开滦矿务局荆各庄矿120万吨新井设计.docx

目 录设计总说明VII一般部分XI1 矿区概述及井田地质特征11.1 矿区概述11.1.1 交通位置11.1.2 地形和、地貌11.1.3 水系及气候11.1.4 水源21.1.5 电源21.2 地层特征21.2.1 地质构造41.2.2 水文地质41.3 煤层特性61.3.1 可采煤层情况61.3.2 煤层的围岩的性质71.4 煤的特征71.4.1 煤层的物理特征表71.4.2 煤的化学分析81.5 煤层的稳定性81.5.1 煤的含瓦斯性81.5.2煤尘的爆炸性81.5.3煤层自然发火性情况及煤尘爆炸性情况表1.5-1：82井田境界和储量112.1 井田境界112.1.1 井田划分的依据112.1.2井田范围112.2 矿井工业储量122.2.1 勘探类型及储量等级的圈定122.2.2 储量等级的圈定122.2.3 煤层最小可采厚度122.2.4 矿井工业储量的计算122.2.5可采储量133 矿井工产能力及服务年限作制度、设计生产能力153.1 矿井工作制度153.1.1 矿井年工作日数的确定153.1.2 矿井工作制度的确定153.1.3 矿井每昼夜净提升小时数的确定153.2 矿井设计生产能力及服务年限153.2.1矿井生产能力的确定153.2.2矿井及第一水平服务年限的核算154 井田开拓174.1 井田开拓的基本问题174.1.1 井筒形式及数目的确定174.1.2 井筒位置的确定174.1.3 工业广场位置、形状和面积的确定194.1.4 开采水平数目、位置和标高的确定194.1.5 开拓方案的确定204.1.7 采区的划分及布置274.1.8 煤层生产能力274.1.9 矿井开拓延伸及深部开拓布置方案284.1.0 矿井水平间、采区间和煤层间接替顺序284.2 矿井基本巷道284.2.1 井筒284.2.2 井底车场294.2.3 主要开拓巷道305 准备方式采区巷道布置395.1 煤层的地质特征395.1.1 煤层埋藏条件395.1.2 煤质特征395.1.3 煤层顶、底板条件395.1.4 煤层的含瓦斯特征405.1.5 水文地质特征405.1.6 煤尘的爆炸性和自燃发火危险性425.1.7 地质构造425.1.8 地表特征425.2 采区巷道布置及生产系统425.2.1 首采区概况425.2.2 采煤方法选择425.2.3 采区布置方案的确定435.2.4 开采顺序及巷道掘进475.2.4 采区生产能力核算505.2.5 采区的服务年限526 采煤方法556.1 采煤工艺方式556.1.1 设计采区地质条件556.1.2 采煤方法及其机械化程度的确定556.1.3 回采工作面参数的确定566.1.4 回采工作面破煤、装煤方式及相应设备的选择566.1.5 回采工作面运煤方式及其运输设备的选择586.1.6 工作面支护方式及采空区处理596.1.7 工作面设备布置626.1.8 采煤工艺626.1.9 劳动组织和循环作业图656.2 回采巷道布置676.2.1 回采巷道布置方式676.2.2 回采巷道断面选择及其掘进方式677 井下运输717.1 概述717.1.1 井下运输的原始条件717.1.2 井下运输系统717.1.3 各环节运输方式727.2 采区运输设备选择727.2.1 采区煤炭运输设备的选择727.2.2 采区运输能力验算737.2.3 采区辅助运输设备的选择737.2.4 采区车场一次提升的矿车数757.3 大巷运输设备选择767.3.1 大巷运输设备的选择767.3.2运输设备运输能力验算778 矿井提升798.1 概述798.2 主副井提升798.2.1 主井提升798.2.2 副井提升809 矿井通风及安全819.1 矿井通风系统选择819.1.1 矿井概况819.1.2 矿井通风系统的基本要求8191.3 矿井通风类型的确定829.1.4 主扇工作方法的确定859.1.5 采煤工作面通风类型的确定879.1.6 绘制两个时期的通风系统网络图879.2 风量计算与风量分配909.2.1 矿井所需总风量的计算909.2.2 矿井风量的分配959.2.3 风速验算969.2.4 风量的调节方法与措施989.3 全矿井巷通风阻力999.3.1 计算的原则999.3.2 通风容易时期和通风困难时期最大阻力路线的确定999.3.3 全矿井巷通风阻力的计算1009.4 扇风机选型1049.4.1 选择主扇1049.4.2 选择电动机1089.4.3 对矿井主要通风设备要求1099.5 防止特殊灾害的安全措施1099.5.1 井下防尘1109.5.2 瓦斯的预防1119.5.3 火灾的预防1129.5.4 水灾的预防11210设计矿井基本技术经济指标113总 结115参考资料116专题部分117综放面顶煤冒放性影响因素的探讨119摘 要1191.引言1211.1 选题背景及意义1211.2 顶煤冒放性研究的发展与现状1221.3 研究的主要内容与方法1222.顶煤冒放性影响因素分析12521 影响顶煤冒放性的因素分析1252.1.1 煤的强度对顶煤冒放性影响的一般规律1252.1.2 开采深度对顶煤冒放性的影响1262.1.3 煤体裂隙分布对顶煤冒放性影响的一般规律1272.1.4 夹矸对顶煤冒放性影响的一般规律1272.1.5 顶板岩层对顶煤冒放性的影响1282.1.6 煤层厚度对顶煤冒放性的影响1292.2 坚硬顶煤的模糊识别与判定法则131结论133参考文献134致 谢135设计总说明本设计包括两个部分：一般部分和专题部分。一般部分为开滦矿务局荆各庄矿120万吨新井设计，全篇共分为十个部分：矿井概括及井田地质特征、井田境界及储量、矿井工作制度和设计生产能力及服务年限、井田开拓、采区巷道布置、采煤方法、井下运输、矿井提升、矿井通风与安全和矿井主要经济技术指标。荆各庄矿位于河北省唐山市境内。矿井走向长度约为6.3km，倾向长度4.5km，面积为13.75m2。井田内的主要可采煤层为9煤、11煤，该煤层赋存稳定，平均厚度2.9米。倾角平均为9，为近水平中厚煤层。井田内工业储量吨，可采储量吨。矿井平均涌水量为3300m3/h，相对瓦斯涌出量 ，属于低瓦斯矿井，煤层具有爆炸危险性，有自然发火现象。荆各庄矿年设计生产能力120万t/，服务年限53.37年。采用立井三水平开拓矿井采用走向长壁综合机械化采煤法。矿井布置一个综采工作面保证全矿井的产量，长度160m，煤的运输采10吨用架线式电机车牵引3吨侧卸式矿车运输。矿井的通风方式采用通风。专题部分为“综放面顶煤冒放性影响因素” 在经过多年的实践、完善与提高，并借鉴国外综放开采技术的基础上使我国的综放开采技术得到了迅速发展。目前该技术己成为我国开采厚及特厚煤层的主要采煤方法，并运用数学理论对每个影响因素进行定性和定量研究和分析，得出综放开采的最佳条件。关键词： 可采储量；水平；集中大巷；走向长壁 ；综放开采；顶煤冒放General Information of the DesignThis design includes two parts:General part and special subject part.The general part is a new design of jinggezhuang Mine in Kailuan coal department. The whole article is divided into ten parts totally: the outline of the mine and the mine filed geology, boundary and reserves, the mine work systemthe designed productive capacity and service life , mine exploition, mine methed, transportation of underground, mine lifting, mine ventilation and safety, and the economic and technologic index of the mine.The jinggezhuang mine filed lies in the Tangshan city of Hebei province. The total area of the mine is about 13.75km2.there are three main available seams:9#,11#, and the total thickness of the seams is 2.9m. It is stable belong to fluty inclined, with the average angle 9degree. The industry reserves of the mine filed are million tons and the useable reserves are million tons. Mine normal Chung water is 3300m3h,relative to gas .It is a low gassy mine. The coal dust have explosion hazard, and the seam has combustion tendency.The productive capacity of jinggezhuang mine is 1.2million tons per year, and its service life is 53 years. There are 3 levels in the mine. coal minning method is fully mechanized mining to the strike with sublevel caving in inclined coal seam.There is only one working face in the mine. The length of the face is 160m. Coal is transported by the10t tramcar with the capacity of 3T.The method of mine ventilation in this shift centralized ventilation.The special subject part is Caving of top coal caving face of the impact of factors. After many year practices, consummation and enhancement,our country has made the person get prompt development on full-mechanized caving in the basis exploiting a technology,s .At preset full-mechanized caving has become our country exploiting the leading factor mining method thick and favoring a coal seam specially.And untilizes the corresponding mathematics theory to conduct qualitative and the quantitative inve -stigation and the analysis to each influence factor,obtains full-mechanized caving,s optimum condition. ；Top coal caving;；Top coal caving characteristics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 交通位置荆各庄矿位于河北省唐山市北偏东约13 km处，南距马家沟矿6 km，距原京山铁路开平车站10 km，东距陡河发电厂4.5 km。行政区域属唐山市开平区管辖，如图1-1（开平/北京;吕家坨/吕各庄）1.1.2 地形和、地貌荆各庄矿矿区为一平坦的冲积平原，东南面沿陡河东岸是由奥陶纪石灰岩构成的东北西南方向起伏伸展的低山丘陵。从东往西有巍山（290 m）、凤山（180 m）、小梁山（100 m）和菀豆山（38 m），由菀豆山向西南倾没于平原之下。由巍山向东北低山丘陵接连绵延，地势逐渐增高，直到青龙山标高达493.01 m。在井田北面约7 km为由震旦纪灰岩构成的低山丘陵，东西方向横伏，这两条低山丘陵在井田东面的青龙山一带相汇合。低山丘陵的伸展方向与地层走向方向一致。井田内地势平坦，但北部稍高，向南低下，北部地面标高为+38.8 m（湾35孔），南端标高为23.85 m（湾补6孔），倾向陡河。1.1.3 水系及气候流经本区东南边的陡河，发源于北部山区，上游由二支汇成，东支称管河，发源于丰润县福山寺管泉，西支称泉水河，发源于丰润县赵庄上水路。唐山属半大陆性地区气候，夏季炎热多雨，冬季严寒凛烈，气温变化较大。1.1.4 水源大气降水：本区大气降水一般集中在7、8、9月份。据19792007年气象资料统计：年降水量最大值为899.6 mm（1987年），最小值为317.45 mm（1997年），平均值为596.85 mm。地表水系：河北省水利厅于1965年在双桥村一带修建了陡河水库，水库大坝距井田东端的最近距离为2200 m。陡河水库积水量最大值为314.6万吨，陡河水库积水量最小值为21.6万吨，1.1.5 电源本矿主要电源为贾安子110千伏区域变电所35千伏母线引出，导线为LGJ-120型。1.2 地层特征井田地层特征荆各庄井田煤系主要由石炭系上统和二叠系下统组成，含煤地层总厚约450 m，共含大小煤层十九层，煤层总厚达25.3 m，含煤系数5.7%，其中可采煤层共四层，9、11、12-1和12-2煤，总厚度16.22 m，可采含煤系数3.6%，可采煤层集中在赵各庄组和大苗庄组，表1-1。表1-1地层特征地层关系地层厚度（m）所含煤层可采煤层系统组层数煤层二叠系下统唐家庄145.412小煤线无大苗庄90.3675、6、7、8、9-1、9-2、109-2石炭系上统赵各庄60.00511、煤线、12-1、12-2、121/211、12-1、12-2开平76.59314、15、16无中统唐山75.001煤线无1）唐家庄组二迭系下统。上部止于层顶板，下伏大苗庄组，厚度约270米。岩性以粗中砂岩为主，细砂岩次之，下部粉砂岩和泥岩比较发育，间夹层薄煤线。岩石颜色由下部的深灰、浅灰往上变为灰和紫红色，均属于陆相沉积。从煤系地层形成过程来看，地壳运动在中石炭世、下二迭世是以上升为主，上升幅度由小到大，由缓慢上升到直线上升。从岩相来看，为近海相过渡相大陆相。从成煤环境看，则为滨海平原到内陆湖泊。正是由于地壳运动由弱到强，从海相逐渐转为陆相，在这种地壳相对稳定时期，才沉积了本井田的可采煤层。2）大苗庄组上限为5煤顶板的中粗粒砂岩底界面，此层位受古河流冲刷，冲蚀的下切深度并不相同，在井田西部不仅5煤受剥蚀，6、7、8煤、均受不同程度的影响。下限为11煤顶板粘土岩之顶界面。本组含煤6层即：5、6、7、8、9、10煤，其中可采煤层一层即9煤，是荆各庄矿的主采煤层，其它8煤、10煤局部可采。3）赵各庄组下限为赵各庄灰岩K6顶板，上限为11煤顶板泥岩之顶界面。一般厚度为60 m，本组为重要的含煤地层。自沉积赵各庄灰岩K6之后，海水大规模后退，而每次海进的幅度都比较小。该阶段沉积环境相对稳定，是成煤的最好时期。本组含煤层5层，即： 12-1/2煤、12-2煤、12-1煤、12-1煤上煤线、11煤。其中12-2煤、12-1煤、11煤三层可采。4）开平组C31：下限为唐山灰岩K3顶板，呈整合接触，上限为赵各庄灰岩K6之顶板，亦是整合接触。本组一般厚度76.59 m，以粉砂岩为主，粘土岩含量减少。5）唐山组直接覆盖于奥陶系石灰岩之上，上至K3唐山灰岩顶界面，一般厚度75 m。本统以粘土岩和粉砂岩为主。本组中含三层薄层石灰岩，均含有丰富海相动物化石，由下而上简称为K1、K2、K3石灰岩。第一层灰岩K1出现在距奥陶灰岩顶界面大约38 m处，第二层石灰岩K2出现在K1之上12 m处，第三层石灰岩K3出现在K2之上大约25 m处，称之为唐山灰岩，该层灰岩呈浅灰褐色，中厚层状，质纯，厚2.5 m左右，厚度大，层位稳定，含有大量的蜓科和珊瑚化石，易于同其它岩石相区别。1.2.1 地质构造 本井田为一向斜盆形隐蔽有限煤田。除东南端外，周边向内倾斜。一般在350500之间。西部有达600以上者。井田中部则产状平缓。本井田含煤部分是一个直径3.5公里左右的亚园轮廓。1）褶曲亚园向斜的“平底”具有波曲性。最深中心偏居西南部。大致以湾39孔为中心。在煤层等高线上呈现西部较挤。东部疏宽。南部纯园。向北变窄。作南北拉长。曲线中部西湾的园心不完整闭合状。在盆心东异波状起伏。使东端又相对凹下造成一个南北稍长的椭圆向斜。2）断裂区内共发现大小断层7。主要断层产状要素一览表表12：表12主要断层产状要素一览表编号断层性质走向倾向倾角落差（m）水平移距（m）F1逆掩断层北350600东南东150131410F2逆掩断层北350600东南东300101525F3逆掩断层北350600东南东200121618F4正断层北600东北西250101512F5逆断层北450东北西150101521F6逆断层北550东北西15051413F7正断层北500东北西2501115151.2.2 水文地质1）井田内含水层特征表13:表13井田内含水层特征含水层编号层位含水层性质含水层厚度(m)单位涌水量(米/秒)渗透系(米/昼夜)东 翼西 翼东 翼西 翼东 翼西 翼奥陶系裂隙溶洞-无压转承压11.59-30.106.70-31.002.062.03910.08312.284K3-K6裂隙-承压11.83-17.486.940.6520.0945.1841.348K6-煤12裂隙-承压9.37-25.003.95-16.891.960.076 12.920.806煤9-煤7裂隙-承压9.427.44-7.910.1940.0442.3000.638A煤5以上60米裂隙-承压4.18-26.7212.65-38.101.3540.3657.1542.321B煤5上60-100米裂隙-承压8.4015.000.1770.2622.0591.722风化带裂隙孔隙承压8.39-15.7612.97-23.200.0430.0910.3540.47底部卵砾石层孔隙-承压4.38-31.4221.482.3970.87711.6454.877A中部卵石层孔隙-承压25.708.37742.95B上部砂砾层孔隙-承压18.30-20.90.8044.158C浅部砂层孔隙-潜水17.60-22.400.5371.352注：（风化带）层位，对比为北异（东异栏）和南异（西异栏）2） 地下水补给、径流、排泄条件 荆各庄矿区为一平坦的冲积平原，东南面沿陡河东岸是由奥陶纪石灰岩构成的东北西南方向起伏伸展的低山丘陵。矿井的岩溶较发育，含水层水通过岩溶裂隙进入矿井。地下径流以扩散流为主，动态变化相对稳定，年变幅小，常具多年周期性变化，局部发育溶孔溶隙及小管道共同组成的强含水段或强径流带。岩溶地下水的排泄通过地下径流的的方式流入河流，另外矿上的疏排水使矿井的排泄能力得到很大的提高。3）矿井用水量 矿井初期正常涌水量；55m3/min，突然涌水，初期最大涌水量80m3/min。后期最大100m3/min。1.3 煤层特性1.3.1 可采煤层情况 煤系地层总厚度450m。共含大小19层。其中按可采厚度计共11层。即煤5、煤6、煤7、煤8、煤9、煤10、煤11、煤12顶、煤12底、煤12 1/2、煤15、平均煤层总厚度22.5m。其中主要可采煤层有煤9、煤11主采煤层厚度特征表1-4：表1-4煤层厚度特征表煤层煤厚与倾角采区东翼采区西翼采区南翼采区9厚度（m）2.43.5（3.4）1.23.5（2.8）2.53.2（3）倾角（）314（7）413（8）414（6）11厚度（m）1.373.22（2.74）1.893.24（3.19）1.83.06（2.43）倾角（）316（10）615（11）314（9）1）煤9：为矿井的主采煤层，厚度为2.43.5m，平均厚度为3m。煤层为黑色、条带状构造，玻璃光泽，以亮煤为主，间夹暗色条带，局部含丝炭，偶含黄铁矿膜，半亮光亮型，煤层的容重为1.44t/m3。 2）煤11：井田内厚度自0.374.22m，平均1.62m。倾角为316，平均为10，黑色块状条带状构造，玻璃光泽，以亮煤为主，夹镜煤及亮煤条带，含黄铁矿结核，光亮型煤，含夹矸一层，但夹石分布不稳定，在东翼采区1114掌见到厚度达0.5m的泥岩夹矸，褐红色，易碎,具油脂光泽。煤层的容重为1.42t/m3。1.3.2 煤层的围岩的性质1）煤9 伪顶：暗灰色泥岩或粉砂岩，厚00.08m，随采随落，区内大部分缺失。 直接顶：灰色粉砂岩，有明显水平层理或波状层理，块状，含有丰富的植物叶片化石，偶见浅褐色结核，厚度变化较大，极不稳定，厚03.86m，平均1.97m。 老顶：灰白色中砂岩，夹粉砂岩，厚层状；岩石成分为石英及泥质岩屑，次为暗色燧石，并含有紫红色的矿物细粒；胶结物为高岭土质基底式胶结，占30，极易风化，遇水澎涨，厚10.4339.2m，平均12.00m。 底板：灰黑色泥岩，致密块状，断口呈贝壳状或参差状，含菱铁质结核及黄铁矿散晶体，结核大小不一，扁球状成层状分布，含少量植物根化石，厚4.518.60 m，平均6.44m。2）煤11 直接顶：灰黑色泥岩，块状，致密细腻，贝壳状断口，含菱铁质透镜状结核及黄铁矿聚集体,含海相动物化石(在西翼1210、1214采到完整的动物介壳化石)层厚3.969.47m,平均6.65m。 老顶：浅灰色灰白色细砂岩，块状，钙质基底式胶结，成分以石英为主，易风化，厚度不稳定，一般在0.658.23m之间，平均2.69m。 直接底：灰灰白色带褐色泥岩或粘土质粉砂岩,泥质胶结，块状构造，含大量植物根化石，厚0.533.87m，平均1.85m。1.4 特煤 征层颜色光泽煤岩成分煤岩类型煤的结构和构造矿物结核和包体容重（t/m3）9黑色玻璃光泽以亮煤为主，间夹暗煤条带局部含丝炭膜半亮-光亮型带条状构造偶含黄铁矿1.4411黑色玻璃光泽以亮煤为主，夹有镜煤及暗煤条带光亮型块状构造，局部呈条带状构造含黄铁矿膜及薄膜1.421.4.2 煤的化学分析1）硫份:各煤层全硫平均含量为0.253.66,其中煤9含量均低于1，属低硫煤；煤11含硫量最高为3.66，平均为3.07，属富硫煤，其所含硫量分为：黄铁矿硫占59，有机硫占36，硫酸盐硫占2.5。2）磷份：磷份平均含量最大0.0825，最小0.008，其中煤11为特低磷煤，煤9、为低磷煤。3）发热量：各可采煤层发热量变化范围在18.0124.18MJ/kg之间，各煤层发热量由大至小排列为：煤11煤9（）煤9(、)。一般情况是煤层灰分高的发热量低，而煤层灰分低的其发热量高。矿井中煤11、煤9一分层发热量最高，而煤9二三分层发热量较低，且相差不大。1.5 煤层的稳定性井田内共有可采煤层四层，煤9、煤11为较稳定煤层。1.5.1 煤的含瓦斯性008年8月对瓦斯涌出量根据测定的基础数据，分析计算得出鉴定结果，本矿属低瓦斯等级。1.5.21.5.3煤层自然发火性情况及煤尘爆炸性情况表1-6：表1-6煤层自然发火性情况及煤尘爆炸性情况表煤层名称911煤层自然倾向性鉴定结果自燃自燃最短自然发火期（月）28-12煤尘爆炸性鉴定结果有爆炸性有爆炸性煤尘爆炸指数25.3744.1738.8544.12荆各庄井田位于开平向斜的西北侧，中隔凤山缸窑背 斜自成一盆状向斜，井田范围东起于庄、西止马庄，南自刘官 屯，北至沈庄小佛头一线，以荆各庄为圆心略成一个南北 长约3.5km，东西宽约3.4km，北端闭合、南端开放的亚圆形轮 廓，井田面积9平方公里。井田北部、西部及南部均以煤12-2冲积层下潜伏露头为界，东部及东南部以F3断层为界，深部以煤12-2盆状向斜底-530标高为最终深度，矿井面积约为9 km2，根据采矿登记，采矿许可证“地采证煤字1990第107号”批准的井田开采范围坐标见表2-1。表 2-1 井田开采范围坐标表拐点编号XY拐点编号XY拐点编号XY14023037726283983607694515401175792072402157767559398627778151640168578650340147575928103991827856717402013782754400815757051139968279042184020707844553997357597512400200795251940242078490a6398935762251340076579715204024057816773984807651714401102795772140210878158平坦的冲积平原井田划分为三个开采水平，即一水平，标高314m，垂高154m，斜长1850m；二水平，标高368m，垂高148m，斜长1650m，三水平标高430m，垂高70m，斜长1000m。图3：方案3 立井单水平加斜井开拓四个方案的粗略比较如下表42表42 矿井开拓延伸布置方案粗略比较项目方案1方案2基建费用/万元立井开凿主井36.966796104+8161866104392.57立井开凿主井45.466796104+8161866104438.43副井36.487051104+8226226104519.6副井44.987051104+82262261044512.64石门开凿253.2440981041116.55石门开凿467440981042072.96井底车场99.741874104417.48井底车场（99.741874104417.48小计2446.2小计2441.24生产费用/万元立井提升1.22520.180.3121.6+1.23779.820.4151.6=5252.84立井提升1.22520.180.3541.6+1.21817.50.4621.6+1.21962.30.5341.6=5384.37石门运输1.22520.180.5510.4+1.23779.821.4120.4=9228.34石门运输1.22520.180.560.4+1.21817.51.420.4+1.21962.32.140.4=3923.17立井排水63024365530.410411589.48立井排水63024365530.410411589.48小计19970.66小计17297.02总计费用/万元224338.8619738.26百分率113100项目方案3方案4基建费用/万元立井开凿主井38.666796104+8161866104386.67立井开凿主井32.366796104+8161866104345.15副井38.187051104+8226226104512.01副井31.887051104+82262261044457.21暗斜井主暗斜井42.136826104 =155.03暗斜井主暗斜井60.536826104=222.79副暗斜井42.136826104 =155.03副暗斜井60.536826104=222.79石门开凿13244098104592.53石门开凿18031851104=573.33井底车场99.741874104447.48井底车场（99.741874104417.48小计2524.91小计2238.75生产费用/万元立井提升1.24178.50.4661.6=3238.58立井提升1.22270.520.3461.6+1.22013.480.4031.6=3066.3暗斜井提升1.22121.50.4210.42=480.14暗斜井提升1.22701.20.6050.42=823.64石门运输1.24178.50.660.4=1363.75石门运输1.22270.520.8250.4+1.22013.480.9250.4=1793.17排水63024365530.410411589.48立井排水63024365530.410411589.48小计18101.95小计17572.59总计费用/万元19926.8919811.34百分率102100方案1、2的区别在于第1方案比第二方案少一水平水平。两方案对比，方案2需多开立井井筒、阶段石门、立井车场，并增加了相应的费用提升费用也相应增加。方案1则比第2方案减少了开立井井筒、阶段石门、立井车场但增加了相应运输的费用。但在技术方面方案1难易实现，并且开拓方案粗略比较方案2明显优于方案1，所以取方案2。方案3、4的区别在划分水平的数目，方案3比方案4少一水平。两方案对比，虽然方案3少了阶段石门和运输大巷，但由于少了一水平其技术要求比较高而且运输困难，通风不易解决，比较之下方案4工程技术易达到，而且费用少。综合考虑经济和技术因素，方案4均优于方案3，故选取方案4参加经济比较。在方案粗略比较后，方案2和方案4均在技术上可行，以下进行详细的经济比较，以确定最终方案。4.1.6 矿井开拓方案经济比较方案2和方案4有差别的建井工程量、生产经营工程量、基建费用、生产经营费用和经济比较结果分别汇总于表。表4-3建井工程量项目方案2方案4初期主井井筒/米274+80266+80副井井筒/米269+80261+80井底车场/米997997主石门/米1120825运输大巷/米353012000后期主井井筒/米12077副井井筒/米12977