潘三矿300万ta新井设计

中国矿业大学 2009 届本科生毕业设计（论文） 第 1 页 摘 要本设计包括三个部分，即矿井新井设计部分(一般部分)、专题部分和翻译部分。一般部分是淮南矿业集团潘三矿 300 万吨井型设计。其内容主要有：1矿区概述及井田地质特征：潘三矿矿位于淮南境内，地理位置优越，交通便利，本 井 田 基 本 呈 一 单 斜 构 造 ， 构 造 复 杂 程 度 中 等 。 井 田 走 向 为 西北 ， 向 西 南 倾 斜 ， 地 层 比 较 平 缓 ， 倾 角 一 般 为 5 25。 本井田内共含煤5 层，可采煤层有 17-1、16-2、16-1、13-1 、和 1 煤 ，总厚度达 11.16m。其中 13-1 号煤全区稳定可采，为主要可采煤层，也是首采煤层，最大厚度8.2m，平均厚度 7m。2井田开拓：全井田东西走向长 9.3km，南北倾斜宽 5.8km，井田面积约 54km2。不经济可采储量共计 282.13Mt，其中 13-1 号煤不经济可采储量为 173.33Mt。全矿井设计可采储量为 40223.7Mt，其中 13-1 号煤设计可采储量为 23574.9Mt。矿井采用立井即开拓方案，按 3.0Mt/a 的设计生产能力计算，全矿井服务年限为 99.32a，其中 13-1 号煤服务年限为 58.21a。3采煤方法及采区巷道布置：采用采区开采，设计工作面采用走向长壁采煤法，采用放顶煤综采工艺。矿井移交生产及达到设计生产能力时共布置两个放顶煤综采工作面（一个生产，一个接替） 。设计工作面采用三八制工作。4矿井通风：本矿井为大型现代化矿井，井田范围大，瓦斯涌出量大，从整个矿井开拓布置看应采用两翼对角式通风。设计采用抽出式通风方式。矿井总风量初期取 149m3/s、后期 156 m3/s。选用 2 台 2k58-No30 型轴流式风机，一台工作，一台备用。5矿井安全技术措施：关于火灾事故预防及处理计划的编制。专题部分：煤与瓦斯突出的电磁辐射预测技术现状及分析。其主要内容有本专题先对煤与瓦斯涌出量电磁预测方法进行分析，提出了自己的一些建议。翻译部分：综放工作面沿空巷道变形特点及卸压爆破技术 中国矿业大学 2009 届本科生毕业设计（论文） 第 2 页 AbstractThis design including three parts, namely mine pit new well design part (common part), special part and translated part.The common part is the positive coal group temple village 3,000,000 ton well new well design.Its content mainly has: 1.Mining area outlines and well field geological feature: The temple village ore is located within the boundaries of Huainan County, the geographical position is superior, the transportation is convenient, this well field assumes a monoclinal structure basically, the structure complex degree medium.The well field moves towards for the northwest, inclines to the southwest, the stratum quite is gentle, inclination angle generally for 525.In this well field altogether contains coal 18, from the top downward may pick and may mine coal partially the level to have17-1、16-2、16-1、13-1and 1coal beds, the total thickness reaches 11.16m.13-1 coal entire area stable may pick, for mainly may mine coal the level, also is the first mining coal level, greatest thickness 8.2m, average thickness 7m.2. Well field development: The entire well field north and south move towards long 9.3km, the thing incline extend5.8km, well field area approximately 54km2.Uneconomical recoverable resources total 282.13Mt, 15 coal uneconomical recoverable resources are 173.33Mt.The entire mine pit design recoverable resources are 40223.7Mt, 15 coal design recoverable resources are 23574.9Mt.The mine pit uses sets up the synthesis development plan slanting, according to the 3.0Mt/a design productivity computation, the entire mine pit service life is 99.32a, 13-1 coal service life is 58.21a.3. Mining coal methods and pick the area tunnel arrangement: Uses panel mining, designs the working surface to use moves towards the long wall mining coal law, uses puts goes against the coal synthesis to pick the craft.As soon as returns to picks the tunnel the arrangement way for to enter two Gao Chou (to enter wind lane, returns to wind lane, an in wrong tail lane, Gao Chouxiang).The mine pit reassignment produces and achieved when design productivity altogether arranges two to put goes against the coal synthesis to pick the working surface.Two return picks the working surface sum total output is 3.71Mt/a.Returns picks the working surface output to add on the tunneling coal 中国矿业大学 2009 届本科生毕业设计（论文） 第 3 页 output sum total is the mine pit ultimate output, is 4.07Mt/a.Designs the working surface to use 38 system work.4. Mine ventilation: This mine pit for the large-scale modernized mine pit, the well field scope is big, the gas gushes out the quantity to be big, from the entire mine pit development arrangement looked should use the district to ventilate.But in order to save the initial period well lane resilience, reduces the investment, the production panel centralism arrangement in the air shaft north and south two wings, ventilates the line to be short, can ventilate the request satisfiedly, the initial period forms the central march-past ventilation system.The mine pit production later period, along with ventilates the line to lengthen, the central march-past ventilation system cannot satisfy the request, adopts the district type ventilation system.The design uses extracts the type to ventilate the way.The mine pit total amount of wind initial period takes 149m3/s, the later period takes 156 m3/s.Selects 2 2k58-No30 forming rolls to flow the type air blower, a work, spare.5. Mine safety technology measure: About fire accident prevention and processing plan establishment.Special part: Coal and gas outburst electromagnetic radiation prediction and analysis of the status quo. The main contents of the first monograph on the coal and gas emission prediction method for electromagnetic analysis of some of the recommendations of its own.Translated part: The Deformable Characteristic for Roadway Excavating Along Gob in Fully-mechanized Mining Face with Top-coal Caving and The Method of Relieving Shot. 中国矿业大学 2009 届本科生毕业设计（论文） 第 4 页 目 录一般部分1 矿区概述及井田地质特征 .11.1 矿区概述 .11.2 井田地质特征 .41.3 煤层特征 .72 井田境界和储量. 11 2.1 井田境界.112.2 矿井工业储量 .112.3 矿井可采储量 . .133 矿井生产能力及服务年限.163.1 矿井工作制度.163.2 矿井设计生产能力及服务年限 .164 井田开拓. 194.1 井田开拓的基本问题.194.2 方案比较. 204.3 矿井的基本巷道. 305 准备方式采区巷道布置 .415.1 煤层的地质特征 .415.2 采区巷道布置及生产系统.425.3 采区车场选型设计.446 采煤方法.496.1 采煤工艺方式 .496.2 回采巷道布置 .637 井下运输.657.1 概述.657.2 采区运输设备选型. 中国矿业大学 2009 届本科生毕业设计（论文） 第 5 页 .667.3 大巷运输设备选型.738 矿井提升.758.1 概述 .758.2 主副井提升 .759 矿井通风及安全.809.1 矿井通风系统选择. 809.2 采区及全矿所需风量.839.3 通风阻力的计算.949.4 选择矿井通风设备.989.5 防止特殊灾害的安全措施.10310 设计矿井基本技术经济指标. .106专题部分煤与瓦斯突出的电磁辐射预测技术现状及分析. 1081 煤与瓦斯突出的机理. 1082 电磁辐射预测与瓦斯突出的原理.1113 电磁辐射技术预测瓦斯突出在潘三矿的应用.1134 结束语.129参考文献.131翻译部分英文原文.132中文译文.140致谢.146 中国矿业大学 2009 届本科生毕业设计（论文） 第 6 页 一般 中国矿业大学 2009 届本科生毕业设计（论文） 第 7 页 部分专题 中国矿业大学 2009 届本科生毕业设计（论文） 第 8 页 部分翻译 中国矿业大学 2009 届本科生毕业设计（论文） 第 9 页 部分 中国矿业大学 2009 届本科生毕业设计（论文） 第 10 页 1 矿区概述及井田地质特征1.1 矿区概况 1.1.1 矿区的地理位置、地形及交通条件位置：潘集三号井位于淮南市洞山西北，离洞山直线距离约 32 公里，地处凤台县城正北，相距 15 公里，行政区划属淮南市潘集区所管辖，井田范围地跨潘集、芦集、田集、贺町四个乡。地形：潘集矿区位于淮河北岸矿井井田范围为淮河冲积平原，区内地势平坦，地面标高+20.0 +23.0 米，一般为+21.0 米左右，地势西北高，东南低，坡度约万分之一。居民点分布情况：本矿井居住区选在工业广场的南面，与工业广场紧紧连成一条，居住区地势较高，自然标高约为 21.0 米，一般情况下不受内涝水威胁。矿区工农业生产情况及电力供应：区内土壤大部分为黄土、白浆土，土质贫瘠，农业以小麦、水稻、山芋为主及少量大豆、玉米、高粱等。种植习惯多为二年三熟制。矿井电源：35KV 工广变电所从芦集变电所馈出3457、3459 两路架空线路，线分别长 3.2KM、3.52KM；架空线路型号为LGJ-185，两路电源一路正常运行，一路备用。潘一变馈出 3413 线路经田集机厂后进工广变电所，线路长 7KM，型号为 LGJ-120，3413 线路正常热备用，在工广变电所进线隔离刀闸处断开，作为矿井的保安电源工广变电所分别馈出 3422 线路 5.96KM 至西风井变电所、3423 线路 3.74KM 至东风井变电所，东、西风井变电所之间用 3424 线路联络，在西风井变电所处断开，形成东、西风井变电所的分列运行，3422、3423、3424 线路型号为LGJ-70，东、西风井变电所构成矿井 35KV 供电网络。距本矿最近的电源为淮南发电厂。本矿井供电源从潘集 220kv 变电所以两路 35kv 线路引来，且双回路供电 。交通:矿区铁路专用线与阜淮线、淮南线连接，向东南经合肥至芜湖，可延伸至沪杭、皖赣线，向西约 90 公里经阜阳至京九线各站，公路 30 公里与 206 国道相接。水运由淮河进入长江，在淮河建有自营码头，专门从事煤炭的水运业务。煤炭主要销往淮南平圩与洛河电厂及江浙一带见：潘三矿交通位置图 中国矿业大学 2009 届本科生毕业设计（论文） 第 11 页 图 1.1 潘三矿交通位置图1.1.2 矿区气候条件淮河流域地处我国南北气候过度地带，属暖温带半湿润季风气候区。本区属寒温带湿润气候，季节性明显。年平均温度在 15.215.3之间，极端最高气温 41.4（1959 年 8 月 24 日） ，极端最低气温为零下 21.7（1969 年 1 月 31 日） ，一年中夏季高温（7 月份） ，平均气温为 2828.4，冬季低温（元月份） ，气温平均在 1.2左右。风向一般春夏季节多为东南风、东风，冬季多为东北及西北风，风力一般 24 级，最大风力 89 级，平均风速为 3.18m/s,最大风速为 20m/s。降雨量的时空分布不均，据合肥煤矿设计院编制的“潘集矿区环境水利及开发影响分析” 研究报告质料，泥黑河流域年平均降雨量为 873mm，最大降雨量为 1556mm,最小降雨量为 413mm,雨量分布不均。同年内 78 月的降雨量约占全年的 40%左右。另根据淮南矿区的资料，最大降雨量为462.1mm， （1991 年 6 月） ，最大日降雨量为 218.7mm（1991 年 6 月 14 日）最大小时降雨量为 77.5mm，全年蒸发量为 14001600mm。初霜为 10 月中旬下旬，终霜为 4 月上旬中旬，霜期 91174 天，最长连续 13 天。初雪为 11 月上旬中旬，终雪为 23 月，降雪期为 54127 天，最长连续降雪 6 天，日最大积雪深度为 160mm。冻结始于 12 月，终结于 2 月，最大冻结深度为 30cm,一般为 715cm，消融期 128 天。 中国矿业大学 2009 届本科生毕业设计（论文） 第 12 页 1.1.3 矿区水文情况 淮河是我国的五大水系之一，淮南煤田处于淮河中游两岸，潘集丁集各井田处于淮河左岸的泥河、黑河分流域，泥河发源于凤台县米集，自西北向东南方向穿过丁集、潘三、潘一、潘二 四个井田，由淮南市严家沟入淮，全长 60 公里，茨淮新河开挖以后，流域面积减为 606 平方公里。淮河从井田以南 10 公里处通过，淮河一般水位标高为+17.0m，历史最高洪水位：凤台县峡山口为+25.36m(1954 年) ；李嘴孜为+25.43m(1954 年)，淮河最大流量为 10800m3/s，你和泥河不能通航，自西北向东南流经井田中部，雨季淮河水位高于泥河水位时，两岸低洼地带易形成内涝，内涝积水时间往往长达 100 天以上，据 1951 年至 1984 年统计，内涝水位超过+20.0m 高程的有 8 年，泥河最高洪水位（青年闸） ，1991 年 7 月 9 日 13 时达 21.87m,1991 年 7 月 10 日 8 点为 21.94m，黑河最高水位：1991 年 7 月 7日 9 时达 22.44m。在井田西南部还有一条架河西干渠，属农田灌溉用的人工河，河流宽 1760 米，自西北流向东南。农业及居民用水的水源、水质：矿井及居民供水水源为第四系上部含水组，取用第四系上部含水层的下段厚 5060 米作为供水水源，水源井供水，成井深度 100m 左右。潘三矿水源井 11 座，其中工业场地 5 座，生活区 4 座，东风井 2 座。水质类型为 HCO3Na 和 HCO3CaMgNa 型，矿化度0.2280.437g/L，总硬度 12.1218.49Ha,PH 值 7.78.0,氟含量 0.10.8 毫克/升。主要水文地质参数：单位涌水量为 3.5893.077L/S.m;导水系数648.75598.38m2/d,渗透系数为 9.10511.437m2/d,储水系数为（6.63.8）10-4,越流系数为（4.335.54）10 -4。潘三矿设计生产、生活及消防用水量为：14350m 3/d，其中，工业场地用水量 6100m3/d,东风井用水量 2050m3/d,西风井用水量 1700m3/d,居民区用水量 4500m3/d。 中国矿业大学 2009 届本科生毕业设计（论文） 第 13 页 表 1.1 水质分析表样品号项目 单位1 2 3 4 5 6 7 8 9杂菌总数 个/ml 200 30 800 1600 120 10 100 40 -大肠菌群 个/ml 2380 230 2380 2380 230 中建( 构)筑保护等级划分,本井田保护等级属级,故受保护边界的长为 L=600 米, 宽 D=500 米.计算工广煤柱参数依矿井设计手册 根据岩层移动角原理来计算保护煤柱的长度取值如下:表 2.4 岩层移动角围护带宽度(m)煤层倾角煤层厚度冲积层厚度 中国矿业大学 2009 届本科生毕业设计（论文） 第 24 页 20 10 8 300 45 75 75 65因此工业广场损失煤柱为:Z2 = 1/2(A+B).H. m. / cos 公式(2.3)式中: 煤的容重，吨/m 3m煤层厚度，米A .B .H为图中梯形的上下底和高，米煤层倾角，度 由图中量得:A=1183 mB=1309 mH=1329 m3其它煤柱损失其它煤柱损失：水平煤柱、采区煤柱、地质构造带煤柱、防水煤柱、隔离煤柱等按工业储量的 5%计算，Z3= Z .5%=55289984.715%=27644994.24 吨。G4矿井可采储量的计算矿井的可采储量等于工业储量减去永久煤柱损失，再乘以采区回采率。其计算公式如下：Z =（Z -P ）.Q 公式(2.4)KG式中：Z 矿井可采储量 ，万吨Z 矿井工业储量，万吨P永久煤柱损失，万吨Q采区回采率，% Q 取 85%表 2.5 矿井储量计算汇总表煤层名称井田境界煤柱大断层煤柱工广煤柱其他煤柱损失开采损失工业储量矿井可采储量13-1 756.3 665.5 1637.6 1620.7 4160.3 32415.5 23574.916-2 41.1 36.1 88.9 88.0 225.8 1759.7 1279.81 330.2 290.5 715.1 708.0 1816.5 14153.9 10293.716-1 72.9 77.5 190.6 188.6 486.5 3772.6 2756.617-1 74.4 139.8 161.1 159.4 409.2 3188.2 2318.7 中国矿业大学 2009 届本科生毕业设计（论文） 第 25 页 合计1275.01135.22793.2 2764.5 7098.3 55290.0 40223.73 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 天计算，“三八”制作业（二班生产，一班检修） ，每日二班出煤，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 确定依据煤炭工业矿井设计规范第 2.2.1 条规定：矿井设计生产能力应根据资源条件、开采条件、技术装备、经济效益及国家对煤炭的需求等因素，经多方案比较或系统优化后确定。矿区规模可依据以下条件确定：1.资源情况：煤田地质条件简单，储量丰富，应加大矿区规模，建设大型矿井。煤田地质条件复杂，储量有限，则不能将矿区规模定得太大；2.开发条件：包括矿区所处地理位置（是否靠近老矿区及大城市） ，交通（铁路、公路、水运） ，用户，供电，供水，建筑材料及劳动力来源等。条件好者，应加大开发强度和矿区规模;否则应缩小规模；3.国家需求：对国家煤炭需求量（包括煤中煤质、产量等）的预测是确定矿区规模的一个重要依据；4.投资效果：投资少、工期短、生产成本低、效率高、投资回收期短的应加大矿区规模，反之则缩小规模。3.2.2 矿井设计生产能力因为本井田设计主采煤层赋存条件简单，但瓦斯涌出量高，属煤与瓦斯突出矿井。井田内部有较大断层，生产能力较大，比较合适布置大型矿井，经校核后确定本矿井的设计生产能力为 300 万吨/ 年。3.2.3 井型校核下面通过对设计煤层开采能力、辅助生产能力、储量条件及安全条件等因素对井型加以校核。1 矿井开采能力校核 中国矿业大学 2009 届本科生毕业设计（论文） 第 26 页 潘三矿 13-1 号煤层为厚煤层，煤层平均倾角为 8，地质构造较简单，赋存较稳定，根据现代化矿井的一矿一井一面的发展模式，可以布置一个综采工作面的同时具有两个掘进准备工作面来保证生产。2 辅助生产环节的能力校核本矿井为大型矿井，开拓方式为立井开拓，主井提升容器为一对 20 吨底卸式提升箕斗，提升能力可以达到设计井型的要求，工作面生产原煤一律用胶带输送机运到采区煤仓，运输能力很大，自动化程度很高，原煤外运不成问题。辅助运输采用罐笼，同时本设计的井底车场调车方便，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 通风安全条件的校核本矿井煤尘具有爆炸性，瓦斯含量高，属于煤与瓦斯突出矿井，水文地质条件较简单。矿井前期通风采用中央边界式，后期在保持前期风井的同时采用两翼对角式抽出式通风，有专门的风井回风，可以满足通风的要求。本井田内存在的断层，已经查到且不导水，不会影响采煤工作。所以各项安全条件均可以得到保证，不会影响矿井的设计生产能力。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。表 3.1 我国各类井型的矿井和第一水平设计服务年限第一开采水平服务年限（a）矿井设计生产能力（万 t/a）矿井设计服务年限（a ）煤层倾角45600 及以上 80 40 300500 70 35 120240 60 30 25 204590 50 25 20 15930 各省自定3.2.4 矿井服务年限矿井服务年限的公式为：T=Zk/(AK) 公式（2.5）其中：T -矿井的服务年限，年； 中国矿业大学 2009 届本科生毕业设计（论文） 第 27 页 Zk-矿井的可采储量，40223.7 万吨；A -矿井的设计生产努力 300 万吨/年；K -矿井储量备用系数，取 1.35。则： T=40223.7/（3000001.35）=99.32 年60 年一水平阶段服务年限 T1=23574.9/（30000001.35 ）=58.2135 年即本矿井的开采服务年限和一水平的服务年限都符合规范的要求。注：确定井型是要考虑备用系数的原因是因为矿井每个生产环节有一定的储备能力，矿井达产后，产量迅速提高，局部地质条件变化，使储量减少，有的矿井由于技术原因使采出率降低，从而减少储量，为保证有合适的服务年限，确定井型时，必须考虑备用系数。 中国矿业大学 2009 届本科生毕业设计（论文） 第 28 页 4 井田开拓4.1 井田开拓的基本问题4.1.1 井田特点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-480m，最深处到 -800m。表土层厚度大，第四系表土层厚 186.54483.55 米平均厚度为 300m。2）本矿地表地势平坦，且多为农田，由东北向西南逐渐降低，平均标高为+21.2m。3）泥河发源于凤台县米集，自西北向东南方向穿过丁集、潘三、潘一、潘二 四个井田，由淮南市严家沟入淮，全长 60 公里，茨淮新河开挖以后，流域面积减为 606 平方公里。在井田西南部还有一条架河西干渠，属农田灌溉用的人工河，河流宽1760 米，自西北流向东南。属一季节性河流。4）本矿井设计生产能力为 300 万 t/a，矿井采用的生产技术和配套设备都比较先进。4.1.2 井筒形式、位置的确定井筒形式的确定由于本区表土层厚，属巨厚松散沉积层下开采，主要含水层有新生界第四系砂层孔隙含水层，煤系砂岩裂隙含水层和灰岩岩溶裂隙含水层三种类型。因此井筒采用冻结法施工，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，在本井田的中下部设立主、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。本矿井属于煤与瓦斯突出矿井，井田的走向长度比较长，故采用两翼对角式抽出式通风，在矿井的两翼边界保护煤柱内打两眼立井风井，担负整个矿井的回风任务。井筒位置的确定井筒位置的确定原则：（1）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 中国矿业大学 2009 届本科生毕业设计（论文） 第 29 页 村或不迁村；（3）井田两翼的储量基本平衡；（4）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；（5）工业场地宜少占耕地，少压煤；（6）水源、电源较进，矿井铁路专用线短，道路布置合理。由于本设计井田表土层厚（186.54483.55m ）且含有流沙层，煤层埋藏深。在本设计的主、副确定中，主副井位置处于古地形的隆起处接近储量中心，且表土层较薄(约 300m)，它具有井巷开拓工程量小，井筒冻结深度浅，建井工期短投资省等优点。根据以上原则，工业广场应布置在井田储量中央处，大致在井田走向中央，倾向略微偏下位置，主副井均位于工业广场内。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。本矿井的边界煤柱为 50m，且采用对角式抽出通风，故将风井井筒布置在边界煤柱内，从而减少了煤柱的损失。4.1.3开采水平的确定本设计矿井东部煤层露头标高约-400m，并留有 80 米防水煤柱，回采上限标高约为-480m。煤层埋藏最深处达-800m，垂直高度约 320m。可考虑划分为一个水平或两个水平。4.1.4运输大巷和井底车场的布置1）运输大巷的布置由于本井田煤层埋藏较深，冲击地压较大，设计可采煤层的厚度为7.0m，所以将大巷布置在-670m 水平的砂岩中。其优点是巷道维护条件好，维护费用低，巷道施工条件够按要求保持一定方向和坡度。2）井底车场的布置由于井底车场一般要为整个矿井服务，服务年限长，故要布置在较坚硬的岩层中。本矿井布置位置可以选择在煤层顶板或煤层底板中。煤层顶板为中硬的砂泥岩，底板为坚硬的砂岩，后者相对于前者维护费用较低，但基建费用比较高，且井底车场的位置要与矿井的开拓方式相适用，需要进行技术与经济比较，以选择最优方案。4.2 方案比较4.2.1 方案说明由于本矿井表土层厚（186.54483.55m ） ，且含有流沙层，煤层埋藏深， 中国矿业大学 2009 届本科生毕业设计（论文） 第 30 页 不适合斜井开拓。因此本井田在技术上可行的开拓方案有下列四种。 如图4.1 所示。0-12-304-560-78 0-12-304-560-78 一 一a0-123-4056+-780 +210-3-4056-780 一 一b0-123-4056+-780 0-123-4056-780+ 一 一c 中国矿业大学 2009 届本科生毕业设计（论文） 第 31 页 0-12-304-560+2-78 +210-2-304-560-78 一 一一d图 4.1 技术上可行的四种开拓方案（a）立井单水平，采用上下山开采。（b）立井单水平，暗斜井延伸。 （c）立井两水平，主副井接延伸。（d）立井两水平，主暗斜井副井直接延伸。4.2.2 开拓方案技术比较对以上叙述的四种方案所需费用粗略估算如表 4.1 示。 中国矿业大学 2009 届本科生毕业设计（论文） 第 32 页 表 4.1 各方案粗略估算费用表方案一: 立井单水平上下山开采项 目 数量(10m) 基价( 元) 费用(万元) 费用(万元)基建费用 表土段 30 145889 437.67(万元)主井开凿 基岩段 41.5 99672 379.75817.42表土段 30 176902 530.71副井开凿 基岩段 39.9 124542 449.6980.31井底车场岩巷 300 41874 1256.2 1256.2小计 3054生产费用 系数 煤量(万 t) 提升高度(km) 基价 (元/t.km)(万元)立井提升 1.2 23574.9 0.681 1.630825涌水量(m 3) 时间(h) 服务年限( 年) 基价 (元/t.km)排水 10.23 8760 58.21 0.28 146.1系数 煤量(万 t) 平均运距(km) 基价 (元/t.km)大巷运输 1.2 23574.9 1.8 0.3519803小计 50774合计费用(万元)4523.05 53828 中国矿业大学 2009 届本科生毕业设计（论文） 第 33 页 方案二： 立井两水平，暗斜井延深项 目 数量(10m) 基价(元) 费用(万元) 费用(万元)表土段 30 145889.00 437.67主井开凿基岩段 415 99672 379.75812.27表土段 30 176902 530.71副井开凿基岩段 39.9 124542 449.60980.31主斜井 95 34970 332.2暗斜井开凿 副斜井 95 40952 389721.2井底车场 岩巷 380 41874 1591.21 1591.21基建费用(万元)小计 4104.99系数 煤量(万 t) 提升高度(km) 基价(元/t.km)立井提升1.2 23574.9 0.681 1.630824.7系数 煤量(万 t) 提升高度(km) 基价(元/t.km)暗斜井提升 1.2 7085.2 0.95 0.423392.4涌水量(m 3) 时间 (h) 服务年限(年) 基价(元/t.km)排水10.23 8760 58.21 0.28146系数 煤量(万 t) 平均运距(km) 基价(元/t.km)大巷运输1.2 23574.9 1.8 0.3519802.92生产费用(万元)小计 54166.02合计总费用(万元)58271.01 中国矿业大学 2009 届本科生毕业设计（论文） 第 34 页 方案三: 立井两水平，主副井直接延深项 目 数量(10m) 基价(元) 费用(万元) 费用(万元)表土段 30 145889.00 437.67主井开凿基岩段 51.5 99672 479.42917.09表土段 30 176902 530.71副井开凿基岩段 49.9 124542 574.141104.85井底车场 岩巷 600 43355 2601.3 2601.3大巷开凿 岩巷 800 43355 3468.4 3468.4基建费用(万元)小计 8091.64系数 煤量 (万 t) 提升高度(km) 基价(元/t.km)立井提升1.2 23574.9 0.782 1.635396.3涌水量(m 3) 时间(h) 服务年限(年) 基价(元/t.km)排水10.23 8760 58.21 0.28146系数 煤量 (万 t) 平均运距(km) 基价(元/t.km)大巷运输1.2 23574.9 1.8 0.3519802.92生产费用(万元)小计55345.22合计 费用(万元)63436.86 中国矿业大学 2009 届本科生毕业设计（论文） 第 35 页 方案四 立井两水平，暗主斜井副立井延深项 目 数量 (10m) 基价(元) 费用(万元) 费用(万元)表土段 30 145889.00 437.67主井开凿基岩段 51.5 99672 379.75812.27表土段 30 176902 530.71副井开凿基岩段 39.9 124542 574.141104.85暗主斜井开凿主斜井 95 34970 332.2 332.2石门开凿 岩巷 110 43355 476.91 476.91井底车场 岩巷 380 41874 1591.21 1591.2