第三节方案比较法示例样本.doc

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第三节 方案比较法示例
一、 井田概况
某矿位于平原地带, 井田范围内地表标高为+80~+90m, 表土及风化带厚度(垂高)50~60m, 表土中夹有厚度不一的流砂层, 井田中部流砂层较薄, 靠井田境界处较厚。
井田内煤层上以+30 m, 下以-420m的煤层底板等高线为界, 井田两侧系人为划定境界。井田走向长9000 m, 倾斜长约1740 m。井田内共有4层可采煤层, 倾角均为15°左右。由上而下, 各煤层的名称、 厚度、 间距及顶底板情况如表6-3所列。

表3-3 煤层地质条件
煤层
厚度/m
层间距/m
顶 板
底 板
m1
1.94

直接顶为厚8m的页岩, 基本顶为厚4m的砂岩

直接底为厚10 m的页岩, 下为40 m厚的砂岩
m2
1.90
15
页岩、 砂页岩、 砂岩互层
m3
1.60
20
页岩、 砂页岩、 砂岩互层
m4
2.00
15
页岩、 砂页岩、 砂岩互层
小计
7.44

井田内各煤层成层平稳, 地质构造简单, 无大的断层, 煤质中硬, 属优质瘦贫煤, 煤尘无爆炸性危险, 也无白燃倾向;平均容重(体积质量)为1.32t/m3。该矿煤岩层瓦斯涌出量大, 涌水量较大, 矿井正常涌水量为380 m3/h。
井田内m4煤层的底板等高线图及井田中部的地质剖面图如6-7和图6-8所示。
二、 储量计算
固体矿产资源/储量分类表如表6－1所示。
表6－1 固体矿产资源/储量分类表
地质可靠程度
经济意义
查明矿产资源
潜在矿产资源
探明的
控制的
推断的
预测的
经济的
可采储量( 111)

基础储量( 111b)
预可采储量( 121)
预可采储量( 122)
基础储量( 121b)
基础储量( 122b)
边际经济的
基础储量( 2M11)

基础储量( 2M21)
基础储量( 2M22)
次边际经济的
资源量( 2S11)

资源量( 2S21)
资源量( 2S22)
内蕴经济的
资源量( 331)
资源量( 332)
资源量( 333)
资源量( 334) ?
注: 表中所用编码( 111-334) , 第1位数表示经济意义: 1=经济的, 2M=边际经济的, 2S=次边际经济的, 3=内蕴的经济的, ? =经济意义未定的; 第2位数表示可行性评价阶段: 1=可行性研究, 2=预可行性研究, 3=概略研究; 第3位数表示地质可靠程度: 1=探明的, 2=控制的, 3=推断的, 4=预测的。b=未扣除设计、 采矿损失的可采储量。
1.矿井地质储量Zz
Zz=9000×1740 (1.8+1.9+1.6+2.0)×1.32=15379.3728万t
2.矿井工业资源/储量Zg
依据勘察程度, 矿井地质储量中60%是探明的、 30%是控制的、 10%是推断的, 根据煤层厚度和煤质, 在探明和控制的资源量中, 70%是经济的基础的基础储量, 30%是边际经济的基础储量, 矿井工业储量可按式( 6－1) 计算:
矿井工业储量Zg=111b+122b+2M11+2M22+333k (6-1)
矿井探明的、 控制的基础储量和推断的资源量计算如下:
111b=15379.3728×60%×70%=6459.337万t
122b=15379.3728×30%×70%=3229.668万t
2M11=15379.3728×60%×30%=2768.287万t
2M22=15379.3728×30%×30%=1384.144万t
333k=15379.3728×10%×k=1239.038万t( 地质条件简单, 可信度系数取0.8)
则: 矿井工业储量Zg=111b+122b+2M11+2M22+333k
=6459.337+2768.287+3229.668+1384.144+1239.038
=15080.474万t
3.矿井设计资源/储量Zs
矿井设计资源/储量Zs按下式计算:
Zs＝Zg—P1 (6-2)
式中, P1为永久煤柱煤柱损失, 按工业储量的3%计算, 则:
Zs＝Zg—P1＝15080.474( 1－3%) ＝14628.060万t
4.设计可采储量Zk
矿井可采储量Zs按下式计算:
Zk＝(Zs—P2)C (6-3)
式中, P2为工业场地和主要煤柱煤柱损失, 按矿井设计资源/储量的2%计算; C为采区采出率, 中厚煤层不小于80%。
则:
Zk=(Zs—P2)C =14628.060( 1－2%) 80 %=11468.4万t
三、 矿井设计生产能力和服务年限
按大型矿井服务年限的下限要求, T取60 a, 储量备用系数k取1.4, 求矿井设计的生产能力A。
==136.5万t/a
任根据煤层赋存情况和矿井可采储量, 按《煤炭工业矿井设计规范》的规定, 将矿井设计生产能力A确定为120万t/a, 再计算矿井服务年限:
==68.26 a
在计算矿井服务年限时, 考虑矿井投产后, 可能由于地质损失增大、 采出率降低和矿井增产的原因, 使得矿井服务年限缩短, 设置了备用储量Zb, 备用量为:
×0.4=× 0.4=3276.68万t
在备用储量中, 估计约有50%为采出率过低和受未预知地质破坏影响所损失的储量。
矿井开拓设计时认定的实际采出的储量约为:
11468.4－(3 376. 68×50%)=9830.1万t
四、 开拓方案及技术比较
1.井筒布置
本井田地形平坦, 不存在平铜开拓条件, 表土较厚且有流砂层, 斜井施工困难, 因此, 确定采用立井开拓( 主井装备箕斗提升煤炭), 并按流砂层较薄、 井下生产费用较低的原则, 确定井筒位于井田走向中部流砂层较溥处。
为避免采用箕斗井回风时封闭井塔等困难和减少穿越流砂层开凿风井的数目, 决定采用中央分列式通风方式, 回风井布置在井田上部边界走向中部。
因此, 井田需要开凿主立井、 副立井和回风井三个井筒。
2.阶段划分和开采水平设置
根据井田条件和《煤炭工业矿井设计规范》的有关规定, 本井田可划分为2～3个阶段, 设置1～3个开采水平。
阶段内采用采区式准备方式, 每个阶段沿走向划分为6个走向长1 500 m的采区, 采区划分为若干区段.在井田每翼布置一个生产采区, 为减少初期工程量, 缩短建井时间, 采区间采用前进式开采顺序。
因井田内瓦斯和涌水量均较大, 采用上下山开采, 下山部分在技术上困难较多, 故决定阶段内均采用上山开采, 由于井田斜长较大, 倾角在为15°左右, 因此排除了单水平上下山开采的开拓方案。
这样, 阶段划分和开采水平设置有两个方案, 一是井田划分为两个阶段, 设置两个开采水平; 二是井田划分为三个阶段, 设置三个开采水平。
3.阶段和开采水平参数
(1)水平垂高
①两阶段、 两水平: 870×sin 15°=225. 1 m, 可取整为225 m。
②三阶段、 三水平: 740×sin 15°=191.5 m, 可取为190 m。
500×sin 15°=129.4 m, 可取为130 m。
(2)开采水平实际出煤量
①两阶段、 两水平方案
第一、 第二阶段为: 9830.1/2=4 915.05万t。
②三阶段、 三水平方案
第一阶段: (9 830.1 /1740)×740=4 180. 62万t。
第二、 第三阶段(9 830.1/1740)×500=2 824.74万t。
(3)水平服务年限
①两阶段、 两水平方案
第一、 第二水平: 68.26/2=34.13 a。
②三阶段、 三水平方案
第一水平: (68.26/1 740) ×740=29 a.
第二、 第三水平: (68.26/1740)×500=19.61 a.
(4)采区服务年限
开采水平内每冀一个采区生产, 矿井由两个采区同采保证产量, 考虑1a的产量递增和递减期。
两阶段、 两水平方案中的采区服务年限: ( 34.13/3)+1=(11.38+1) a。
三阶段、 三水平方案中的采区服务年限:
一水平采区: (29/3)+1=(9.7+1) a。
二、 三水平采区: (19.61/3)十1=(6.54+1) a。
(5)区段数目及区段斜长
两阶段、 两水平方案: 每个阶段划分为5个区段, 区段斜长为870/5=174 m。
三阶段、 三水平方案: 一水平划分为4个区段, 区段斜长为: 740/4 =185 m; 二、 三水平划分为3个区段, 区段斜长为: 500/3=167 m。
(6)区段采出煤量
①两阶段、 两水平方案
每个水平6个采区, 每个采区5个区段, .每个区段出煤量:
4 915. 0565=163.84万t
②三阶段, 三水平方案
一水平6个采区, 每个采区4个区段, 每个区段出煤量:
4 180.6264=174.19万t
二水平6个采区, 每个采区3个区段, 每个区段出煤量:
2824.7463=156.93万t
井田内所划定阶段的主要参数如表6-3所列。
表6-3 阶段主要参数
阶段划
分致目
阶段斜长
/m
水平垂高
/m
水平实际出煤/万t
服务年限/a
区段数目/个
区段斜长
/m
区段采出煤量 /万t
水平
采区
2
870
225
4915.05
34.13
11.38+1
5
174
6×163.84

3
740
190
4180.62
29.00
9.7+l
4
185
6×174.19
500
130
2824.74
19.61
6.54+l
3
167
6×156.3
500
130
2824.74
19.61
6.54+l
3
167
6×156.3

说明
在采出煤量计算中, 把备用储量的一半划为地质损失, 另一半划为矿井由于增产开采的储量;把增产储量合并计入开采水平实际采出的煤量中; 采区服务年限按设计平均服务年限加上一年的产量递增、 递减期计算。
4.大巷布置
考虑到各煤层间距较小, 宜采用集中大巷布置。为减少煤柱损失和大巷维护条件, 大巷布置于m4煤层底板下垂距为30 m的厚层砂岩内。上阶段运输大巷留做下阶段回风大巷使用·
5.上山布置
采区采用集中岩石上山联合准备, 井田一翼的中央采区上山布置在距 m4 煤层底板30m以下的砂岩中, 并在采后加以维护, 留做下阶段的总回风通道及安全出口, 其余采区上山位于距 m4 煤层底板约20m的砂岩中, 并在这些采区采后加以报废。
6.开拓延深方式
考虑两种井筒延深方案, 一是直接延深, 二是暗斜井延深。
根据前述各项决定, 在技术上可行的开拓方案有下列四种, 如图6-9所示。方案I和方案2的区别仅在于第二水平是用暗斜井延深还是直接延深立井。两方案的生产系统较简单。
两方案对比, 第1方案需多开立井井筒(2×225m)、 阶段石门(800m)和立井井底车场, 并相应地增加了井筒和石门的运输、 提升、 排水费用。第2方案则多开暗斜井井筒(倾角15°, 2×870 m)和暗斜井的上、 下部车场, 并相应地增加了斜井的提升和排水费用。
对两方案的基建费和生产费粗略估算如表6-5所列, 粗略估算后认为:第1和第2方案的费用相差不大.考虑到方案1的提升、 排水工作的环节少, 人员上下较方便, 在方案2中未计人暗斜井上、 下部车场的石门运输费用, 以及方案1在通风方面优于方案2, 因此决定选用方案。
图3一9 技术上可行的四种开拓方案(单位:m)
(a)方案1(立井两水平);(b)方案2(立井单水平加暗斜井);
(c)方案3(立井三水平);(d)方案4(立并两水平加暗斜井)
方案3和方案4的区别也仅在于第三水平是用立井直接延深还是采用暗斜井延深, 粗略估算结果如表6-6所列, 方案4的总费用比喻案3约高3.5%.两者相差不到10%, 仍可视为近似相等.但方案4终究费用略高一些, 再考虑到方案3的提升、 排水等环节都比喻4更少, 即生产系统更为简单可靠一些、 因此决定采用方案3。
余下的方案1和方案3相比, 方案3的总费用、 基建费和生产费都要比喻案1低, 两方案需要案需要经过详细经济比较, 才能确定其优劣。
表6-5 方案1和方案2粗略估算费用 单位:万元
方案
方案1
方案2

基 建 费
立井开凿
石门开凿
井底车场
2×225×3=1350
800 × 0.8=640
1000 × 0.9=900
主暗斜井开凿
副暗斜井开凿
上、 下斜井车场
870 ×1.05=913.5
870 ×1.15=1000.5
(300+500) ×0.9=720

小计
2890
小计
2634

生 产 费
立井提升
石门运输
立井排水
1.2×4915.05×0.5×8.5=2 5067
1.2×4915.05× 0.8×3.81=17977
380×24×365×34.13×1.525×10-4 =17326
暗斜井提升
立井提升
排水(斜、 立井)
1.2×4915.05×0.87×4.8=24630
1.2×4915.05×0.275×10.2=16544
380×24×365×34.13×(0.63+1.27) × 10-4=21586

小计
60370
小计
6 2760

总计
费用
63260
费用/万元
6 5394
百分率
100%
百分率
103.37%

表6-6 方案3和方案4粗略估算费用 单位:万元
方案
方案3
方案4

基 建 费
立井开凿
石门开凿
井底车场
2×130×3=780
600 ×0.8 =480
1000 ×0.9=900
主暗斜井开凿
副暗斜井开凿
上、 下斜井车场
580 × 1.05=609
500 ×1.15=575
(300+500) ×0.9=720

小计
2160
小计
1904

生 产 费
立井提升
石门运输
立井排水
1.2×2824.74×0.5×8.5=14406
1.2×2824.74×0.60×3.81=7749
380×24×365×19.61×1.525×10-4 =9955
暗斜井提升
立井提升
排水(斜、 立井)
1.2×2824.74×0.58×4.8=9437
1.2×2824.74×0.37×9.2=11538
380×24×365×19.61×(0.53+1.4) × 10-4=12599

小计
32110
小计
33574

总计
费用
34270
费用/万元
35478
百分率
100%
百分率
103.5%

五、 开拓方案经济比较
第1方案和第3方案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, 分别计算汇总于表6-7~表6-11, 方案1和方案3初期和后期大巷工程健计算如图6-10所示。

表6-7 开拓方案1和3的建井工程量

项 目
方案1
方案3

初 期
主井井筒/m
副井并筒/m
井底车场/m
主石门/m
运输大巷/m
275+20
275+5
1000
0
1700
240+20
240+5
1000
270
1700

后 期
主井井筒/m
副井并筒/m
井底车场/m
主石门/m
运输大巷/m
225
225
1000
800
6000+7700
260
260
2×1000
0+600
6000+2×7700

表3-8 开拓方案1和3的生产经营工程量
项 目
方案1
项 目
方案3
运输提升/万t•km
工程量
运输提升/万t•km
工程量
采区上山运输
一区段
二区段
三区段
四区段

2× 1.2× 983.04× 4× 0.174=1642.07
2× 1.2× 983.04× 3× 0.174=1231.55
2× 1.2× 983.04× 2× 0.174=821.04
2× 1.2× 983.04× 1× O.174=410.52
采区上山运输
一水平:一区段
二区段
三区段
二、 三水平:
一区段
二区段

1.2×1045.14× 3× 0.185=696.06
1.2× 1045.14× 2× 0.185=464.04
1.2× 1045.14× 1× O.185=232.02

2× 1.2× 941.58× 2× 0.167=754.77
2× 1.2× 941.58× 1× 0.167=377.39

大巷及石门运输
一水平
二水平
立井提升
一水平
二水平

1.2× 4 915. 05× 2. 25=13270.64
1.2 ×4 915.05×3.05=17989.08

1.2× 4 915.05×0.275=1621.91
1.2× 4 915.05× 0.5=2949.03
大巷及石门运输:
一水平
二水平
三水平
立井提升:
一水平
二水平
三水平

1.2×4180.62×2.52=12642.19
1.2×2 824.74×2.25=7626.80
1.2×2 824.74 ×2.85=9 660.61

1. 2 ×4180. 62 ×0. 24=1 204.02
1.2 ×2 824.74× 0. 37 =1 254.18
1.2× 2 824.74 ×0.5=1694.84
维护采区上山
/万m·a
1.2×2×6×2×870×12.38× 10-4=31.02
维护采区上山/万m•a
一·二水平
三水平
1.2×6×2×740×10.7×10-4=11.40

1.2×2×6×2×500×7.54×10-4=10.86
排水/万m3
一水平
二水平

380× 24×365× 34.13×10-4=11361.19
380×24×365× 34.13× 10-4=11361.19
排水/万m3
一水平
二水平
三水平

380×24×365×29×10-4=9 653.52
380×24×365×19.61×10-4=6 527.8
380×24×365×19.61×10-4=6527.8

表6-9 开拓方案1和3的基建费

项 目
方案1
方案3
工程量/m
单价/元/m
费用/万元
工程量/m
单价/元/m
费用/万元

初

期
主井井筒
副井井筒
井底车场
主石门
运输大巷
295
280
1000
0
1700
30000
30000
9000
8000
8000
885
840
900
0
1360
260
145
1000
270
1700
30000
30000
9000
8000
8000
780
735
900
216
1360
小计

3985

3991

后

期
主井井筒
副井井筒
井底车场
主石门
运输大巷
225
225
1000
800
13700
30000
30000
9000
8000
8000
675
675
900
640
10960
260
260

600
21400
30000
30000
9000
8000
8000
780
780
1800
480
17120
小计

13850

20960
共计(初期+后期)
17835
24951

表6-10 开拓方案1和3的生产经营费

项 目
方案1
方案3
工程量/万t•km
单价/元/t·km
费用/万元
工程量万t•km
单价/元/t·km
费用/万元

运输提升
采区上山
一区段
二区段
三区段
四区段
采区下山
一区段
二区段

1642.07
1231.55
821.04
410.52

5.08
6.52
7.59
8.32

8341.7
8029.7
6231.7
3415.5

696.06
464.04
232.02

754.77
377.39

6.69
7.60
8.43

7.62
8.35

4656.6
3526.7
1935.0

5751.3
3151.2
小计

26018.6

19020.8
大巷及石门
一水平
二水平
三水平

13 270. 64
17 989.08

3.92
3.81

52020.9
68538.4

12 642. 19
7626.8
9660.61

3.85
3.92
3.81

4 8672.4
2 9897.1
3 6806.9
小计

12 0559.3

11 5376.4
立井
一水平
二水平
三水平

1 621.97
2 949.03

13.2
8.5

2 1410.0
2 5066.8

1204.02
1254. 18
1694.84

13.5
10.0
8.5

16254.3
12541.8
14406.1
小计

4 6476.8

43202.2
运提费合计

193054.7

177599.4
采区上山维护费
工程量/万m•a
单价/元/m·a
费用/万元
工程量/万m•a
单价/元/m·a
费用/万元
31.02
350
10857.0
22. 26
350
7791.0
排水费

一水平
二水平
三水平
工程量/万m3
单价/元 /m3
费用/万元
工程量/万m3
单价/元 /m3
费用/万元
11 361. 19
11 361. 19
0.83 9
1.52 5
9532.0
17325.8
9 653.52
6 527.80
6 527.80
0,73 2
1.12 9
1.52 5
7066.4
7369.9
9954.9
小计

2 6857.8

2 4391.2
合计

23 0769.5

20 9781.6

表3-11 开拓方案1和3的 经济比较

项 目
方案1
方案2
费用/万元
百分率/%
费用/万元
百分率/%

基建
工程费
初期建井费
3985.0
100
3991.0
100.15
后期基建费
1385.00
100
20960
151.34
小计
17835.0
100
24951.0
139.90
生产经营费
230769.5
110
209781.6
100
总费用
248604.5
105.91
234732.6
100

图3-10大巷开掘的初期与后期工程量
(a)两水平.(b)三水平
1—初期大巷;2,3,4—不同水平后期大巷

在上述经济比较中需说明以下几点:
①两方案的各采区均布置两条采区上山, 且这些上山的开掘单价近似相同、 考虑到全
井田中采区上山的总开掘长度相同, 即两方案的采区上山总开掘费近似相同, 故未对比计算.另外, 采区上部、 中部和下部车场的数目在两方案中虽略有差别, 似基建费的差别较小:
故也未予计算。
②在初期投资中, 方案3可少掘运煤上山和轨道上山各130 m.在比较中未列人.
③立井、 大巷、 石门及采区上山的辅助运输费用均按运输费用的20%估算。
④井筒、 井底车场、 主石门、 阶段大巷及总回风巷等均布置于坚硬的岩层中, 它们的维护费用低于5元/(a . m), 故比较中未对比其维护费用的差别。
⑤采区上、 中和下部车场的维护费用均按采区上山维护费用的20%估算。 采区上山的维护单价按受采动影响与未受采动影响的平均维护单价估算。
由对比结果可知, 方案1和方案3的总费用近似相同, 相差5.91%。因此, 还需进一步作综合评价优选。
六、 综合比较
从前述技术经济比较结果来看: 虽然方案1的生产费用比喻案3高10%, 可是其基建投资费用则明显低于方案3, 低39.9%。由于基建费的计算误差一般比生产经营费的计算误差小得多, 因此能够认为方案1相对较优。从建井工期来看, 虽然方案1初期需多掘主、 副井筒各35m, 运煤及轨道上山各130m, 可是能够少掘270 m的主石门。因此, 方案1的建井工期仍大致与方案3相同。从开采水平接续来看, 方案3需延深两次, 方案1仅需延深一次立井, 对生产的影响少于方案3。
综上所述, 可认为:方案1和方案3在技术和经济方面均不相上下, 但方案1的基建投资较少, 开拓延深对生产的影响期略少一些。因此决定采用方案1, 即矿井采用立井两水平开拓:第一水平位于一195 m, 第二水平位于一420 m, 两水平均只采上山阶段;阶段内沿走向每1 500 m划分一个采区, 阶段内划分6个采区。
本示例也能够经过综合评价优选的方法确定开拓方案, 其具体步骤是:
① 评价指标体系, 根据具体情况和侧重不同, 开拓方案的综合评价指标主要有矿井生产能力、
第一水平服务年限、 初期基建投资、 矿井总基建费用、 建井工期、 吨煤成本、 资源采出率、 矿并工艺系统可靠性、 采掘机械化程度等。
②对上述评价指标进行量化和正规化。
② 理确定各评价指标的权重系数。
③