采矿工程本科毕业设计刘桥二矿

目目 录录一般设计部分一般设计部分1 矿区概述及井田地质特征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 .11.3 煤层特征 .72 井田境界与储量井田境界与储量 .162.1 井田境界.162.2 矿井储量计算 .163 矿井工作制度、设计生产能力及服务年限矿井工作制度、设计生产能力及服务年限 .213.1 矿井工作制度.213.2 矿井设计生产能力及服务年限.214 井田开拓井田开拓 .234.1 井田开拓的基本问题.234.2 矿井基本巷道 .325 准备方式准备方式带区巷道布置带区巷道布置 .405.1 煤层地质特征.405.2 带区巷道布置及生产系统 .415.3 带区车场选型设计.476 采煤方法采煤方法 .486.1 采煤工艺方式 .486.2 回采巷道布置.647 井下运输井下运输 .667.1 概述.667.2 带区运输设备选择.677.3 大巷运输设备选.698 矿井提升矿井提升 .738.1 矿井提升概述.738.2 主副井提升.739 矿井通风及安全矿井通风及安全 .779.1 矿井地质、开拓、开采概况.779.2 矿井通风系统的确定.789.3 矿井风量计算.819.4 矿井阻力计算.899.5 选择矿井通风设备.949.6 安全灾害的预防措施.9910 设计矿井基本技术经济指标设计矿井基本技术经济指标 .101参考文献.103专题设计部分专题设计部分浅析大采高综采面矿压显现特征与控制浅析大采高综采面矿压显现特征与控制 .1050 引言引言 .1051 国内外研究现状国内外研究现状 .1071.1 大采高综采技术现状.1071. 2 大采高综采工作面矿压显现规律研究现状.1082 大采高综采工作面矿压观测大采高综采工作面矿压观测 .1112. 1 沙曲矿 24101 大采高综采工作面概况.1112.2 24101 大采高综采工作面矿压观测方案.1132. 3 24101 大采高综采工作面矿压显现规律 .1143 大采高综采工作面矿压显现特征分析大采高综采工作面矿压显现特征分析 .1193. 1 沙曲矿大采高综采工作面矿压特征分析.1193.2 康家滩矿大采高综采工作面矿压特征分析.1213.3 寺河矿大采高综采工作面矿压特征分析.1234 大采高综采工作面煤岩组合力学模型及其控制大采高综采工作面煤岩组合力学模型及其控制 .1254. 1 大采高综采工作面煤岩组合力学模型的建立.1254.2 大采高综采工作面煤岩组合力学模型计算实例.129结论结论 .131翻译部分翻译部分英文原文.135中文译文.142致致 谢谢 .148一 般 部 分 1 矿区概述及井田地质特征1.1 矿区概述1.1.1 矿区地理位置矿区地理位置刘桥二矿位于安徽省淮北市濉溪县刘桥镇境内。西以省界与河南省永城市毗邻，东距濉溪县约 10km，东北距淮北市约 13km。其地理坐标为：东经：11637301164115北纬：335430335800矿井东东南浅部以土楼断层和刘桥一矿为界，西西北以省界与河南省永城市的新庄煤矿相接。矿井交通十分方便，濉溪县至永城市公路从矿区通过，可直接接通河南省和安徽省内公路网。矿井铁路专用线经濉溪站转接京沪、陇海和京九三大干线通往全国各地，交通极为便利，如图 1-1 所示。1.1.2 矿区气候条件矿区气候条件本区气候温和，属北温带季风区海洋大陆性气候。气候变化明显，四季分明。冬季寒冷多风，夏季炎热多雨，春秋两季温和。据淮北市气象局19802000 年观测资料，年平均气温 14.3，最高气温 40.3（1988 年 7 月8 日） ，最低气温-10.9（1988 年 12 月 16 日） 。年平均降雨量 785mm，雨量多集中在 7、8 月份。最大冻土深度 0.17m，年平均风速 2.2m/s，最大风速达20 m/s,主导风向东东北风。无霜期 210240 天，冻结期一般在 12 月上旬至次年 2 月中旬。1.1.3 矿区的水文情况矿区的水文情况本矿地处淮北平原中部。矿区内地势平坦，地表自然标高+30m+32m 左右，有自西北向东南倾斜趋势。基岩无出露，均为巨厚新生界松散层覆盖。本区属淮河流域。区内有王引河、丁沟、任李沟、曹沟等小型沟渠自西北向东南经矿区后，再经沱河注入淮河。矿区内农用灌沟纵横， 零星坐落这几个村庄。地表下潜水丰富，一般居民生活用水及部分工业用水皆取于此。1.2 井田地质特征矿井东东南浅部以土楼断层和刘桥一矿为界，西西北以省界与河南省永城市的新庄煤矿相接。井田走向长度为 5.085.71km，平均走向长度为5.62km，倾斜宽为 2.383.63km，平均为 3.26 km，平均倾角为 7.13 度，井田水平宽度为 2.713.04 km，水平面积为 18.05 平方公里。 图图 1-1 刘桥二矿交通位置示意图刘桥二矿交通位置示意图安徽省苏徐州市淮北市萧县河南省永城市宿州市濉溪青龙山 河G310 引 江 1.2.1 煤系地层煤系地层刘桥二矿属于淮北煤田濉肖矿区，位于淮北煤田中西部，在地层区划分上属于华北地层区鲁西地层分区徐宿小区。本区地层出露甚少，多为第四系冲、洪积平原覆盖。矿井范围内无基岩出露，均为新生界松散层所覆盖，经钻孔揭露地层有奥陶系（O1+2） 、石炭系（C2+3） 、二叠系（P） 、第三（N）和第四系（Q） ，地层厚度大于 1500m，见图 1-2，由老至新概述如下：（1）奥陶系（O）奥陶系中、下统老虎山组马家沟组（O2l-O1m） ，层厚度 118.89m。岩性为浅灰色厚层状的石灰岩，质纯、性脆、微晶结构，局部含白云质，高角度裂隙发育。（2）石炭系（C）地层厚度 129.73m，为本溪组和太原组。1）中统本溪组（C2b）地层厚度 14.1823.10m。岩性以浅灰色到暗红色的杂色含铝泥岩为主，夹有少量的泥质灰岩。含铝泥岩为中厚层状，含有铁质结核及菱铁鲕粒。与下伏奥陶系地层呈假整合接触。2）上统太原组（C3t）地层厚度 115.55m。岩性以深灰色的泥岩、粉砂岩及灰色的砂岩为主，灰到深灰色的石灰岩次之，夹少量的薄煤层。泥岩、粉砂岩中多见有炭屑或植物化石碎片 。下伏本溪组地层呈整合接触。（3）二叠系（P）1）下统山西组（P1s）下部以太原组顶部一灰之顶为界，上界为铝质泥岩之底。地层厚度84.00124.00m，平均 108.50m。岩性由砂岩、粉砂岩、泥岩和煤层组成。含2 个煤层（组） ，其中 6 煤层为本矿井主要可采煤层之一。2）下统下石盒子组（P1xs）下界为 4 煤层下铝质泥岩底界面，上界为 K3 砂岩底界面，地层厚度201.80248.20m，平均 227.10m。岩性由砂岩、粉砂岩、泥岩、铝质泥岩和煤层组成，为本矿井主要含煤段。含 4 个煤层（组） ，除 3 煤层为局部可采煤层、4 煤层为矿井主要可采煤层外，其余均为不可采煤层。与下伏地层呈整合接触。3）上统上石盒子组（P2SS）下界为 K3 砂岩之底，未见上界，最大厚度约为 298.58m，岩性由砂岩、粉砂岩和泥岩组成，自下而上,泥岩、粉砂岩颜色变杂，紫色绿色增多。含 3个煤层（组） ，均不可采。与下伏地层呈整合接触。（4）上第三系（N） 总厚 5.9067.20m，平均厚度 28.94m。不整合于二迭系地层之上。 OOO老虎山下统奥陶系本溪中统石灰岩铝质泥岩19.00115.55下石盒子组P1xs系叠二生界古岩性简述岩石名称标志层及煤层编号柱状1：500层厚（ ）组统系界地层单位118.89浅灰色、层状、性脆、微晶结构、纯质，高角度裂隙发育。浅灰色到暗红色、中厚层状、含有铁质结核上统太原 组泥岩、粉砂岩、砂岩灰到、深灰色、炭屑或植物化石碎片石炭系下统P1山西组P1s55.53.33.0453.4砂岩、粉砂岩、泥岩砂岩、粉砂岩、泥岩泥岩和粉砂岩6号煤灰黑黑色、条带状、层状结构、碎块下统P137.502.353.25.78160铝质泥岩泥岩、粉砂岩、砂岩浅灰色到暗红色、中厚层状、含有铁质结核泥岩、砂岩灰到、深灰色、炭屑或植物化石碎片4号煤砂岩上统P2上石盒子组P2SS煤煤煤80.160.6094.270.4170.870.5454.30泥岩、粉砂岩泥岩、粉砂岩泥岩、粉砂岩、砂岩泥岩、粉砂岩、砂岩颜色变杂，紫色绿色增多颜色变杂，紫色绿色增多颜色变杂，紫色绿色增多颜色变杂，紫色绿色增多上第三系N7.6413.587.64粘土、薄层砂中砂、细砂及少量粗砂粘土、砂质粘土灰绿色、灰白色，粘土可塑性强灰白色、浅黄色，砂层结构松散棕黄色、灰绿色，顶部富含钙质铁锰结核第四系Q更新统Q1-3全新统Q47.647.647.64细砂、粘土、砂质粘土粘土、砂质粘土细砂、粉砂、粘土质砂浅黄色及浅灰绿色、灰白色棕黄色夹浅灰绿色、顶部含有钙质铁锰质结核褐黄色、含螺蛳、蚌壳化石，近地表为耕植土壤图图 1-2 综合地质柱状图综合地质柱状图 （5）第四系（Q）1）更新统（Q1-3）总厚 38.8093.70m，平均厚度 63.97m。与第三系呈假整合接触。下部主要由浅黄色及浅灰绿色、灰白色细、中砂组成，其中夹 12 层粘土或砂质粘土；部主要由棕黄色夹浅灰绿色粘土、砂质粘土组成，夹 13 层砂或粘土质砂，顶部含有较多钙质或铁锰质结核。2）全新统（Q4）厚度为 20.1839.80m，平均厚度 32.79m。以褐黄色细砂、粉砂、粘土质砂为主，夹粘土及砂质粘土，含螺蛳、蚌壳化石，近地表为耕植土壤，属现代河流泛滥相沉积。1.2.2 水文地质特征水文地质特征本矿为第三、四系松散层覆盖下的裂隙充水矿床。根据含水层赋存介质特征自上而下划分为第三、四系松散层孔隙含水层（组） ，二叠系煤系砂岩裂隙含水层（段） ，太原组石灰岩岩溶裂隙含水层（段） ，奥陶系石灰岩岩溶裂隙含水层（段） 。各含水层（组、段）之间又分布有相应的隔水层（组、段） ，因此各含水层（组、段）自然状态下补给、迳流、排泄条件显著不同，从而在水化学特征上也存在明显的差别。根据钻探及测井、抽（注）水试验、简易水文观测、水文长观孔及巷道、工作面实际揭露的水文地质资料，对本矿主要含水层水文地质特征叙述如下：（1）新生界松散层含、隔水层（组）1）第一含水层（组）一般自地表垂深 35m 起，底板埋深 28.0041.60m，平均 33m。含水层主要由浅黄色粉砂、粘土质砂及细砂组成，夹薄层砂质粘土，局部含有砂礓块。含水砂层厚度为 15.0028.60m，平均 22m。2）第一隔水层（组）底板埋深 53.5086.60m，平均深度 72m，由棕黄色夹浅灰绿色斑块的粘土及砂质粘土组成，其中夹 25 层砂或粘土质砂。粘土类两极厚度14.0045.60m，平均厚度 29.50m。粘土塑性指数为 14.2026.80。粘土类质纯致密，可塑性较强。该层（组）分布稳定，隔水性能较好，能阻隔其上、下的含水层的水力联系。3）第二含水层（组）底板埋深 72.30105.60m，平均埋深 88m，由浅黄色及浅灰色绿色、灰白色细、中砂夹 14 层粘土或砂质粘土组成。含水砂层厚 3.7031.70m，平均11.00m。砂层分布不稳定，厚度变化大，局部地段仅有相应的层位，无明显 的含水砂层存在，由于含水砂层发育分布不均，富水性也相对强弱不一。4）第二隔水层（组）底板埋深 99.30120.00m 平均埋深 105m，隔水层厚度 4.9022.60m。岩性以棕黄色、浅灰绿色的粘土或砂质粘土为主，部分夹 13 层砂或粘土质砂，呈透镜状分布。5）第三含水层（组）底板埋深 112.60170.60m，平均 138m。岩性以灰白色、浅黄色细砂、中砂及少量粗砂为主，夹 13 层粘土或砂质粘土。含水砂层分布不稳定，两极厚度 5.843.70m，平均厚度 21.60m。6）第三隔水层（组）本层（组）底部深度 112.00191.80m。其不整合于二迭系之上，主要由灰绿色、浅黄色粘土及砂质粘土夹 13 层砂层组成，偶夹钙质及铁锰质结核。隔水层两极厚度 037m，平均厚度 11.80m。粘土层可塑性好，膨胀性强，塑性指数 18.221.0，隔水性良好。本矿内三隔在大部分地带均能起到较好的隔水作用，使三含之水不能成为矿井的直接充水水源。（2）二叠系煤系含、隔水层（段）1）五含上隔水层（段）除部分地段该层位缺失外，厚度为 68215.59m，一般大于 100m，岩性为泥岩、粉砂岩、砂岩相互交替，以泥岩、粉砂岩为主，砂岩裂隙不发育，穿过该层段的钻孔冲洗液只有 02-1、03-4 等少数孔发生漏失现象，说明该层段的隔水性能较好。2）第五含水层（段） （K3砂岩裂隙含水层）岩性主要由灰白色中、粗砂岩组成，厚约 30m，岩体刚性强，是岩层受力区构造破裂极为发育的介质条件。该层段厚度大，分布稳定，垂直裂隙发育。在钻探过程中曾多次发生涌漏水现象，有些孔漏失严重，据主检孔抽水试验资料，平均 q=0.1613l/s.m，K=12.07m/d，水位标高+0.04m，水化学类型为SO4.Cl- Na. Ca 类型，矿化度为 1.97g/L。3）K3砂岩下隔水层（段）主要由泥岩、粉砂岩夹少量砂岩组成，除少数孔缺失该层段外，厚度为5085m，穿过该层位的钻孔只有个别钻孔冲洗液发生漏失现象，说明该层（段）的隔水性是好的。4）第六含水层（段） （区域 5 煤上下砂岩裂隙含水层）六含主要由 13 层灰白色中、细粒砂岩夹泥岩或粉砂岩组成。砂岩厚度330m，一般厚度 15m 左右，其岩性致密，坚硬，裂隙发育，据风检和副检 孔抽水试验资料，平均 q=0.00240.7563l/s.m，K=0.007512.89m/d，水化学类型为 SO4-K+ Na. Ca 类型，矿化度为 2.1782.242g/L。以上资料说明，六含砂岩裂隙发育不均一，局部裂隙发育好，富水性中等。5）4 煤上隔水层（段）此层（段）间距 3381m，主要由泥岩、粉砂岩夹 12 层砂岩组成，岩性致密完整，裂隙不发育，只有个别孔出现冲洗液漏失现象，此层（段）隔水性能较好。6）4 煤上、下砂岩裂隙含水层岩性以灰白色中、细粒砂岩为主，夹泥岩、粉砂岩。七含砂岩厚度4.5041.20m，平均 20.20m，见表 5107。七含在本矿中部和 9 线以北砂岩厚度较大，含水性相对较强。据钻孔抽水试验资料q=0.04360.0921l/s.m，K=0.10090.1897m/d，富水性弱。水化学类型为 SO4-K+ Na 类型，矿化度为 2.3173.412g/L。以上资料表明该含水层富水性较好，但含水性、导水性很不均一，局部较强。其地下水处于封闭半封闭环境，以储存量为主。是开采 4 煤层的直接充水水源。7）4 煤下铝质泥岩隔水层(段)此层段厚度为 2065m。一般厚度为 25m 左右，岩性以铝质泥岩为主，局部夹薄层砂岩，该铝质泥岩为浅灰灰白色，含紫色花斑，性脆含较多菱铁鲕粒，岩性特征明显，层位、厚度稳定，是中、下部煤组的分界。其岩性致密，隔水性能较好。8）6 煤上下砂岩裂隙含水层该含水层砂岩厚度 5.2049.87m，平均 21.50m 左右。岩性以灰白色中、细砂岩为主，夹灰色粉砂岩及泥岩。砂岩裂隙发育不均，局部多发育垂直裂隙。6 煤上砂岩在 14 勘探线以北厚度较大，含水较丰富。在勘探施工时，曾发生多次冲洗液消耗量大或漏失现象。据 12-13-1 孔抽水试验，q=0.0104l/s.m，K=0.0383m/d，水化学类型为 SO4-K+ Na 类型，矿化度为3.693g/L。据 2005 年 04-4（水 17）钻孔流量测井资料，八含水位标高为-147.204m， K=1.13m/d。6 煤上下砂岩裂隙含水层流量测井资料。6 煤上下砂岩裂隙含水层是开采 6 煤层时矿井直接充水含水层。本矿井最大涌水量为 683.40m3/时，正常涌水量为 525.44 m3/时。1.3 煤层特征1.3.1 可采煤层可采煤层 本矿井可采煤层有 4、6 两个个煤层，其煤层特征见表 1-1。（1）4 煤层位于下石盒子组下部,上距 3 煤层 012.30m,平均 5.50m。下距分界铝质泥岩 2460.50m，平均 37.50m。煤层结构简单，无夹矸。煤层厚 05.54m，平均3.2m，属中厚煤层。可采性指数 91.0%，变异系数 39%，可采区内平均厚度为3.2m，可采面积占 92.7%，属较稳定煤层。煤层顶板以泥岩为主，粉砂岩次之，中部为少量砂岩；底板以泥岩为主，次为粉砂岩。（2）6 煤层位于山西组中部，上距铝质泥岩 3970m，平均 55.5m；下距太原组第一层灰岩 40.565m，平均 53.4m。煤层结构简单，以单一煤层为主，局部含一层泥岩夹矸。以中厚厚煤层为主，煤层厚度 0.555.93m,平均 3.3m。可采性指数 97.5%，变异系数 26%，可采区内平均厚度为 3.3m，可采面积 94.6%，属较稳定煤层。在矿井的东北部具岩浆岩侵区和冲刷区，煤层顶板以泥岩为主，粉砂岩次之，少量砂岩，底板多为泥岩和粉砂岩。综上所述，4、6 煤层为全区可采，结构较简单的较稳定中厚煤层,下面的设计只针对这两层煤。表表 1-1 可采煤层特征表可采煤层特征表层间距/m厚度/ m煤层最大最小平均最大最小平均变异系数1%稳定类型顶、底板主要岩性405.543.239较稳定顶板多为泥岩，底板多为泥岩及粉砂岩6129.668.191.905.933.326较稳定顶板多为泥岩及砂岩，底板多为泥岩及粉砂岩1.3.2 煤的特征煤的特征煤的物理性质见表 1-2。表表 1-2 各各煤煤层层物物理理性性质质统统计计表表 特 煤层 征 性 质 46颜 色灰黑黑色灰黑黑色 条 痕黑、棕黑灰黑、棕黑光 泽弱玻璃玻璃玻璃结 构条带状、线理状条带状、线理状构 造层状层状块 度粉末、碎块碎块内生裂隙发育较发育视 密 度1.511.47断 口参差状、阶梯状参差状、阶梯状煤岩特征特征见表 1-3。表表 1-3各各煤煤层层宏宏观观煤煤岩岩特特征征表表 煤层 特征特征 类别46组 分亮暗煤为主亮煤为主，暗煤次之类 型半暗半亮煤半亮煤煤的化学性质（1）挥发分（Vdat）本矿井各煤层均属低挥发分煤。4、6 煤层的挥发分产率见表 1-4表表 1-4 各煤层挥发分产率统计各煤层挥发分产率统计贫煤挥发分一般在 10%15%之间，无烟煤挥发分一般在 8%10%之间。本矿井各煤层挥发分产率与煤层相对深度有一定的相关性。在纵向上由浅到深，挥发分产率逐渐减小；在平面上，沿走向自东向西有逐渐减小的趋势。46 含 煤量 层煤样两 极 值平均值(点)两 极 值平均值(点)原 煤9.0225.7913.84(48)7.7917.6612.05(52)精 煤8.2914.5811.27(80)7.3719.8010.16(82) 本矿井挥发分产率总体较低，与淮北煤田大部分矿井相比较，显示出较高异常，说明本区在接受深成变质的同时，还受到岩浆热力变质作用。（2）有害组分各煤层的有害组分见表 1-5。1）水分（Mad）各可采煤层原煤水分平均在 0.881.04%之间， （2） 、灰分（A.d）灰分产率1根据矿井各煤层的回采煤样灰分测试（表 1-6） ，4 煤层的回采煤样原煤平均灰分高于可采煤样灰分 6.12%左右，6 煤层的回采煤样原煤平均灰分约高出可采煤样灰分 2.27%左右，说明 4 煤层及顶底板结构遭受构造破坏，增加顶板管理难度，在采掘过程中有滑脱夹矸或顶底板岩石在采煤时混入煤内，增加了开采灰分。表表 1-5 有害组分统计表有害组分统计表46 煤层 含量项目两 极 值平均值(点数)两 极 值平均值(点数)原煤0.414.581.04(87)0.373.860.92(84)Mad(%)精煤0.462.100.98(80)0.442.40.93(82)原煤8.2932.6521.22(83)6.8532.7417.01(84)A.d(%)精煤1.2615.427.58(78)2.1311.836.16(80)St.d(%)原煤0.260.710.49(76)0.280.830.45(73)原煤0.00100.00730.0039(11)0.00160.00500.0027(8)P.d(%)精煤0.00110.00410.0021(14)0.00070.00510.0017(21)Fd(PPM)原煤无测定21.38118.4569.92(2) 灰成分及灰熔点2各煤层灰成分分析见表 1-7。表表 1-6 回采煤样原煤灰分统计表回采煤样原煤灰分统计表 空气干燥水灰 分 Aad灰 分 Ad最大值（%）2.2628.9629.23最小值（%）0.5413.2813.44平均值（%）1.3819.2819.454样品数（点）454545最大值（%）1.8934.6735.29最小值（%）0.5624.6124.85平均值（%）1.3027.3427.106样品数（点）404040表表 1-7 灰成份统计表灰成份统计表46 煤层项目两极值平均值(点数)两极值平均值(点数)Si0233.8852.9646.96(15)31.4754.4343.47(18)Al2O326.8035.4731.35(15)23.4631.3527.80(18)Fe2O34.277.835.62(15)4.367.905.33(18)CaO2.0119.205.55(15)3.5931.0312.31(18)MgO0.781.481.20(15)0.591.671.16(18)灰成份分析%SO31.437.653.27(15)2.527.055.13(18)成分含量煤层 TiO20.942.241.67(15)0.952.101.44(18)DT12801500(17)13001490(15)ST13001500(14)13301500(15)煤灰熔融性FT13401500(9)13401500(15)各煤层的灰分组成基本相同，主要为酸性化合物，其中以 SiO2和 Al2O3为主，少量 SO3；碱性化合物中以 Fe2O3和 CaO 为主，少量 MgO、TiO2和K2O 等。4 煤层 SiO2+Al2O3平均含量为 78.13%；6 煤层 SiO2+Al2O3平均含量为71.27%，可见 6 煤层的酸性化合物低于 4 煤层。煤灰成分组成的差异，表明煤层（组）成煤古地理环境不同。反映了在煤系地层形成和演变过程中，含煤沉积由海陆交互相逐渐演变为陆相的特点。从测试结果，各煤层煤灰熔点均属高熔难熔。硫分（St.d）3各可采煤层原煤全硫含量平均为 0.450.65%之间，属低硫煤，显示出淡水泥炭沼泽成煤特征。标准差一般小于 0.10，属变化小。各煤层中的硫含量较低时，硫分以有机硫为主，所以，在精煤中测定的全硫含量接近原煤，表明在洗选过程中，脱硫效果较差。磷（P.d）4各煤层原煤的磷含量在 0.00150.0035%之间，精煤磷含量0.0040%，属特低磷煤。氯、三氧化二砷和氟（Cl、As2O3、F）5各煤层含量均很低，对煤的工业利用没有影响或影响甚微。（3）元素分析各煤层煤的元素分析成果统计见表 1-8。通过对各煤层的氢碳原子比和氧碳原子比进行计算统计，在克瑞威伦煤带图上，本矿的煤位于无烟煤区。表表 1-8 元素分析统计表元素分析统计表煤层Cdaf(%)Hdaf(%)Odaf(%)H/C(%)O/C(%)Ndaf(%)(O+S)daf(%) 两极值平均值两极值平均值两极值平均值两极值平均值两极值平均值两极值平均值两极值平均值482.99-93.0691.34(28)3.48-4.464.38(18)1.82-5.612.70(13)0.0470.0300.86-1.581.41(28)1.32-12.193.38(21)687.48-93.1492.04(27)3.45-4.413.94(28)0.80-5.611.89(14)0.0430.0211.21-1.561.35(27)1.27-7.712.61(22)（4）煤的工艺性能1）粘结性和结焦性本矿井各煤层 G 值及 Y 值较低（表 1-9） ，多为高变质的贫煤、无烟煤。其粘结性和结焦性很低，甚至不具粘结性及结焦性。表表 1-9 煤煤 层层 粘粘 结结性性 指指标标 统统计计 表表煤层指标346GRI（%）0.19(32)0.25(28)y（mm）2.300(27)0(37)2）燃烧性发热量1各煤层发热量情况见表 1-10。经过换算， 4、6 煤层的干燥基高位发热量分别为： 27.22 MJ/kg、28.93 MJ/kg，由此可见：3 煤层、4 煤层和 6 煤层均为高热值煤。表表 1-10 各各 煤煤 层层 发发热热 量量情情 况况统统 计计Qb.adQb.dQb.daf煤 层两 极 值平均值(点数)两 极 值平均值(点数)两 极 值平均值(点数)421.11-34.0527.44(69)21.44-34.4527.96(52)22.188-37.7434.29(66)624.48-33.5029.13(70)23.29-33.9129.30(68)25.88-36.4435.00(70)商品煤26.93-30.2128.41 熔渣性和结污性2本矿各煤层的灰渣属酸性，碱酸比平均在 0.160.26 之间，6 煤层较 4 煤层偏高，但熔渣、结污指数均0.15，各煤层均为低熔渣、低结污、高熔灰煤，对锅炉炉壁和对流管道危害很小，宜采用固态排渣（见表 1-11） 。表表 1-11 灰灰 渣渣特特 征征一一 览览表表煤层酸性物质量（%）碱性物质量（%）碱酸比铁钙比硅铝比结渣指数结污指数461.6285.2179.98(15)7.6125.4412.69(15)0.165.62/5.55=1.0146.96/31.35=1.50 0.078 0.093656.0681.4672.72(18)9.6836.7818.95(18)0.265.33/12.31=0.4343.47/27.80=1.56 0.117 0.127燃料比3各可采煤层煤的固定碳含量在 6875%之间，6 煤相比较 4 煤含量偏高。燃料比一般大于 6，如以日本动力用煤对其评价，均属优质燃料煤。3）可磨性（HGI）煤对 CO2反应测定见表 1-12，从表中可见，反应温度和还原率成正比，温度愈高，CO2愈大。当温度达 950以上时，6 煤对 CO2的反应性比 4 煤好，贫煤比无烟煤反应性好。6 煤活性之所以比 4 煤好，在于 6 煤层的煤的灰成分中，Ca 含量较 4 煤层高（CaO10%） ，因为 CaO+Fe2O3对 CO2有较强的催化作用。总之，在标准温度下（950） ，贫煤活性比无烟煤好，但各煤层均属反应性较好煤层。如要使 CO260%，必须升高炉温至 1000以上。表表 1-12 煤及焦碳对二氧化碳化学反映性成果煤及焦碳对二氧化碳化学反映性成果PM3.9516.0051.3977.2893.2298.004WY13.5023.5045.2062.5075.5081.301(%)6WY7.2321.1347.5868.8380.5085.841.3.3 其它有益矿产其它有益矿产（1）微量元素煤中微量元素种类繁多，但大多含量甚微，没有明显富集。通过光谱半定量分析，对煤层和铝质泥岩中易于富集的镓、锗二种元素进行了测定 (见表 1-13)。从表中可以看出，各煤层的镓、锗的含量差异不大，其含量均未达到国家规定的最低工业品位要求，在目前经济技术条件下尚无回收利用价值。 表表 1-13 镓镓 锗锗含含 量量统统 计计表表 样别Ga(PPM)Ge(PPM)煤层最大最小平均点数最大最小平均点数414.09.011.9131.8100.9514煤芯煤样614.04.08.01710.9201.7017铝质泥岩106.018.041.7114.830.402.0911（2）铝质泥岩在本矿井下石盒子组底部（4 煤层下）发育 12 层，厚 24m 铝质泥岩，层位稳定，分布较广。从取样化验分析结果看，采样化验结果 Al2O3含量大部分在 22.76%32.56%之间，达到三级粘土矿品位，但 AL2O3/SIO245）0.50.60.60.40.40.5最低灰分%4050本矿井设计对 4，6 煤层进行开采设计，它们的厚度分别为 3.2、3.3，基岩无出露，均为巨厚新生界松散层覆盖。本次储量计算是在精查地质报告提供的 1：5000 煤层底板等高线图上计算的，储量计算可靠。 4 煤层和 6 煤层，采用块段法计算工业储量。地质块段法就是根据一定的地质勘探或开采特征，将矿体划分为若干块段，在圈定的块段法范围内可用算术平均法求得每个块段的储量。煤层总储量即为各块段储量之和，每个块段内至少应有一个以上的钻孔。块段划分如图 2-1 所示。图图 2-1 块段划分示意图块段划分示意图根据煤炭工业设计规范 ，求得以下各储量类型的值：（1）矿井地质资源量矿井地质资源量可由以下等式计算： （2-0.000001zZmF 1）式中：矿井地质资源量，Mt；zZ煤层平均厚度，m；m煤层底面面积，m3；F煤容重，t/m3。将各参数代入（2-1）式中可得表 2-2，所以地质储量为： =177.74（Mt）zZ1-700-650-300-350N-700-600-750-700-550-600-650-300-350-400-450-500-600-550-500-350-400-450-400-450-500-650-500-550-300-250-250 采矿工程系 比例1 5000设计人指导老师评阅老师尉瑞完成日期评阅日期评阅日期2345 表表 2-2 煤层地质储量计算煤层地质储量计算煤层块段倾角/()块段面积/km2煤厚/m容重/t/m3储量/Mt煤层总储量/Mt总储量/Mt16.42.833.21.513.66253.363.21.516.19313.73.893.21.519.2144.23.623.21.517.444#56.34.353.21.521.0187.5116.42.833.31.514.09253.363.31.516.69313.73.893.31.519.8144.23.623.31.517.996#56.34.353.31.521.6690.24177.74（2）矿井工业储量根据钻孔布置，在矿井地质资源量中，60%探明的，30%控制的，10%推断的。根据煤层厚度和煤质，在探明的和控制的资源量中，70%的是经济的基础储量，30%的是边际经济的基础储量，则矿井工业资源/储量由式计算。矿井工业储量可用下式计算： （2-2）1111222 11222333gbbmmZZZZZZk式中 矿井工业资源/储量； gZ探明的资源量中经济的基础储量；111bZ控制的资源量中经济的基础储量；122bZ探明的资源量中边际经济的基础储量；2 11mZ控制的资源量中经济的基础储量；222mZ推断的资源量；333Z可信度系数，取 0.70.9。地质构造简单、煤层赋存稳定的k矿井，值取 0.9；地质构造复杂、煤层赋存较稳定的矿井，取 0.7。该式取kk0.8。74.65（Mt）111*60%*70%bzZZ 37.33（Mt）122*30%*70%bzZZ31.99（Mt）2 11*60%*30%mzZZ16.00（Mt）222*30%*30%mzZZ14.22（Mt）333*10%*zZkZk因此将各数代入式 2-2 得：174.19（Mt）gZ 2.2.3 矿井可采储量矿井可采储量矿井设计资源储量按式（2-3）计算：1()sgZZP式中矿井设计资源/储量sZ断层煤柱、防水煤柱、井田境界煤柱、地面建筑煤柱等永1P久煤柱损失量之和。按矿井工业储量的 3%算。则：168.96（Mt）1()174.19 174.19 3%=sgZZP矿井设计可采储量2()kkZZP C式中矿井设计可采储量；kZ工业场地和主要井巷煤柱损失量之和，按矿井设计资源/储2P量的 2%算；C采区采出率，厚煤层不小于 75%；中厚煤层不小于 80%；薄煤层不小于 85%。此处取 0.85。则：140.75（Mt）2()(168.96 168.96 2%) 0.85kkZZP C2.2.4 工业广场煤柱工业广场煤柱根据煤炭工业设计规范不同井型与其对应的工业广场面积见表 2-3。第 5-22 条规定：工业广场的面积为 0.8-1.1 平方公顷/10 万吨。本矿井设计生产能力为 150 万吨/年，所以取工业广场的尺寸为 300m400m 的长方形。煤层的平均倾角为 10 度，工业广场的中心处在井田走向的中央，倾向中央偏于煤层中上部，其中心处埋藏深度为-500m，该处表土层厚度为 120-160m，主井、副井，地表建筑物均布置在工业广场内。工业广场按级保护留维护带，宽度为 15m。本矿井的地质掉件及冲积层和基岩层移动角见表 2-4。表表 2-3 工业场地占地面积指标工业场地占地面积指标井 型（万t/a）占地面积指标（公顷/10万 t）240 及以上1.0120-1801.245-901.5 9-301.8表表 2-4 岩层移动角岩层移动角广场中心深度/m煤层倾角煤层厚度/m冲击层厚度/m-500103.2、3.315045757565由此根据上述以知条件，画出如图 2-1 所示的工业广场保护煤柱的尺寸：图图 2-1 工业广场保护煤柱工业广场保护煤柱由图可得出保护煤柱的尺寸为：由于两层煤，需算两个保护煤柱。由 CAD 量的两个梯形的面积分别是：748138.19m2和 854064.19 m2 S4 煤=748138.19/cos10=759667.57m2S6 煤=854064.19/cos10=867225.97m2则：工业广场的煤柱量为：Z工=SMR式中： Z工-工业广场煤柱量，万吨； S -工业广场压煤面积，； M -煤层厚度，4 煤 3.2 m，6 煤 3.3m； R -煤的容重, 1.5t/m3。则： Z4煤=759667.573.21.510-4 =364.64(万吨)Z6煤=867225.973.31.510-432-800-750-700-650-600-550-500-450-400-350-300-250-200-150-100-900-850 =429.28(万吨)Z工=364.64+429.28=793.92(万吨) 3 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，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1.矿井设计生产能力因为本井田设计丰富，主采煤层赋存条件简单，井田内部无较大断层，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 150 万吨/年。2.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）矿井开采能力校核刘桥二矿 4、6 煤层均为中厚煤层，煤层平均倾角为 8 度，地质构造简单，赋存较稳定，但矿井瓦斯含量及涌水相对较大，工作面长度不一过大，考虑到矿井的储量可以布置两个综采工作面同采可以满足矿井的设计能力。（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，主井提升容器为两对 9 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带式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相对较高，属于高瓦斯矿井，水文地质条件较简单。矿井通风采用对角式通风，矿井达产初期对首采只需先建一个风井即可满足矿井的通风需求，后期再建一个风井，可以满足整个矿井通风的要求。本井田内存在若干小断层，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。 矿井服务年限的公式为：T=Zk/(AK) （3-1）其中：T -矿井的服务年限，年； Zk-矿井的可采储量，140.75Mt； A -矿井的设计生产努力， 150 万吨/年； K -矿井储量备用系数，取 1.4。则： T=140.75100/（1501.4） =67.02（年）既本矿井的开采服务年限符合规范的要求。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。5）第一水平服务年限校核由本设计第四章井田开拓可知，矿井是单水平上下山开采，水平在-450m，水平服务年限即为全矿井服务年限，为 67.02 年。即本设计第一水平的服务年限符合矿井设计规范的的要求。表表 3-1 不同矿井设计生产能力时矿井服务年限表不同矿井设计生产能力时矿井服务年限表第一水平设计服务年限煤层倾角矿井设计生产能力（万 t/a）矿井设计年限（a）45600 及以上7035300-5006030120-2405025201545-9040201515 4 井田开拓4.1 井田开拓的基本问题井田开拓是指在井田范围内，为了采煤，从地面向地下开拓一系列巷道进入煤体，建立矿井提升、运输、通风、排水和动力供应等生产系统。这些用于开拓的井下巷道的形式、数量、位置及其相互联系和配合称为开拓方式。合理的开拓方式，需要对技术可行的几种开拓方式进行技术经济比较，才能确定。井田开拓主要研究如何布置开拓巷道等问题，具体有下列几个问题需认真研究。确定井筒的形式、数目和配置，合理选择井筒及工业场地的位置；合理确定开采水平的数目和位置；布置大巷及井底车场；确定矿井开采程序，做好开采水平的接替；进行矿井开拓延深、深部开拓及技术改造；合理确定矿井通风、运输及供电系统。确定开拓问题，需根据国家政策，综合考虑地质、开采技术等诸多条件，经全面比较后才能确定合理的方案。在解决开拓问题时，应遵循下列原则：贯彻执行国家有关煤炭工业的技术政策，为早出煤、出好煤高产高效创造条件。在保证生产可靠和安全的条件下减少开拓工程量；尤其是初期建设工程量，节约基建投资，加快矿井建设。合理集中开拓部署，简化生产系统，避免生产分散，做到合理集中生产。合理开发国家资源，减少煤炭损失。必须贯彻执行煤矿安全生产的有关规定。要建立完善的通风、运输、供电系统，创造良好的生产条件，减少巷道维护量，使主要巷道经常保持良好状态。要适应当前国家的技术水平和设备供应情况，并为采用新技术、新工艺、发展采煤机械化、综掘机械化、自动化创造条件。根据用户需要，应照顾到不同媒质、煤种的煤层分别开采，以及其它有益矿物的综合开采。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-250m，最深处到-850m 表土层厚度大，120160m。2）本井田瓦斯及涌水比较小,对开拓方式的选择影响不大。3）本矿地表地势平坦，且多为农田，无大的地表水系和水体，地面平均 标高为+32m。4.1.1 井筒形式的确定井筒形式的确定（1）井筒形式的确定井筒形式有三种：平硐、斜井、立井。一般情况下，平硐最简单，斜井次之，立井最复杂。具体见表 4-1。本矿井煤层倾角小，平均 7.13，为近水平煤层；表土层厚约 120160 m，无流沙层；水文地质情况中等简单，涌水量不大；井筒需要特殊施工冻结法建井，因此需采用立井开拓。表表 4-1 井筒形式比较井筒形式比较井筒形式优点缺点适用条件平硐1 运输环节和设备少、系统简单、费用低。2 工业设施简单。3 井巷工程量少，省去排水设备，大大减少了排水费用。4 施工条件好，掘进速度快，加快建井工期。5 煤炭损失少。受地形影响特别大有足够储量的山岭地带斜井与立井相比：1 井筒施工工艺、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。2 地面工业建筑、井筒装备、井底车场简单、延深方便。3 主提升胶带化有相当大提升能力。能满足特大型矿井的提升需要。4 斜井井筒可作为安全出口。与立井相比：1 井筒长，辅助提升能力小，提升深度有限。2 通风线路长、阻力大、管线长度大。3 斜井井筒通过富含水层，流沙层施工复杂。井田内煤层埋藏不深，表土层不厚，水文地质条件简单，井筒不需要特殊法施工的缓斜和倾斜煤层。立井1 不受煤层倾角、厚度、深度、瓦斯和水文地质等自然条件限制。2 井筒短，提升速度快，对辅助提升特别有利。3 当表土层为富含水层的冲积层或流沙层时，井筒容易施工。4 井筒通风断面大，能满足高瓦斯、煤与瓦斯突出的矿井需风量的要求。1 井筒施工技术复杂，设备多，要求有较高的技术水平。2 井筒装备复杂，掘进速度慢，基建投资大。对不利于平硐和斜井的地形地质条件都可考虑立井。 （2）井筒位置的确定井筒位置选择要有利于减少初期井巷工程量，缩短建井工期，减少占地面积，降低运输费用，节省投资；要有利于矿井的迅速达产和正常接替。因此，井筒位置的确定原则：1）沿井田走向的有利位置当井田形状比较规则而且储量分布均匀时，井筒的有利位置应在井田走向中央；当井田储量呈不均匀分布时，应布置在储量的中央，以形成两翼储量比较均匀的双翼井田，可使沿井田走向的井下运输工作量最小，通风网路较短，通风阻力小。2）井筒沿井田倾斜方向的有利位置井筒位于井田浅部时，总石门工程量大，但第一水平及投资较少，建井工期短；井筒位于井田中部时，石门较短，沿石门的运输工程量较小；井筒位于井田的下部时，石门长度和沿石门的运输工作量大，如果煤系基底有含水量大的岩层不允许井筒穿过时，它可以延深井筒到深部，对开采井田深部及向下扩展有利。从井筒和工业场地保护煤柱损失看，井筒愈靠近浅部，煤柱尺寸愈小，愈近深部，煤柱尺寸愈大。因此，一般井筒位于井田倾向方向中偏上的位置。3）有利于矿井初期开采的井筒位置尽可能的使井筒位置靠近浅部初期开采块段，以减少初期井下开拓巷道的工程量，节省投资和缩短建井工期。4）地质及水文条件对井筒布置影响要保证井筒，井底车场和硐室位于稳定的围岩中，应尽量使井筒不穿过或少穿过流沙层，较大的含水层，较厚冲积层，断层破碎带，煤与瓦斯突出的煤层，较软的煤层及高应力区。5）井口位置应便于布置工业广场井口附近要布置主，副井生产系统的建筑物及引进铁路专用线。为了便于地面系统间互相连接，以及修筑铁路专用线与国家铁路接轨，要求地面平坦，高差不能太大，尽量避免穿过村镇居民区，文物古迹保护区，陷落区或采空区，洪水浸入区，尽量避免桥涵工程，尤其是大型桥涵隧道工程。6）井口应满足防洪设计标准附近有河流或水库时要考虑避免一旦决堤的威胁及防洪措施。由于本井田倾角平缓，厚度变化小，且距离东部国道近。故把井筒置于井田中央，即工业场地之中。（3）井筒数目为了满足井下煤炭的提升，需设置一主井，辅助提升及进风设置一副井。 因为低瓦斯矿井，井田面积较小，表土层厚度大，不宜用边界式通风，所以不再另设风井，可用主井回风。共计两个井筒。4.1.2 井筒位置的确定采（带）区划分井筒位置的确定采（带）区划分（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；图图 4-1 采带区划分示意图采带区划分示意图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；-250-250-300-550-500-650-500-450-400-450-400-350-500-550-600-450-400-350-300-650-600-550-700-750-600-700N-350-300-650-700 采矿工程系 比例1 5000设计人指导老师评阅老师尉瑞完成日期评阅日期评阅日期东一带区 东三采区 西二带区 西十带区 西六采区 西八采区 西四采区 7）水源、电源较进，矿井铁路专用线短，道路布置合理。（2）井筒位置的确定本矿井走向长度较大地势平坦,主副井筒布置在储量中央,且两井筒的地面标高大于历年最高洪水位标高。具体采区、带区划分见图 4-1。4.1.3 工业场地的位置工业场地的位置工业场地的位置选择在主、副井井口附近，即井田中部。工业场地的形状和面积：根据表 2-3 工业场地占地面积指标，确定地面工业场地的占地面积为 12 公顷，形状为矩形，长边垂直于井田走向。根据制图规范 1：5000 的图按 300m* 400m 绘制。4.1.4 开采水平的确定开采水平的确定本矿井主采煤层为 4, 6 号煤层，其它煤层属急薄且不稳定煤层，近期暂不开采可作为后备储量。4, 6 号煤层属缓斜煤层，平均倾角为 7,煤层无露头，煤层埋藏最深处达-850m，垂直高度达 900m。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 200350m，针对于本矿井的实际条件，决定煤层的阶段垂高为 300m 左右。由于本矿井瓦斯,涌水及煤层倾角比较小,所以可以考虑上下山的开采方案,考虑到井田范围不大,所以本矿井也可采用两水平的开采方式。采用两个水平划分时，立井开拓第一水平,由于 6 煤下 200 米有奥灰岩含水层，所以二水平的延深不能考虑采用立井延深，因此，采用暗斜井延深。4.1.5 矿井开拓方案比较矿井开拓方案比较（1）提出方案根据以上分析，现提出以下四种在技术上可行的开拓方案，如图 4-2，分述如下：方案一：立井单水平上下山（岩石大巷) 主、副井均为立井，布置于井田中央，大巷布置在岩层当中。方案二：立井单水平上下山（煤层大巷)主、副井均为立井，布置于井田中央，大巷布置在煤层当中。方案三：立井两水平暗斜井延深（岩石大巷）主、副井均为立井，布置于井田中央，暗斜井延深，大巷布置在岩层当中。方案四：立井两水平暗斜井延深（煤层大巷）主、副井均为立井，布置于井田中央，暗斜井延深，大巷布置在煤层当中。（2）技术比较 以上所提四个方案中，井筒位置、数量和轨道大巷、回风大巷长度以及一、二水平采区和带区布置总体一致。区别在于二水平的开拓方式不同而引起部分基建、生产经营费用不同。图图 4-2 开拓方案示意图开拓方案示意图方案一、二中，区别在于一方案中岩石大巷，这样就增加了岩石巷道的掘进，使后期基建费用加大；增加了设备的配备；维护费用；但其优点也是显而易见的：减少了大巷保护煤柱，运输系统干扰降低，各种运输畅通，由于是厚煤层开采，通风安全性提高，通风条件优化，可以适当减少煤巷的维护，提高了煤炭采出率。方案二中，岩石掘进量明显较少，而且设备少，环节简单；开拓准备时间短。但通风条件差；巷道维护费用增加。故两方案中暂取方案一。详见表 4-2。 方案三、四中，区别在于大巷的布置位置。方案三中大巷布置在岩层中，这样就导致岩石掘进量高，开拓费用增加，开拓准备时间增加，但其优点突出：维修费用低，可以定向取直，有利于辅助运输工具的使用，安全性高，保护煤柱少。有利于提高煤炭采出率。方案四中，轨道大巷布置在煤层中，掘进容易，速度快，费用低；开拓准备时间短。但后期的维护费用较高；保护煤柱损失大。经粗略估算，两方案中暂取方案三。详见表 4-2。（3）经济比较方案一、三有差别的建井工程量、生产经营工程量、基建费、生产经营费和经济比较结果，分别汇总于表 4-3表 4-7 中。在上述经济比较中需要说明以下几点：两方案大巷布置数目及位置相同；1.主、副井布置在岩层中，维护费用较低，故未对比其维护费用的差别；2.主、辅运输大巷断面大小不同，大巷维护费用按平均维护费用估算；3表表 4-2 各方案粗略估算费用表各方案粗略估算费用表方案一方案二岩石44669.561574.810-4=煤层44669.561299.910-4=基建费大巷2941.45大巷2427.98岩石