富水性很弱，渗透性差，径流滞缓，补给源不足，故对将来的矿床开采一般不会造成太大的威胁。太原组上段灰岩是开采二2煤层的间接充水含水层，二2煤底板下距K3（L11灰岩，平均厚1.64m）平均距离50m，距L8灰岩（平均厚10.49m）平均距离80m，L8上距L11一般平均在30m左右，其间又有泥岩，砂质泥岩相隔，基本无水力联系，因此，如不受断裂构造影响，正常情况下不会造成突水。本井田断层富水性微弱，具

6、有一定的隔水性能，一般情况下不会发生大导水威胁。综上所述，本井田是一个与外部水力联系微弱，补给不足的较完整的独立水文地质单元，开采煤层远离地表水体，无流水影响，间接充水岩层“灰岩”虽然单位涌水量较大，局部在断层处有与煤层对接的可能性，如留好煤柱，远离断层，一般是不会突水的，本矿井水文地质，工程地质条件属中等类型。矿井正常涌水量380m3/h，考虑上段灰岩突水，最大涌水量为420m3/h。1.2.3 地温井田内地温仅随深度的增加而增加。井田的平均地温梯度为2.67 /100m，从地温梯度看，浅部地温梯度较高，深部地温梯度较低。从二煤组煤层、三煤组煤层地温等值线图上看出，等温线与煤层底板等高线基本

7、平行，二煤组煤层-500m以浅的地温一般低于30C，-600m以深的地温除井田东南部小面积低温区外，一般为一级高温区。在3127孔（F3断层西侧）-700m以深地段，地温大于31，为一级高温区，其余地段地温一般低于31。1.3煤层特征1.3.1煤层埋藏条件煤层走向为东西走向，北高南低，平均倾角为8，其中上部煤层更加平缓，倾角只有2度到5度，下部煤层倾角较大，有10度左右。煤层上部露头深度大约有30m。本井田的主要含煤地层有下二叠统山西组（P1s）及下石盒子组（P1 x），两组煤系地层总厚度平均172.17m，煤层总厚度平均9.22m，总的含煤系数为5.93%。下二叠统山西组（P1s）含二煤组，

8、由13个分层组成，分层编号从下至上分别为二1、二2、二3，合并为2#煤，煤层平均总厚度为2.95m，含煤系数为3.8%。下石盒子组（P1x）含三煤组，由47个分层组成，分层编号从下至上分别为三1、三21、三、三3、三4、三5、三6及三7，合并为3#煤，煤层总厚度为4.18m，含煤系数为9.0%。井田内二2、三1、三、三4煤层为可采煤层，详见煤层情况一览表。1.3.2煤质二2煤层属低灰分，特低硫，特低磷，高发热量，易选的优质无烟煤。三1煤层以富灰分为主，特低硫，特低磷，中等发热量，中等难选的无烟煤。三22和三4煤层为中灰分，特低硫，特低磷，中高发热量，中等可选性的无烟煤。各可采煤层中贫煤数量较少

9、，除它的发热量量稍高于无烟煤外，其它煤质特征与无烟煤相似。二2煤层为无烟煤，首先可作为化工用煤，包括气化用煤及发生炉煤气用煤和化肥用煤，其次作为动力用煤及民用燃料等。三煤组各层煤可用于发电，水泥工业及民用，详见可采煤质特征表。1.3.3煤层顶底板三煤组煤层直接顶板，底板主要为薄层状泥岩，砂质泥岩，局部为粉砂岩，抗压强度一般小于600kg/cm2（局部大于600kg/cm2），稳定性差，管理有一定困难。二煤组煤层直接顶，底板多为细中粒砂岩，厚层状泥岩（厚度一般大于5m），局部为砂质泥岩或落层状泥岩，抗压强度一般大于600kg/cm2 ，岩石的完整性，稳定性较好，顶板易于管理，底板一般不易发生底鼓

10、。1.3.4瓦斯、煤尘等井田中各煤层沼气含量一般小于0.5cm3/g，属低沼气矿井。各煤层均无煤尘爆炸危险。各煤层均属不自燃发火煤层。表131 煤层情况一览表煤组号煤层编号煤分层数煤厚最小最大平 均(m)间距最小最大平 均(m)夹矸层数可采情况含煤系数煤层稳定性三煤组三710.200.500.380不可采9.0%不稳定0.6221.024.10三610.121.200.530不可采不稳定0.4314.293.75三5120.201.170.5701偶见可采点不稳定0.9014.406.57三4130.053.551.4502大部可采较稳定0.409.354.10三310.20.950.30不可

11、采不稳定0.5215.214.32三22121.54.624.1801可采较稳定（31线以南稳定）0.205.811.52三2110.200540.340不可采不稳定0.576.812.67三1120.32.031.0501大部可采较稳定偏不稳定表132 可采煤质特征表煤层编号煤质牌号原 煤精 煤Ad(%)St.d(%)Qnet.ad(MJ/kg)Ag(%)Vr(%)Cc(%)Hr(%)三22WY13.6834.0420.10(83)0.231.470.62(57)18.130.627.5(76)2.4513.368.04(72)6.309.538.36(67)90.6393.6992.23(

12、40)3.524.433.93(40)TR16.7926.3020.72(11)0.420.610.54(7)24.629.327.5(11)4.3611.887.89(11)9.9711.4410.55(11)90.4091.9591.14(9)3.814.494.16(9)二2WY8.6435.6714.41(178)0.141.050.498(8)20.732.428.5(155)2.5011.536.23(147)5.629.867.80(145)91.0395.2992.76(98)3.244.203.78(101)TR13.3215.0114.35(4)0.101.000.49(8

13、)29.630.429.9(4)3.978.966.58(4)10.0310.7210.41(5)90.5291.7091.23(3)3.944.194.05(3)二煤组二310.20.400.301.405.102.910不可采3.8%不稳定二2120.327.682.9501全区可采稳定23.0140.0830.47二1120.250.550.4001不可采不稳定2 井田境界与储量1.1井田境界2.1.1井田境界在煤田划分为井田时，要保证各井田有合理的尺寸和境界，使煤田各部分都能得到合理的开发。煤田范围划分为井田的原则有：1）井田范围内的储量，煤层赋存情况及开采条件要与矿井生产能力相适应；

14、2）保证井田有合理尺寸；3）充分利用自然条件进行划分，如地质构造（断层）等；4）合理规划矿井开采范围，处理好相邻矿井间的关系。根据以上原则，矿井井田北以F6断层及人为边界为界，西部以F10断层为界，并有煤层露头，煤层露头约4.70km，东南方向均以人为边界为界。2.1.2井田特征井田内部有南北走向F4、F48及F16三条断层将井田隔断，整个井田面积约44km2,由于开采上限为煤层露头，故无扩大的可能；煤层下部边界有待继续进一步的勘探，尚有扩大的可能。井田走向较长，最大走向长度为7.55km,走向最小长度5.65km,平均走向长度6.86km；井田倾向较长，最大倾向长度只有9.24km，最小倾向

15、长度3.54km，平均为6.45km，井田大致呈梯形分布。煤层上部较平缓，近水平分布，下部煤层倾角较小，最小为2，煤层最大倾角为12，整个井田煤层倾角约8。2.2 矿井工业储量本矿井设计只对2#、3#煤层进行开采设计，主采煤层为3#煤，其中2#煤层厚2.95m，3#煤层厚4.18m。边界露头线为-260m，-740m以下的煤炭储量尚未探明，作为矿井的远景储量。本次储量计算是在精查地质报告提供的110000煤层底板等高线图上计算的，储量计算可靠。井田范围内的煤炭储量是矿井设计的基本依据，煤炭工业储量是由煤层面积、容重及厚度相乘所得，其公式一般为：Zg=SMR （211）其中：Zg矿井的工业储量，

16、t； S 井田的倾斜面积，km2； M煤层的厚度，m； R 煤的容重，t/m3，取R=1.45 t/m3。则：Zg=44106（4.18+2.95）1.45/cos8 =454894000/cos8t=45936.45万t其中，3#煤层Zg3=44 1064.181.45/cos8=26930.49万t 2#煤层Zg2=441062.951.45/cos8=19005.96万t煤层最小可采厚度为2煤层，2.95m。2.3 矿井可采储量2.3.1边界煤柱边界煤柱可按下列公式计算Z1=LBMR （221） 其中： Z1边界煤柱损失量，m； L边界保护煤柱宽度，m； B边界长度，m； M煤层厚度，m

17、； R煤的容重，t/m3，取R=1.45t/m3。井田边界煤柱按一侧40m的宽度留置，总长度为27km。则井田的边界煤柱为： Z1=2710340（4.18+2.95）1.45 =1116.56t2.3.2断层保护煤柱断层两侧保护煤柱由于水大以及落差较大，可按每侧40m宽度留置，井田内有断层三条，长度分别为3.9Km，2.5Km和3.2Km，因此断层保护煤柱损失量为： Z2=（3.9+2.5+3.2）10340（4.18+2.95）1.452= 793.99 万t2.3.3工业广场煤柱根据煤炭工业设计规范第5-22条规定：工业广场的面积为0.81.1平方公顷/10万吨。本矿井设计生产能力为30

18、0万吨/年，则30（0.81.1）=2.43.3，在此取工业广场占地面积为30公顷，即30万m2。所以取工业广场的尺寸为550m550m的正方形（见图221所表示）。在计算矿井可采储量时，工业广场保护煤柱可按井田工业储量的5%留置，因此工业广场的煤柱量为：表2.3.1工广、村庄保护煤柱设计参数 650m41.8m35m15m841707064.4工业广场保护煤柱面积为1234475m2，即煤柱损失量为：Z3=1234475（4.18+2.95）1.45/cos8 =12888045t =1289万t2.3.4煤层露头保护煤柱基岩面有一定的松散层含水层覆盖时，防水安全煤岩柱的垂高Hf，应等于导水

19、带裂缝高度和Hl与保护层高度Hb之和，如下图所示： 1：裂隙带边界 2：冒落带边界 3：采空区Hb：保护带高度 Hl ：冒落带垂高 Hf：防水煤柱全高Hf = Hl+ Hb冒落带高度计算：Hm -冒落带最大高度，mM - 煤层厚度或采高，mK -岩石碎胀系数，K=1.3 - 煤层倾角保护层厚度选取：覆岩岩性中硬，松散层底部粘性土层厚度大于累计采厚，所以累计采厚，n：煤层分层数所以露头煤柱宽度为（14.07+14.26）/tg8 =201.58 202m保护煤柱损失煤量为Z4=20247001.457.13/cos8 = 991.12万t2.3.5保护煤柱总量合计煤柱为P =Z1+Z2+Z3+Z

20、4=1116.56+793.99+1289+991.12=5198.49万t其中P3#=3047.64万tP2#=2150.83万t综合以上计算，则矿井的可采储量按下式计算： Zk=(Zg-P) C （221）其中：Zk-矿井的可采储量，t； Zg-矿井的工业储量，t； P -保护工业场地、井筒、井田境界、河流、湖泊、建筑物等留设的永久煤柱损失量，t； C -采区采出率。现在分煤层计算可采储量：3#煤层 Z3# = (Zg3-P3#) C3#=（26930.49-3047.64）75%= 18312.14万t2#煤层 Z2# = (Zg2-P2#) C2#=（19005.96-2150.83）

21、80%= 14434.11万t则：Zk = Z2#+Z3#=18312.14+14434.11=32746.25万t即矿井可采储量为32746万吨。后附矿井分水平储量分配表，详见表221。 表221 矿井分水平储量分配表开采水平工业储量（万t）可采储量（万t）服务年限（a）-700水平24303.8117325.2140.95-800水平21632.6415421.0436.92合计45936.4532746.2577.873 矿井工作制度、设计生产能力及服务年限3.1矿井工作制度按照煤炭工业矿井设计规范中规定，参考关于煤矿设计规范中若干条文修改的说明，确定本矿井设计生产能力按年工作日330天

22、计算，“四六”制作业（三班生产，一班检修），每日三班出煤，净提升时间为16小时。3.2矿井设计生产能力及服务年限3.2.1矿井设计生产能力的确定矿井生产能力主要根据矿井地质条件、煤层赋存情况、开采条件、设备供应及国家需煤等因素确定。针对城郊矿的实际情况：地质构造相对较简单，储量丰富，煤层赋存较稳定，为近水平煤层（倾角8），主采3#煤层，平均厚度为4.18m；瓦斯涌出量较小和水涌出量中等，采用综合机械化的开采方法。所以根据以上条件，确定本矿井的年设计生产能力为300万t/年。3.2.2井型校核下面按矿井的实际煤层开采能力，及辅助生产环节的能力、储量条件及安全条件等因素对井型进行校核。1）矿井开采

23、能力校核矿井的开采能力取决于回采工作面和采区的生产能力，根据本设计第四章矿井开拓及第六章采煤方法可知，该矿井由于煤层地质条件好，主采煤层3#煤煤层较厚，可布置一个综采工作面保产，煤层开采能力能满足矿井设计生产能力。2）辅助生产环节的能力校核本设计的矿井为大型矿井，开拓方式为立井两水平开拓。主井采用2对20t底卸式提升箕斗，提升能力大，能满足提升方面的要求。大巷采用胶带输送机运煤，运输能力很大，自动化程度很高，原煤外运不成问题。辅助运输2.0吨矿车运输，机动性强。井底车场采用卧式车场，调车方便，通过能力大，满足矸石、材料及人员的调动要求。所以辅助生产环节完全能够满足设计生产能力的要求。3）通风安

24、全条件的校核本矿井瓦斯涌出量为0.5m3/t，属于低瓦斯矿井。煤尘无爆炸性危险。水文地质条件简单，涌水量中等（380 m3/h）。矿井通风在第一水平初期时采用边界式通风，通风系统简单，有专门的风井回风，可以满足通风的要求。4）储量条件校核井田的设计生产能力应于矿井的可采储量相适应，以保证矿井有足够的服务年限。矿井服务年限的公式为：T=Zk/(AK) （321）其中：T 矿井的服务年限，a； Zk矿井的可采储量,t ； A 矿井的设计生产能力，300万t/a； K 矿井储量备用系数，取1.4。则：T =32746.25/（3001.4）=77.87a5）第一水平服务年限校核由本设计第四章井田开拓

25、可知，第一水平的可采储量为17325.21万t，那么第一水平的服务年限的计算公式为：t=Zk1/(AK) （322）其中：t 矿井第一水平的服务年限，a； Zk1矿井第一水平的可采储量,t ； A 矿井的设计生产能力，300万t/a； K 矿井储量备用系数，取1.4。则： t =17325.21/（3001.4）=40.95a不同矿井设计生产能力时矿井服务年限如表321所表示。表321 不同矿井设计生产能力时矿井服务年限矿井设计生产能力 矿井设计服务年限 第一水平设计服务年限煤层倾角（Mt/a）（a）456.0及以上80403.05.070351.22.4602025200.450.95025

26、2015由表321可知，矿井的开采服务年限完全符合规范的要求，第一水平的服务年限符合矿井设计规范的的要求。4 井田开拓井田开拓是在总体设计已经划定的井田范围内，根据精查地质报告和其它补充资料，具体体现在总体设计合理原则，将主要巷道由地表进入煤层，为开采水平服务所进行的井巷布置和开掘工程。其中包括确定，主、副井和风井的井筒形式、深度、数量、位置、阶段高度、大巷位置、采（带）区划分以及开采顺序与通风运输系统。4.1井田开拓的基本问题4.1.1井筒形式、数目的确定1） 井硐形式的确定平硐、斜井与立井开拓的优缺点比较平硐开拓的优点是运输环节少，设备少，系统简单，费用低，但受地形及埋藏条件限制，只适用于

27、赋存较高的山岭、丘陵或沟谷地带，并且要便于布置工业场地。斜井开拓与立井开拓相比，井筒施工工艺、施工设备与工序比较简单，掘进速度快，井筒施工单价低，初期投资少；地面工业建筑、井筒装备、井筒装备、井底车场及硐室都比立井简单，井筒延深施工方便，对生产干扰少，不易受底板含水层的威胁；主提升胶带化有相当大的提升能力，可满足特大型矿井主提升的需要；斜井井筒可作为安全出口，井下一旦发生透水事故等，人员可迅速从井筒撤离。与立井开拓相比，斜井开拓的缺点是：斜井井筒长，辅助提升能力少，提升深度有限；通风路线长、阻力大，管线长度长；斜井井筒通过富含水层、流砂层施工技术复杂。对井田内煤层埋藏不深，表土层不厚，水文地质

28、情况简单，井筒不需特殊法施工的缓斜和倾斜煤层，一般可采用斜井开拓。根据自然地理条件、技术经济条件等因素，综合考虑城郊矿的实际情况：（1） 表层土较厚，淮河冲积形成，风化严重；（2） 地面标高平均+30m左右，煤层埋藏较深，距地面垂深在400860m之间；（3） 矿井年设计生产能力为300万t/a，为大型矿井。综上所述，矿井只能采用立井开拓。根据矿井提升的需要与本矿的地质条件及煤矿安全规程的规定，在本井田的中上部设立主副井筒各一个。主井用来提升煤炭，副井用来运送人员、材料、矸石及通风等。本矿井的瓦斯含量不大，属于低瓦斯矿井，矿井通风容易。同时考虑到井田走向较长，确定第一水平初期采用中央边界式通风

29、，第一水平后期即第二水平在工业广场打一风井，以保证矿井的正常通风。4.1.2井筒位置的确定1）井筒位置的确定原则（1）有利于第一水平的开采，并兼顾其他水平，有利于井底车场和主要运输大巷的布置，石门的工程量要尽量少；（2）有利于首采采区布置在井筒附近的富煤阶段，首采区要尽量少迁村或不迁村；（3）井田两翼的储量基本平衡；（4）井筒不宜穿过厚表土层、厚含水层、断层破坏带、煤与瓦斯突出煤层或软弱岩层；（5）工业广场应充分利用地形，有良好的工程地质条件，且避开高山、低洼和采空区，不受崖崩滑坡和洪水的威胁；（6）工业场地宜少占耕地，少压煤；（7）水源、电源较进，矿井铁路专用线短，道路布置合理。2）井筒位置

30、的确定考虑以上井筒位置确定原则，并结合矿井实际情况，最终确定主、副井筒位于井田的中上部，有利于减少矿井保护煤柱损失；同时，便于第二水平井筒延深。风井井口位置的选择应在满足通风条件的前提下，与提升井筒的贯通位置最短，并利用各种煤柱以减少保护煤柱的损失。本矿井第一水平主要采用中央并列式通风，故将风筒布置在工业广场保护煤柱内，从而减少了煤柱的损失。综合以上因素，结合矿井实际情况，提出本矿井井筒布置位置如下：表411 井筒位置坐标井筒名称XYZ副井37573003943990035主井37574003943980035中央风井37571003943970035西北风井37607003943940035

31、4.1.3工业广场的位置、形状和面积的确定工业场地的选择主要考虑以下因素：（1） 尽量位于储量中心，使井下有合理的布局；（2） 占地要少，尽量做到不搬迁村庄；（3） 尽量布置在地质条件较好的区域，同时工业场地的标高要高于最高洪水位；（4） 尽量减少工业广场的压煤损失。根据以上原则和本矿井的实际情况，工业广场与主副井筒布置位置相同，其面积及保护煤柱的大小详见第二章内容，工业广场面积约30公顷，定为550m550m的正方形。加维护带宽度15m，即565m565m。4.1.3开采水平的确定本矿井煤层露头标高-260m，煤层埋藏最深处达-860m，垂直高度达600m，而450以上煤的储量很少，所以采用

32、两水平加一辅助水平开采。根据煤炭工业设计规范规定，缓倾斜、倾斜煤层的阶段垂高为150200m，针对于本矿井的实际条件，决定煤层的阶段垂高为100m左右。对于本矿井开采水平的确定，可考虑划分为两个水平。第一水平标高为-700m，第二水平标高为-800m或-860m。延深方式既可以选择立井延深，也可以选择暗斜井延深；大巷可以采用全岩巷布置，也可采用全煤巷布置。4.1.4井田开拓的方案本井田开拓方式的选择，主要考虑到以下几个因素：（1） 本井田煤层埋藏较深，煤层可采线在-260m，最深处到-860m，区内新生界松散沉积物广泛分布，厚度一般为100m左右。（2） 煤层倾角较小，平均倾角只有8，为近水平

33、煤层，并且下部煤层更加平缓。（3） 可采煤层为2#煤和3#煤，3#煤平均厚度4.18m，2#煤平均厚度2.95m，总厚度7.13m，两煤层间距为80m。（4） 本矿地表地势平坦，且多为农田，无大的地表水系和水体，平均标高为+35m。综上，提出以下四个方案：方案一：立井两水平，一水平-700m，二水平-860m，暗斜井延深方案二：立井两水平，一水平-700m，二水平-860m，直接延深方案三：立井两水平，一水平-700m，二水平-800m，暗斜井延深方案四：立井两水平，一水平-700m，二水平-800m，直接延深四种开拓方案的开拓示意图见图411所表示。4.1.5方案比较1） 粗略经济比较这四种

34、方案在技术上都是可行的，都参加经济比较，所需费用粗略估算如表412所表示。表411 各方案粗略估算费用表方案项目方案一方案二基建费用（万元）主暗斜井115010500.0001=120.75主副井 2160300010-4=96.00副暗斜井1150115010-4=132.25石门114080010-4=91.20主副斜井井底车场（300+500）90010-4=72井底车场100090010-4=90.00小计325小计277.2生产经营费用（万元）斜井提升1.213957/1.41.150.48=6630.60立井提升1.213957/1.4（0.86+0. 035）0.6=6424.2

35、1立井提升1.213957/1.47350.6210-4=5451.40石门运输1.213957/1.411400.381=5196.10排水3802436546.5/1.4（0.62+0.127）10-4=2100.7排水3802436546.5/1.40.1525=1686.10小计14155.7小计13306.41总费用总计14480.7总计13583.61百分率106%100%表412 各方案粗略估算费用表方案项目方案三方案四基建费用（万元）主暗斜井开凿 718105010-4=75.39主副井开凿2100300010-4=60.00副暗斜井开凿718115010-4=82.57石门7

36、1280010-4=56.96主副斜井井底车场（300+500）90010-4=72.00井底车场100090010-4=90.00小计229.96小计206.96生产经营费（万元）斜井提升1.211076.90.7180.5=4771.93立井提升1.211076.9（0.8+0.35）0.6=6659.43立井运输1.22411076.90.7350.62=6057.29石门运输1.211076.90.7120.381=3605.82排水3802436537（0.063+0.127）10-4=2340.15排水38024365370.152510-4=1878.28小计13169.37小计

37、12143.53总费用总计13399.33总计12350.49百分率108%100%方案一与方案二的区别在于大巷是煤巷布置，还是岩巷布置，因此相同部分可不做比较。煤巷具有掘进速度快，容易施工，掘进费用低，便于机械化作业，且掘进中可以进一步探明煤层变化情况和地质构造等优点，只要留置足够的保护煤柱，维护是完全不成问题的。相比之下，岩巷则工程量大，掘进施工困难，掘进慢，掘进费用高。由此可以确定选取方案一。方案三与方案四的区别同上，经过比较后，选取方案三。余下的方案一、方案三在技术上均属可行，具体采用那个方案，要经过详细的经济比较才能确定。2）详细经济比较对方案一和方案三的建井工程量、生产经营工程量、

38、基建费和经济比较结果分别比较，见表413，表413，表416，表417所表示。表413 建井工程量 项目方案二方案四初期主井井筒/m735+20735+20副井井筒/m735+20735+20井底车场/m10001000运输大巷52104850后期主井井筒/m160100副井井筒/m160100井底车场/m10001000主石门/m1140712运输大巷/m79508800采区上山/m213500方案二方案四项目工程量项目工程量（万tkm）（万tkm）一水平一水平区段121.2363.670.21=1527.37区段121.2519.5170.21=2181.94 区段221.2363.660

39、.21=1309.17 区段221.2519.5160.21=1870.24 区段321.2363.650.21=1090.98 区段321.2519.5150.21=1558.53区段421.2363.640.21=872.78区段421.2519.5140.21=1246.82 区段521.2363.630.21=654.58 区段521.2519.5130.21=935.12 区段621.2363.620.21=436.39 区段621.2519.5120.21=623.41区段721.2363.610.21=218.20区段721.2519.5110.21=311.71 二水平区段12

40、1.2606.130.21=1090.98 区段221.2606.120.21=727.32 区段321.2606.110.21=363.66区段421.2606. 110.21=363.66 区段521.2606.120.21=727.32 区段621.2606.130.21=1090.98大巷及石门运输（万tkm）（万tkm）一水平1.213387.96.2=99605.98一水平1.212285.76.2=91405.61二水平1.29969.363.5=75966.07二水平1.211076.97.0=93045.9表414 生产经营工程量 立井提升（万tkm）立井提升（万tkm）一水

41、平1.213387.90.700=11245.84一水平1.212285.70.700=10319.99二水平1.29969.30.860=10288.32二水平1.211076.90.800=10633.82维护运输大巷（万元am） （万元am）采区上山1.27217508.4910-4=24.96采区上山1.272175012.1210-4=35.631.2262135012.1210-4=47.130二水平大巷维护1.2（1550+1950+1550）21.1110-4+1.21350（21.11+12.12）10-4=18.181.2（2250+1500+2050+1400）36.9210-4=31.90排