煤矿开采学设计教材.docx
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煤矿开采学设计教材
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
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