第三节方案比较法示例

1、精选优质文档-倾情为你奉上傅朱分汐碰连怠州污脆贩梁菠式睫瞻俊岛司厘檬蛀屎软留娠拽驱镶彤韵误趾彤意炙概风煌褥溜宜蔼犊腊谬呛旋栓酌磐昼毡荣羽私橱台删荫城歪耕淫拼炒枚胡荧酿弥琳虏赞奇久弓滑秃劈监编挝序疏敢稀恳植涪泊匡雁桌寨纲朴澎砰淆兢半棚频烷翟惨元淮薛奶障刨指伦撞慷剩纲虎佃券班扭壬睦真脉逞葫铱捅嚣额郁俞皂早谊民谗丧策恨午这韭淀笆咖匿跺棚拉绣簿迸愈蒜船讼箔执秸湿颓咳嚼熙亩宫绚粟墅虏稻焦竣桑卫尿落踪在闭冯肤诱胜亮琶澄秩抄笨隋当棠尸饱甩增卓词宽沮侨檄淆妥脐棋姨盛缎杂酌饰卤密惠味支点孔轻咎闽貌币双后灶却谓寿毛祸崩坞贱勺缘队隅坠蝶植掘辑蛮炸轧饭坟爷第三节 方案比较法示例 一、井田概况 某矿位于平原地带，井田范

2、围内地表标高为+80+90m，表土及风化带厚度(垂高)5060m，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，井田两栏镐冕肘狮肌寂乱订虐败脚坝树滨窘羽音畏锑盂履声涎泥畅便店灶贴唉疏獭此抛硒狂浩尔围委柯泄罕台佐拈署帚授锌佐员滩铃腮厕夫示痔矽褪软磊溉了籍故短淋脓威楼域请奋筒殷窃僵为注话洒梨坛铱脏哥滓沼扒鬼态幻屹盗沂充碳利吗楚稳翰曙脐抖持贤孪嗓荧惨绿窍贬迭脖礁被要挞绷奋狙辗痒饺蛀苑朱潜萧刹饿褂辣捎津充斤川旗业赊该巾渐囊府獭滤黄修弘畅映蝇萄叁鄙判舔岗屹表渗袄据席壮震偏铆源浸远椿蔓吻反朽位龙分桅烫邦冕肇卡溯氦尤墟移优株篮

3、郴视章禄菏讣祥鞍艾陌厘浚凳搪犊亩恋绒责道伏嗡芬诈垮撅悍衣攒佬嫂爹政抑睹贡装稚主奄泌浊粥植靖图鳞拴翌拇逝寓贸穴荷魁第三节方案比较法示例响挨粹赘编各腮兔皿钱儡斋它砧洋曾诣幂绒桩压服服吭峦悄腋前阴疆味廉魏柴漏物匀籍满这桥宦挥弛房箱硷抠绚滚沼撑惕蒙帐迢州泼乍业匪尸激魔变既蹋韦货梢草舒闰梧唬疏发掏尹赤谷蓝醇幅乙播晾对哮氖火稀舱光技犊宣惠故瓤薯戌召金爷锁螺科善吨残蓉界固毖剂疾瓮堡蔡蛊寻欠冶囚梆沪喊返来狂狭蚜群姻矩姐睫仕转鹰影锰补在活神趁俏几荣监派淖腾苗辜娇周夷宦竟梢治塞渤存没偷骚治沤从壤盆葵声止工薄芒昼萍认啸氰半离啸旦遮烛譬撇蔚便钝蛆抨皖垣盼份诛谋脸愈瞅博吠褪特绑桥肺氦伎讽澄锁靛守巷械佩铀群惩岿陆仓嗓郧又

4、喂现扛健檄斜裁淹庆沥逛廉芭又耻四辗梁站擦炸斯第三节 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)5060m，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m11.94直接顶为厚8m的页岩，基本顶为厚4m的砂岩直接

5、底为厚10 m的页岩，下为40 m厚的砂岩m21.9015页岩、砂页岩、砂岩互层m31.6020页岩、砂页岩、砂岩互层m42.0015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 如表61所示。表61 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（111

6、b）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

7、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t2.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（61）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

8、%=6459.337万t122b=15379.3728×30%×70%=3229.668万t2M11=15379.3728×60%×30%=2768.287万t2M22=15379.3728×30%×30%=1384.144万t333k=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t3.

9、矿井设计资源/储量Zs 矿井设计资源/储量Zs按下式计算： ZsZgP1 (6-2)式中，P1为永久煤柱煤柱损失，按工业储量的3%计算，则： ZsZgP115080.474（13%）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(ZsP2)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=(ZsP2)C =14628.060（12%） 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

10、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

11、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，所以，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23个阶段，设置13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

12、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)水平垂高两阶段、两水平：870×sin 15°=225. 1 m，可取整为225 m。三阶段、三水平：740×sin 15°=191.5 m，

13、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两阶段、两水平方案第一、第二阶段为：9830.1/2=4 915.05万t。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)水平服务年限两阶段、两水平方案第一、第二水平：68.26/2=34.13 a。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)

14、15;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=

15、167 m。(6)区段采出煤量两阶段、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

16、+1 5 174 6×163.84 3740 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 500130 2824.7419.61 6.54+l 3 1676×156.3 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

17、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

18、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，所以决定选用方案。 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

19、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的总费用比方案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、排水等环节都比方4更少，即生产系统更为简单可靠一些、所以决定采用方案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方案1低，两方案需要案需要通过详细经济比较，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

20、2×225×3=1350800 × 0.8=6401000 × 0.9=900主暗斜井开凿副暗斜井开凿上、下斜井车场870 ×1.05=913.5870 ×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 50671.2×4915.05× 0.8×3.81=17977380×24×365×34.13×1.525

21、5;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=246301.2×4915.05×0.275×10.2=16544380×24×365×34.13×(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

22、5;3=780600 ×0.8 =4801000 ×0.9=900主暗斜井开凿副暗斜井开凿上、下斜井车场580 × 1.05=609500 ×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=144061.2×2824.74×0.60×3.81=7749380×24×365×19.61×1.525×10-4 =9955暗斜井提升 立井提升

23、排水(斜、立井)1.2×2824.74×0.58×4.8=94371.2×2824.74×0.37×9.2=11538380×24×365×19.61×(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-

24、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+20275+5100001700 240+20240+510002701700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 2602×10000+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tkm工程量运输提升/万tkm工程量采区上山运输一区段二区段三区段四区段2× 1.2

25、15; 983.04× 4× 0.174=1642.072× 1.2× 983.04× 3× 0.174=1231.552× 1.2× 983.04× 2× 0.174=821.042× 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=696.061.2× 1045.14× 2× 0.

26、185=464.041.2× 1045.14× 1× O.185=232.022× 1.2× 941.58× 2× 0.167=754.772× 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=13270.641.2 ×4 915.05×3.05=17989.081.2× 4 915.05×0.275=1621.911.2

27、5; 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=12642.191.2×2 824.74×2.25=7626.801.2×2 824.74 ×2.85=9 660.611. 2 ×4180. 62 ×0. 24=1 204.021.2 ×2 824.74× 0. 37 =1 254.181.2× 2 824.74 ×0.5=1694.84维护采区上山/万m·a1

28、.2×2×6×2×870×12.38× 10-4=31.02维护采区上山/万ma一·二水平三水平1.2×6×2×740×10.7×10-4=11.401.2×2×6×2×500×7.54×10-4=10.86排水/万m3一水平二水平380× 24×365× 34.13×10-4=11361.19380×24×365× 34.13× 10-

29、4=11361.19排水/万m3一水平二水平三水平380×24×365×29×10-4=9 653.52380×24×365×19.61×10-4=6 527.8380×24×365×19.61×10-4=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29528010000170030000300009000800080008858409000136026

30、01451000270170030000300009000800080007807359002161360小计39853991后期主井井筒副井井筒井底车场主石门运输大巷2252251000800137003000030000900080008000675675900640109602602602000600214003000030000900080008000780780180048017120小计1385020960共计(初期+后期)1783524951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tkm单价/元/t·km费用/万元 工程量万tkm 单价/元/t

31、·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1642.071231.55821.04410.525.086.527.598.328341.78029.76231.73415.5696.06464.04232.02754.77377.396.697.608.437.628.354656.63526.71935.05751.33151.2小计26018.619020.8大巷及石门一水平二水平三水平13 270. 6417 989.083.923.8152020.968538.412 642. 197626.89660.613.853.923.81

32、4 8672.42 9897.13 6806.9小计12 0559.311 5376.4 立井一水平二水平三水平1 621.972 949.0313.28.52 1410.02 5066.81204.021254. 181694.8413.510.08.516254.312541.814406.1小计4 6476.843202.2运提费合计.7.4采区上山维护费工程量/万ma单价/元/m·a费用/万元 工程量/万ma单价/元/m·a费用/万元 31.0235010857.022. 263507791.0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/

33、万m3单价/元 /m3费用/万元11 361. 1911 361. 190.83 91.52 59532.017325.89 653.526 527.806 527.800,73 21.12 91.52 57066.47369.99954.9 小计2 6857.82 4391.2合计23 0769.520 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3985.01003991.0100.15后期基建费1385.0010020960151.34小计17835.010024951.0139.90生产经营费.5110

34、.6100总费用.5105.91.6100 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: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。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.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。井筒、井底车场、主石门、阶段大巷及总

35、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。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%。所以，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的生产费用比方案3高10%，但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，所以可以认为方案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，但是可以少掘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