煤矿开采学设计.docx
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煤矿开采学设计
XX矿XX采区的巷道布置与采煤工艺设计
前言
第一节设计目的
1.通过课程设计,使学生进一步消化和理解“煤矿开采学”所讲授的基本理论知识,对现代化的采煤方法,准备方式等的内涵有基本了解。
2.通过课程设计,培养学生的动手能力,对编写采矿技术文件,包括编写设计说明书及绘制设计图纸进行初步锻炼。
第二节设计内容
1.一个采区(盘区)或带区巷道布置设计;
2.一个采煤工作面的采煤工艺设计及编制循环图表;
3.采区中部车场线路设计;
第三节进行方式
1.学生按设计大纲要求,按设计小组下达的任务书所给定的煤层赋存条件等,综合运用“煤矿开采学”所学的基本知识,进行采区或带区巷道布置及采煤方法等设计。
每位学生必须独立完成规定的课程设计全部内容。
2.完成设计任务使每位学生在各个方面都得到提高和锻炼,设计中提倡设计者之间相互讨论,借鉴参考,有疑难问题可以与老师共同研究解决。
第一章 设计采区地质概况
第一节井田概述
一、交通位置
龙滩矿井位于广安东约40km处,行政区划属广安区的龙滩、小井、桂兴,大竹县的欧家和邻水县的柑子。
地理坐标:
东经106°56′15″~107°01′17″,北纬30°28′08″~30°34′00″。
襄渝铁路从井田西侧通过,设计选定的地面工业广场距襄渝铁路的观阁车站约0.7km,该站至广安站9km,北至达州106km,南至重庆149km。
汉渝公路、渝渠公路均通过矿区,矿井交通方便。
矿井交通位置见图1-1-1。
二、地形地貌
龙滩井田位于华蓥山主脊部位。
脊背较宽缓,背斜隆起成山,向斜低下为谷,山脉走向与构造方向基本一致,呈N25°~30°E延展,最高点叶家大梁子,标高+1092.81m,一般山脊标高在+1000m以上。
山脊东西侧为槽谷地带,标高+500~+600m,两侧边沿地形标高+300~+400m左右,属山岳分带中的低山。
三、河流
受地形控制,横向冲沟与纵向河谷形成井田地表水系,成为该区地表水,地下水的排泄通道。
区内多为季节性溪沟,仅有龙滩河一条是常年性河流,它的源头为发育于飞仙关组三段灰岩中的泉水,由北向南经张家桥、大堰塘、白岩潜入K728号落水洞,潜流约3.1km从K559号溶洞流出,同时汇集W330号泉水,成为龙滩河。
河水继续向南流约600m后,急转90°向西流出井田。
龙滩河从发源地到井田外的龙滩子,总长5.2km,河床坡度35‰,河水流量150.33L/s~12462.702L/s。
四、气象及地震
本区属亚热带大陆性山地温湿气候,年平均气温16.6℃,最高气温37.5℃,最低气温-1.7℃。
年平均降雨量1284.5mm,最大降雨量1538.4mm,年蒸发量1275.4mm,冬季山上常见积雪并伴有冰冻现象。
根据《建筑抗震设计规范》(GB50011—2001)规定,本地区抗震设防烈度为6度。
图1-1-1龙滩矿井交通位置图
第二节井田地质特征
一地质概况
(一)地层
本井田为一隐伏背斜构造的井田。
出露最老地层为二叠系上统长兴组三、四段,主要呈“天窗”式出露在井田北端9~11勘探线间的龙王洞背斜轴部。
最新地层为三叠系中统雷口坡组。
各地层走向呈北东延伸。
三叠系下统飞仙关组分布最广,其次是嘉陵江组,第四系坡积物主要分布在两翼嘉陵江组槽谷内。
井田内各地层由新至老分述如下:
1、第四系(Q):
残积、坡积物为褐色、黄褐色粉质粘土、粉质砂土,一般厚0~12.76m。
2、三叠系中统雷口坡组(T2l);总厚398.34m。
(1)雷口坡组三段(T2l3):
灰色、浅黄灰色灰质白云岩、白云质灰岩及灰岩,厚165.09m。
(2)雷口坡组二段(T2l2):
灰色、黄灰色钙质泥岩,灰色泥质灰岩,白云岩灰岩,盐溶角砾岩,灰色、黄灰色钙质泥岩,厚182.50m。
(3)雷口坡组一段(T2l1):
黄灰色、灰色白云岩、灰岩夹盐溶角砾岩,底部为2.00m左右黄绿色钙质泥岩(俗称“绿豆岩”),厚50.75m。
3、三叠系下统嘉陵江组(T1j):
总厚524.04m。
(1)嘉陵江组四段(T1j4):
黄灰色、灰色中~厚层状白云岩间夹粉晶灰岩,顶部为深灰色块状盐溶角砾岩,底为浅黄灰色白云岩,刀砍纹发育,厚67.02m。
(2)嘉陵江组三段(T1j3):
浅灰色、灰色中~厚层状细晶粉晶灰岩,厚159.91m。
(3)嘉陵江二段(T1j2):
灰色、浅黄灰色灰岩、灰质白云岩、白云质灰岩,间夹盐溶角砾岩,厚74.31m。
(4)嘉陵江一段(T1j1):
厚222.80m。
上亚段(T1j1-2):
浅灰、灰色薄~中厚层状石灰岩,厚182.42m。
下亚段(T1j1-1):
灰色薄层状泥灰岩,厚40.38m。
4、三叠系下统飞仙关组(T1f):
厚450.45m。
(1)飞仙关组四段(T1f4):
紫红色、灰紫色薄层状钙质泥岩夹灰色泥灰岩,厚30.29m。
(2)飞仙关组三段二亚段(T1f3-2):
灰色中厚层状细晶灰岩,生物碎屑灰岩夹粉晶灰岩,紫红色钙质泥岩,厚49.70m。
(3)飞仙关组三段一亚段和二段三亚段(T1f3-1+T1f2-3):
灰色中~厚层状粉晶灰岩、鲕粒灰岩、生物碎屑灰岩,厚195.37m。
(4)飞仙关组二段二亚段(T1f2-2):
紫色、黄灰色薄层状钙质泥岩夹泥灰岩,厚25.44m。
(5)飞仙关组二段一亚段(T1f2-1):
灰色中厚层状粉晶灰岩夹薄层状泥灰岩,厚45.48m。
(6)飞仙关组一段二亚段(T1f1-2):
灰色中厚层状灰岩、含泥灰岩,厚36.28m。
(7)飞仙关组一段一亚段(T1f1-1):
灰紫色中厚层状泥质灰岩夹泥岩,紫色、暗紫色薄层状钙质泥岩。
厚67.90m。
5、二叠系上统长兴组(P2c):
总厚193.33m。
(1)长兴组三、四段(P2c3+4):
灰、深灰色中~厚层状泥晶灰岩及粉晶灰岩,厚129.00m。
(2)长兴组一、二段(P2c1+2):
深灰色中~厚层状粉晶灰岩,厚64.33m。
6、二叠系上统龙潭组(P2l):
厚136.85m。
(1)龙潭组五段(P2l5):
深灰色薄~中厚层状泥岩、砂质泥岩、细~粉砂质泥岩,厚28.48m。
(2)龙潭组四段(P2l4):
深灰色中~厚层状石灰岩,含大量燧石结核及动物化石碎屑,厚57.24m。
(3)龙潭组三段(P2l3):
深灰色薄~中厚层状泥岩、砂质泥岩、薄层泥晶灰岩,厚5.68m。
(4)龙潭组二段(P2l2):
深灰色中~厚层状粉晶灰岩,厚20.48m。
(5)龙潭组一段(P2l1):
深灰色、灰色薄~中厚层状泥岩、砂质泥岩、硅质灰岩、粉粒砂岩、铝质泥岩,含K1、K2煤层,厚24.97m。
7、二叠系下统茅口组(P1m):
中厚层状灰岩,厚度不详。
(二)煤系地层特征
本井田含煤地层为二叠系上统龙潭组(P2l),与下伏地层茅口组呈假整合接触,与上覆地层长兴组呈整合接触。
含煤地层层厚为128.34~153.24m,平均为136.85m。
岩性由灰岩、泥岩、砂质泥岩、粉砂岩、细砂岩、铝质泥岩及煤层组成。
含煤2~4层,一般2层,含煤系数1.6%,其中全区可采2层(K1、K2)。
整个煤系可划分五段。
依岩性分一、三、五段为碎屑岩、泥质岩、夹碳酸岩组成,二、四段为碳酸岩段。
依含煤性分一、五段为含煤段,二、三、四段为非含煤段,主要含煤段为一段,含全区可采煤层K1,局部可采煤层为K2。
(三)地质构造
1、区域构造
矿区位于华蓥山。
华蓥山复式背斜属新华夏系第三沉降带四川盆地川东褶皱带西缘,它由龙王洞背斜、宝顶背斜、打锣湾背斜、李子垭向斜、天池向斜、田湾向斜及三百梯向斜等几个次级褶曲组成。
各褶曲轴线延伸方向基本一致,约N25°~30°E,轴面东倾。
华蓥山深大断裂带发育于宝顶背斜西翼,全长达75km,在矿区范围出露长约32.5km。
主要由F4、F8等十余条走向逆断层组成,其中以F4、F8断层规模最大,对煤层破坏也最大。
该断裂带在天池镇以北隐伏,至广安煤矿附近消失。
据钻探揭露,发育于龙王洞背斜与田湾向斜间,造成龙王洞背斜西翼直立倒转,呈“S”形褶皱。
2、褶曲
龙滩井田位于华蓥山复式褶皱带北段龙王洞背斜,区域内由龙王洞背斜、田湾向斜、打锣湾背斜三个近于平行的褶皱组成。
在龙王洞背斜——田湾向斜间,发育成两组N20°~40°E的小型褶曲,其延展长度300m~700m不等。
因规模小,又在井田边界外,对煤层无影响。
龙王洞背斜为复式褶皱的主体构造,呈箱状,其轴线的延展方向为N25°~40°E,在井田内5号勘探线附近略向西突出呈一弧形,褶曲枢纽呈波状起伏,以北端10~11线隆起最高(K1煤层标高+380m左右),再向南又有所抬升,呈一马鞍形。
背斜轴部较开阔、宽缓,地层倾角0°~10°,北端宽2000m,南端1000m,轴面向东倾斜,倾角80°~85°。
东翼地层倾角浅部缓,深部陡20°~25°,西翼地层产状变化复杂,呈一倒转扭折带,扭折带走向与褶曲轴向基本一致,呈N20°E。
轴面倾斜向东南,倾角30°~40°,煤层倒转以9勘探线为界,北端走向2.5km为正常带,煤层西倾,倾角向北向南逐渐增大至直立,倾角70°~90°。
南端走向约9km,煤层直立~倒转为向东倾,倒转倾角在走向上由85°~65°变化。
倾斜上扭折部位,由缓急骤变陡直至直立、倒转,向下再变为直立~西倾,呈“S”型,并伴有扭折断裂F1逆断层。
煤层倒转扭折点标高由北向南逐渐降低(北端+400m标高至南端+300m标高)。
故龙王洞背斜为两翼不对称背斜。
3、断裂
本区断裂稀少,经地面调查发现断层17条,经钻探揭露发现隐伏断层3条。
大部份断层位于井田北端及龙王洞背斜西翼,并有部份出露在井田外围。
按断层性质分,正断层6条,逆断层13条,平移断层1条;按断层走向与褶曲轴向关系分,纵断层12条,横断层8条;按破坏煤层分,切割煤层的断层3条,未切割煤层的断层17条。
断层特征详见表1-2-1。
二、煤层及煤质
(一)煤层
井田内含煤2~4层,一般2层。
其中全区可采的为Kl煤层,局部达临界可采厚度的为K2煤层,现分述如下:
1、K1煤层
Kl煤层位于龙潭组一段中部,全区可采。
上距龙潭组二段灰岩12.7m~21.49m,平均16.28m。
下距铝质泥岩0.7m~14.84m,平均4.47m;距茅口组灰岩3.24m~16.49m,平均6.76m。
煤层总厚0.7m~3.96m,平均1.93m。
纯煤总厚0.7m~3.61m,平均1.80m,一般厚度为1.5m~2.0m。
其中煤厚1.3m~3.5m的点占82%,属中厚煤层。
区内煤层厚度变化有一定规律:
在4、6勘探线龙王洞背斜轴附近,各存在一个薄煤层带,煤层厚度小于1.3m;在7~9勘探线龙王洞背斜西翼附近,存在一个厚煤层带,煤层厚度大于3.5m。
三个厚薄煤层带展布方向均近于东西方向,彼此相距1500m左右。
煤层结构由简单至复杂。
含矸石0~5层,一般为1~2层,矸石厚度0m~1.37m。
矸石岩性一般为泥岩、炭质泥岩,其次为砂质泥岩。
煤层不含矸石区域主要分布在4~15勘探线背斜东翼附近,呈一长条带展布。
K1煤层顶板岩性主要为泥岩、砂质泥岩,其次为粉砂岩、细砂岩,厚度不稳定,主要分布在4~8勘探线间。
底板岩性主要为泥岩、砂质泥岩,少数为炭质泥岩、粘土岩。
2、K2煤层
K2煤层位于龙潭组一段中上部,下距K1煤层0.37m~9.69m,平均5.30m。
煤厚0m~0.63m,平均0.33m。
其中煤厚0.30m~0.40m占41%,煤层厚度变化大,属不稳定型煤层。
煤层厚度变化趋势是由南向北逐渐变薄。
在西翼7勘探线,东翼8勘探线附近煤层尖灭。
K2煤层仅部分达临界可采厚度,一般不可采,临界可采范围大致位于龙王洞背斜西翼1~13勘探线和东翼1~7勘探线间。
在临界可采范围内,煤层厚0.34m~0.63m,平均0.5m。
K2煤层结构简单,一般不含矸石。
煤层顶板岩性为泥岩、砂质泥岩;底板岩性为泥岩、砂质泥岩,其次为粉砂岩。
可采煤层特征见表1-1-2。
表1-2-2可采煤层特征表
煤层
编号
厚度(m)
煤层
结构
顶底板
煤层
稳定性
煤层(区间值)
间距(平均值)
平均值(m)
顶板
底板
稳定性
K1
0.7~3.96
含矸石0~5层
粉砂岩
细砂岩
泥岩
粘土岩砂质泥岩
稳定
稳定
1.93
0.37~9.69
K2
0.34~0.63
简单
无夹矸
砂质泥岩泥岩
粘土岩
稳定
不稳定
0.5
井田内主采煤层(K1)在6线以南为焦煤,以北为瘦煤。
宏观煤岩类型为半亮型煤。
煤岩组分以亮煤为主,暗煤次之,夹少量镜煤条带。
按腐植煤的显微煤岩类型分类,K1煤层为微暗亮煤至微亮煤。
K1煤层浮煤挥发分产率(Vdaf)16.43%~24.19%,平均19.28%,有机碳(Cdaf)85.21%~89.9%,平均88.75%,氢(Hdaf)4.29%~4.70%,平均4.48%,镜煤最大反射率(R1°man)在1.541%~1.776%之间,平均1.636%,故Kl煤化程度属Ⅳ变质阶段。
K1煤层主要煤质指标是:
灰份(Ad)15.48%~33.03%,平均为26.51%,属高灰煤;全硫(Std)2.65%~6.89%,属高硫煤;发热量(Qgr.d)17.78~29.89MJ/kg,平均为25.9MJ/kg,属中等发热量煤;磷(Pd)0.005%~0.006%,平均为0.0056%,属特低磷煤;挥发份(Vdaf)平均19.28%;胶质层厚度(Y)13mm~19mm。
K1煤层属高灰、高硫、特低磷、中等发热量的炼焦煤和动力用煤,经简选试验及煤层大样半工业性试验,采用重——浮流程,精煤产率为54.5%~55.2%,精煤灰分为9.88%~9.9%,含硫为1.84%~1.86%。
若作动力煤,回收可达到84%~85%,硫分可降到2.32%~2.36%。
第三节瓦斯、煤尘及煤的自燃
1、瓦斯
据本井田勘探(精查)中间地质报告:
K1煤层瓦斯含量为5.09~14.35m3/t·煤,平均为8.23m3/t·煤,在瓦斯气体中,甲烷含量为82.00%~97.46%,平均92.85%。
瓦斯含量随煤层埋藏深度增加而增大,预计未来矿井在+310m水平瓦斯涌出量为12.9m3/t。
据邻近生产矿井调查:
绿水洞煤矿从1981年至今,从未发生过瓦斯突出,广安煤矿在主平硐揭煤前,经煤科院重庆分院测试,将主平硐揭煤处列入有煤与瓦斯突出危险范畴。
本矿井煤层厚度、煤岩特征、变质程度均与上述两矿井相近,(精查)中间地质报告将矿井列入高瓦斯——突出矿井,是否有突出未明确定论。
根据国家煤安监监察〔2006〕54号文件要求:
“井田地质勘查报告认为井田内存在突出危险性煤层的,按煤与瓦斯突出矿井设计”,故本次设计按煤与瓦斯突出设计。
根据同矿区的绿水洞煤矿和李子垭煤矿的生产瓦斯涌出情况,井田地质报告中提出的K1煤层瓦斯含量的平均值8.23m3/t,作为+450m水平K1煤层瓦斯含量和全矿井整体瓦斯平均计算含量较切合实际。
因此,本次设计中计算全矿井瓦斯含量时和+450m水平生产计算瓦斯涌出量时都按其取值。
2、煤尘
对K1煤层作了煤尘试验,其煤尘火焰长度0~350mm,平均83.3mm;岩粉用量55%~90%,平均66.7%,煤尘有爆炸危险。
3、煤的自燃发火倾向
经测试,K1煤层原样着火温度(T1)为382℃~398℃,平均389℃;氧化样(T2)为380℃~389℃,平均385℃;还原样(T3)为330℃~384℃,平均365℃。
试验结果表明,K1煤层属很易自燃——不易自然发火的煤层。
4、地温
本井田恒温带深度因受地形、海拔标高等因素的影响,其深度为+20m~+180m,平均为+73m。
其上为变温带,其下为增温带。
恒温带温度14.5℃~16.5℃,平均15.6℃。
本井田地温梯度1.18℃/100m,地热增温率为84.38m/℃,属地温正常区,无地温异常现象。
只有+40m标高水平以下岩温接近或超过26℃。
未来矿井开采到此标高后,需采取相应的降温措施。
第二章采区储量、生产能力与服务年限
第一节采区的工业储量、设计可采储量
(1)采区的工业储量
A:
Zg=H×L×(k1×k2)×γ…………………………………(公式1-1)
式中:
Zg---采区工业储量,万t;H---采区倾斜长度,1000m;
L---采区走向长度,2100m;γ---煤的容重,1.30t/㎥
k1---煤层煤的厚度4.2m;k2---煤层煤的厚度4m;
Zg=1000×2100×(4.2+4.0)×1.30=2238.6万t/a;
Zg₁=1000×2100×4.2×1.30=1146.6万t/a;
Zg₂=1000×2100×4.0×1.30=1092万t/a;
(2)设计可采储量
矿井工业储量减去设计计算的断层煤柱,防水煤柱,井田境界煤柱和已有的地面构筑物等永久性煤柱损失后的储量。
井田左右各有15m边界煤柱,上部留30m的防水煤柱,下部留30m的护巷煤柱作为永久煤柱损失。
B:
Zk=(Zg-p)×C…………………………………………………(公式1-2)
式中:
Zk---设计可采储量,万t;
Zg---工业储量,万t;
P---永久煤柱损失量,万t;
C---采区采出率,厚煤层不低于0.75,中厚煤层不低于0.8,薄煤层不低
与0.85。
本设计条件下去0.8。
Pk₁=30*2*2100*4.2*1.3+15*2*(1000-30*2)*4.2*1.3=84.19万t;
Pk₂=30*2*2100*4.0*1.3+15*2*(1000-30*2)*4.0*1.3=80.18万t;
P---上下两端永久煤柱两端,左右两端永久煤柱损失量,万t;
Zk₁=(Zg₁-p₁)×C₁=(1146.6-84.19)×0.75=796.81万t/a
Zk₂=(Zg₂-p₂)×C₂=(1092-80.18)×0.75=758.87万t/a
总储量Zk=Zk₁+Zk₂=796.81+758.87=1555.68万t/a
第二节设计生产能力
生产能力选定为150万t/a;
第三节采区服务年限
C:
P=Z/A×K……………………………………………………(公式1-3)
式中:
P---采区服务年限,a;Z---设计可采储量,万t;
A---采区生产能力,150万t;K---储量备用系数,一般去1.4;
P=1555.68/(150×1.4)=7.4a
第三章采区方案设计
第一节采煤方法的选择
1.选第二个煤层进行采煤工艺设计,布置采煤工作面,由于煤层厚4.0m,煤质中硬,因此采用综合机械化采煤法,一次采全高。
工作面回采工艺流程为:
采煤机向上割煤、移架---采煤机向下装煤---推移刮板输送机---斜切进刀---推移刮板输送机。
2.采区工作面机械设备布置如图:
工作面循环作业图表如下:
早班、三班正常生产,二班检修机器。
4.确定进刀方式
为了合理利用工作时间,提高工作效率,,并采用割三角煤工作面端部斜切进刀方式采用及时支护。
进刀深度0.6m。
采煤机进刀示意图如图所示,进刀过程如下:
a、当采煤机割至工作面端头时,其后的输送机槽已移近煤壁,采煤机机身处沿留有一段下部煤(如图a所示);
b、调换滚位置,前滚筒降下、后滚筒升起、并沿输送机弯曲段返向割入煤壁,直至输送机直线段为止。
然后将输送机移直(如图b所示);
c、再调换两个滚筒上、下位置,重新返回割煤至输送机机头处(如图c所示);
d、将三角煤割掉,煤壁割直后,再次调换上、下滚筒,返程正常割煤(如图d所示)
第2节采区设计方案的选择
1.采区上下山数目和位置
采区设置两条上山,运输上山较高,轨道上山较低,运输采用胶带输送机,每条上山走向距离25m,运输上山比轨道上山高10m左右。
2.区段平巷和与联络巷的形式、位置和布置方式
开拓巷道布置一条岩石上山和一条煤层上山,轨道上山主要用于进风、运料、运矸和行人,运输上山主要用于运煤。
他们通过采区车场和采区进风平巷及回风平巷进行连接,在和工作面相连。
区段平巷采用双巷布置,采区上山与区段集中平巷用溜煤眼相联系。
3.确定采区巷道布置系统,采区内有两层煤,采用联合布置,根据相关情况初步制定以下三个方案进行比较。
方案一:
双岩石上山
将两条上山都布置在4-1煤层底板岩石中,其中运输上山布置在距离底板15m处,轨道上山布置在运输上山上方5m,即距离煤层10m处。
如图1-1:
方案二:
双煤层上山
将两条上山都布置在煤层中。
如图1-2:
方案三:
一岩一煤上山
将两条上山分别布置在煤层的底板和煤层中,运输上山布置在距离底板5m处,轨道上山布置在煤层中。
如图1-3:
方案一:
双岩石上山维护费用少且无需留煤柱岩石工程量达,掘进费用高,联络石门长,但维护条件好,有利于通风,运输能力大。
方案二:
双煤层大巷的巷道维护困难,掘进费用低,维护费用高,需要留保护煤柱,煤柱回收困难资源量损失大,运输能力降低。
方案三:
节省了一条岩石上山,相对减少了岩石工程量,但轨道上山不易维护,维护费用高,需要保护煤柱。
而且又由于煤层较硬,相对来说,轨道上山维护容易一些,费用相对会少。
这种布置方式适用于产量不大,服务年限不太长的采区。
3.1在技术方面比较
项目方案
第一方案
双岩石上山
第二方案
双煤层上山
第三方案
一岩一煤上山
掘进工程量
工程量大,因两下山均在岩层中,要多掘进石门和溜煤眼
工程量小
工程量较大
工程难度
困难。
一是岩巷施工,二是巷道连接复杂
较容易
困难
管理环节
多。
一是溜煤眼多,二是漏风地点多
少
较多
巷道维护
维护工程量少,维护费用低。
维护工程量大,维护费用高
第一条煤层下山维护工程量较大
支架回收
无法回收
不可回收
煤层上山支架可以回收利用
工程期
岩石上山掘进速度慢
掘进速度快
岩石上山掘进速度慢,煤层上山快
安全性
对预防火灾安全生产有力
发生火灾不利于防治
岩巷安全,煤巷不利
两方案在经济上比较:
3.2.掘进费用表
项目方案
方案二
双煤层上山
方案三
一岩一煤上山
单价
工程量
费用/万元
工程量
费用/万元
岩石上山(m)
1578
0
0
1040×1.2
=1248
196.9344
煤层上山(m)
1284
1040×1.2
×2=2496
320.4864
1040×1.2
=1248
160.2432
煤仓(元/㎥)
144
0
0
1.2×3.14×4²×5/0.924×5=1631.169
23.5
甩入石门(元/m)
1152
0
0
0
0
合计
320.4864
380.6776
3.3维护费用表
项目方案
方案二
双煤层上山
方案三
一岩一煤上山
单价
工程量
费用/万元
工程量
费用/万元
岩石上山
(m)
40
0
0
1248×16
=19968
79.9
煤层上山
(m)
90
2496×16=
39936
359.4240
1248×
16=19968
179.7
煤仓(元/㎥)
80
0
0
156×
16=2496
20.0
甩入石门
(元/m)
80
0