煤矿综合机械化开采可行性实施报告

1、垭关煤矿综合机械化开采的 可行性第一章 矿井概况第一节 井田概况一、位置与交通垭关煤矿位于贵州省毕节市七星关区西南， 属七星关区长春堡镇管辖。地理座标为：东经105° 06 49105° 08 18，北纬27° 13 56 27° 16 00。毕节市七星关区境内尚无铁路和水路运输条件，公路运输条件较好，G326国道从矿区中部通过，从G326国道至矿区工业场地有0.3km的公路相通，矿井距毕威高速公路长春堡出口约 8km交通方便。二、矿井基本情况垭关煤矿是证照齐全的 30万吨生产矿井，矿区长 2.9km，宽0.9km，矿区面积：2.6778km2;资源保有

2、储量截止2004年9月为1386 万吨，可采储量 802万吨，一采区至 2013年底消耗量约 12万吨；可 采煤层3层，编号分别为K1、K2、K3,煤层厚度平均分别为1.7米、 2.0 米、2.1 米，煤层层间距平均分别为 4.2 米和 2.1 米，煤层倾角 平均 20°煤质化学成份为中低灰、中高硫、高热值，煤种为无烟 煤三号;地质构造复杂类型属中等;水文地质条件为中等;瓦斯条件 在+1816水平以上三层可采煤层经鉴定为无突出危险性;煤层自燃发 火倾向性为不易自燃;煤尘无爆炸性;矿井开拓方式为平硐，二采区 为下山布置;通风方式为中央分列式;第二节 矿井地质构造和煤层特征一、 地质构造

3、 垭关煤矿位于长春堡向斜北西翼，矿区地层走向北东东，倾向 南南东，倾角一般 1525°，断层附近地层倾角有所增大，次一级 波状起伏不明显，为简单单斜构造。矿区内见断层 6 条，落差大于 30米的为F1、F3两条，2030米的为F4 一条，1020米的为F# -4 一条，其余的小于 10 米。F1 正断层：出露于矿区东部边缘，为原详查勘探区东部边界断 层，本矿区内延伸 250 米，倾向南东，倾角 7080°，地层断距大 于 150 米。F3 正断层：位于矿区东南角，区内延伸长度 550 米，呈北东东 向延伸，在矿区东部边缘与 F1 相交，倾向南东，倾角 66°，最大

4、落 差 70 米左右。F # -4逆断层：位于矿区北部东端，在F4正断层的东盘（上盘）, 掘回风井及切眼时见此断层，向西与 F4呈80°角度相交，走向北东 东，倾向南，倾角 32°，落差 19米，沿断层面倾向上煤层重叠长达 36 米。F4 正断层：位于矿区东北角，走向 105135°，区内延长 1.2 公里，在矿区东南角与 F1 断层相交，倾向南西，倾角 50°左右，落 差 10 12 米。F2 正断层：位于矿区东北角，走向北北东，延长约 400 米，倾 向南东东，倾角 60°，落差 10 米左右。F5 正断层：位于矿区西部 3 号勘探线附近，

5、走向北 25°东，延 伸长度 150米左右，倾向北西，倾角 64°，落差小于 10米。综上所述，本区为较简单的单斜构造形态， 次级波状起伏不发育，但断层较发育，构造复杂程度为二类二、煤层龙潭组(P21)为矿区唯一的含煤地层，属海陆交互相沉积。龙潭 组(P2I)厚200m左右，含煤12层左右，煤层总厚11.27m,含煤率5.6%， 含可采煤层3层(K1、K2、K3)，均为全区可采煤层，集中分布于含煤 地层的上段。K1煤层：为最上一层可采煤层，全区可采，厚 1.04 2.31m， 般1.8m，以中厚煤层为主，一般为简单结构，顶板为粉砂岩或砂质 泥岩，底板为泥岩或细砂岩。K2煤层

6、：全区可采，厚1.063.22m, 般2.00m,以中厚煤层 为主，含夹石03层，多数单一，为较简单结构煤层。直接顶板为 K1煤层底板，底板为泥岩、铝土质泥岩。K3煤层：为最下一层可采煤层，全区可釆，厚 1.114.38m, 般2.00m,以中厚煤层为主，含夹石03层，一般01层，为较简 单结构煤层。直接顶板为 K2煤层底板，一般为伪顶，直接底板为铝 土质泥岩，老底为细砂岩。垭关煤矿可采煤层特征表煤 层 编 号煤层厚度 最小一最 大 平均 (m煤层平 均 间距(m煤层 结构煤层 稳定 性顶底板岩性视密 度(t/m3)倾角 (°)顶板底板Kl1.04 2.311.804.2结构 简 单

7、， 无夹矸稳疋粉砂 岩、泥 岩泥岩、 细砂岩1.4319-21K21.06 3.222.00含夹 矸03稳定泥岩、细 砂岩泥岩、 铝土质 泥岩1.5419-212.1K31.11 4.382.00含夹 矸03较稳疋泥岩、铝 土质泥岩铝土质 泥岩1.5719-21三、资源可靠性和煤层稳定性ZK2、垭关煤矿矿界范围内共有 6 个钻孔控制，分别为 ZK1、ZK3 ZK4 101、302，在矿界外有2个钻孔102 （东南方向，距矿井边界 1 76米）、 501（距西边界 410米），皆为 1974年 1 1 3地质队施工的勘探钻孔。 根据本矿一采区开采情况和钻孔资料分析， 资源可靠性强，煤层稳定性较好

8、，其中K1、K2为稳定煤层，K3为较稳定煤层,各煤层对比可靠。四、煤质1 、物理性质K1 煤层：黑色、沥青一玻璃光泽， 碎块状为主，以半亮型煤 为主，成分为亮煤夹少量镜煤和丝炭，条带状结构，质较硬，具阶梯 状断口，含少量黄铁矿结核。平均容重为1.43t/m 3。K2 煤层：黑色、沥青光泽，碎块及粉粒状，以亮煤为主，夹少 量暗条带及镜煤和丝炭，条带状结构，裂隙发育，性脆，下分层夹透 镜状丝炭及含黄铁矿结核较多，半亮型。平均容重为1.54t/ m 3。K3 煤层：黑色、沥青光泽，碎块及粉粒状，少量碎块状，以亮 煤为主，夹少量镜煤和丝炭，条带状结构，内生裂隙发育，性脆，其 中充填较多方解石脉，下分层

9、以均一状为主，煤质松软，半亮型。平 均容重为 1.57t/m 3。2、化学性质（ 1 ）工业分析煤质工业分析表 项煤层水分(Mad%灰分(Ad%挥发分(Vadf%固定碳(Fed%硫分(Std%)发热量(Qbdaf% (MJ/kg)极13.82-25.K1值579372.1746平 均0.820.208.851.8334.80极16.99-37.K2值898166.4449平 均1.1625.3110.042.2034.13极17.47-30.0 .34-2.K3值246167.80872平 均1.3524.368.920.9934.42煤类K1为中灰中硫煤；K2为中灰中咼硫煤；K3为中灰中硫煤

10、。|(2)煤种根据煤炭分类国家标准(GB/T15224.1 2010、GB/T15224.22010、GB/T15224.3 2010),矿区内可采煤层为中灰、中高硫、高 热值无烟煤。第三节矿井开拓和开采现状一、井田开拓垭关煤矿为生产矿井，设计生产能力30万t/a ,矿井采用平硐开拓。利用主平硐(已建成)作进风及原煤运输用；利用副平硐(已 建成)作人员出入、进风、运料用；利用回风平硐(已建成)作专用 回风用。该矿在开采二采区时仍保持原有主平硐、副平硐及回风平硐的主要功能。主平硐(X= 3013619.422 , Y=35510946.583, Z=+1823, a =299.323 °

11、; , B =0°)井口标高 +1823m 沿 K3煤层底板以 119.323 ° 方位，0°的坡度穿层掘进至 431.5m 里程位置，按相同的方位、-5.5 ° 的坡度继续掘进至527里程处停掘，在其431.5m里程为中开口，以 62.784 °的方位角、+3%o的坡度布置有皮带运输大巷（位于 K3煤层 底板岩层中）至292m里程位置。副平硐（X= 3013586.670 , Y=35510922.690, Z=+1816, a =299.323 ° , B =0°）井口标高 +1816m 沿 K3煤层底板以 119.35

12、9 ° 方位、0°的坡度穿层掘进至525m里程停掘，在其483m里程处开口， 以61.522 °的方位角、+3%o的坡度布置有轨道运输大巷（位于 K3煤 层底板岩层中）至265m里程位置，布置联络斜巷与皮带运输大巷联 通。回风平硐（ X=3013595.839， Y=35511392.364， Z=+1868， a =303.231 °, B =0°）井口标高 +1868m 沿 K3 煤层底板以 123.231 ° 方位、0°的坡度掘进至38m里程处后在K3煤层底板岩层中布置总回 风上山与皮带运输大巷联通，形成矿井开拓通风系

13、统。垭关煤矿的二采区，于 2013年9月请毕节地方煤矿设计队编制 了毕节市垭关煤矿采区优化方案设计 ，2013年 10月取得批复（毕 节市工能委），2013年 1 2月取得安全设施设计批复 （毕节市安监局） 。开拓方式及采掘布置：主副井在 +1816水平形成联络巷，施工上山和回风井平硐相透形成系统后，三条下山同方位（煤层倾斜方向）布置在 K3 煤层底板法线距离 25 米的稳定岩层中，按 21°负坡施工 至+1705水平形成系统，布置采区变电所和水泵房；工作面分两翼布 置，底板抽放巷上错平均20米，布置在K3底板25米岩层中，一次 预抽三层煤的条带瓦斯， 煤层开采顺序由上至下。 具体工

14、程量见下表序号巷道名称煤岩 类别支护 形式长(度m)净断(mi面>)掘进(土断面 :命厂壬口且 一程量/ 3、(m)倾(°角)一一开拓巷道1二采区主水仓岩锚喷£68.'7().5532平巷2二米区副水仓岩锚喷88.'v().5361平巷3管子道岩锚喷1567.1106.530r 4二采区水泵房岩锚喷467.1241.4平巷5二米区轨道下山岩锚喷34411,512.74368.822r 6二采区运输下山岩锚喷32711,512.74152.9217二采区回风下山岩锚喷3)610.9)911.8836>35.28218下山联络巷岩锚喷648.'

15、;7().5608平巷91816联络平巷岩锚喷778.'? ().5731.5平巷101868回风斜巷xJU 岩锚喷2)510.9)911.88 2435.415小计146617172.78二准备巷道11800轨道石门岩锚喷C911.512.71257.3平巷21759轨道石门岩锚喷C911.512.71257.3平巷31812回风斜巷岩锚喷z467.1312.43041766进风斜巷岩锚喷5267.1369.21851800回风斜巷岩锚喷4267.1298.23062103回风巷煤金支431() 10.5151.5平巷71766运料斜巷煤金支161() 10.51682181766回

16、风斜巷岩锚喷4267.1298.23092101瓦斯抽米回风绕道岩锚喷774.365.25404.25平巷101801回风斜巷岩锚喷254.365.25131.2517r ii2101瓦斯抽米回风巷岩锚喷6414.365.253：565.25平巷121773进风绕道岩锚喷1164.365.25609平巷r 131773回风斜巷岩锚喷224.365.25115.55142102瓦斯抽米回风巷岩锚喷9344.365.255166平巷r 152102瓦斯抽米进风巷进风绕道岩锚喷1514.365.25792.75平巷161753回风斜巷岩锚喷cV24.365.2516835172101瓦斯抽米进风巷岩

17、锚喷6204.365.253255平巷r 182102瓦斯抽米进风巷岩锚喷9634.365.255()55.75平巷192101瓦斯抽米联络巷岩锚喷1424.365.25745.521r 202102瓦斯抽米联络巷岩锚喷854.365.25446.2521小计429524666.6回采巷道12101运输巷煤金支69412.212.78813.8平巷22101回风巷煤金支6541() 10.56867平巷:32101开切眼(斜长)煤单体1407.747.921108.82142102运输巷煤金支11112.212.71409.7平巷r 52103回风巷煤金支1391() 10.51459.5平巷

18、小计173819)658.8r四其他1采区避难硐室岩锚喷2715.316.3140.1平巷2 一临时避难硐室岩锚喷2415.316.3391.2平巷3区段溜煤眼岩锚喷165j5.82)3.12764采区变电所岩锚喷5V08.'7().5475平巷5二采区消防材料库岩锚喷2667.1184.6平巷小计14315i84 02五合计7642631082 2二、开采现状目前垭关煤矿东翼K1煤已基本采完，西翼剩余少量K1煤，K2、K3 因地质条件在上部偏复杂，剩余可采量不多，一采 区剩余资源可 采量约 45 万吨，地质构造、层间距近及底板存在底鼓等问题制约了 一采区的生产能力，所以矿井的重点工作

19、是加快回收一采区剩余煤 量，尽快开拓二采区形成大面上综采提高产能。三、矿井其他系统建设情况1 、供电系统矿井主供电源引自110 kV撒拉溪变10kV溪垭001开关，距离约9km供电线路LGJ-120;备用电源引自35kV百家哨变10kV白垭线006开关，距离约3km供电线路LGJ-120;另一备用电源引自35kV 百家哨变10kV白茶线溪垭002开关，距离约3km供电线路LGJ-120, 形成矿井三回路供电电源， 矿方已与供电部门签定了供电协议， 供电 电源安全可靠。2、水源条件（1）生活用水生活用水取自矿区外东南部的自凿深水井， 该水井正常涌水量约 15m3/h ，水 质较好，矿方应取水化验

20、并经处理达到饮用水标准后方可作为生活用水水源。 在 主井工业场地的东部设一座150m地面生活水池，其池底标高+1865m可安装取 水泵将泉水泵入矿井工业场地生活水池后，静压向工业场地供水，可满足 生活用水的需要。（2）生产用水矿井正常涌水量约为 24m3 /h ，最大涌水量 36m3/h 。在主井工业场地的东部 设一座300用地面生活水池，其池底标高+1865®井下水经处理后，用水泵打入 生产消防用水水池，供井上、下消防用水和防尘洒水用水、地面绿化用水等用。 当生产消防用水水池水量不足时由生活用水水池补充。综上所述，该矿生活、生产水源充足，可满足矿井生活、生产用水需要。3、通风系统矿

21、井现有主扇风机为轴流对旋风机，功率 75KW*2最大风量为 3700m3/mi n,二采区系统形成后，风量可以达到 3500m3/min左右， 满足矿井需要。4、运输系统主井采用800mn皮带运输，二采区开拓后下山采用强力皮带，二 采区主系统二部皮带,工作面两部皮带,运煤系统较简单；副井平硐 采用电瓶车牵引矿车运输,二采区建设专门绞车提升,但副 井平硐 局部断面小需扩断面。5、其他瓦斯抽放系统、监控系统、压风自救系统、人员定位系 统、紧急避难系统、供水施救系统皆完善且运行正常。第二章 综合机械化开采的可行性和配套工程第一节 推广机械化开采的可行性一、推广可行性随着综合机械化开采技术的发展和日趋

22、成熟, 综采已由大、 中型 矿井向小型矿井推广,特别在贵州省政府推行“采掘机械化、煤矿管 理集团化、安全质量标准化”以后,在小型煤矿推广机械化开采已势 在必行。而煤矿行业发展趋势也决定了提高机械化开采的必要性, 煤 矿黄金时代已成历史,利润回归理性, “以量补价,以质提效”是煤 矿发展的唯一出路, 而质量原始质量占主要部分, 所以机械化程度决 定了煤矿的长远效益。垭关煤矿可采煤层煤厚皆在 2 米左右，属中厚煤层，稳定性较好， 进入深部后地质条件相对简单，矿井走向长度为 2.9Km,两翼开采工 作面交替回采，单翼走向长度平均 1000米，适合上机械化，顶底板 条件稍差，也正是上综采才能解决的关键

23、。第二节 综合机械化开采的特点 综合机械化开采的特点是产量大，对供电、运输、通风、供水 等系统要求很高，同时对整个矿井系统有很大提升和改观。垭关煤矿一采区已剩部分分块的煤量， 不适合上综采， 但二采 区马上开拓， 已编制开采优化设计并经过专家评审通过， 全部使用机 械化开采，方案可行，部分系统经过改造和新建可以满足要求。第三节 综采相关配套工程一、系统改造 原副平硐断面小，无法下综采综掘等大型设备，重新把局部断 面小的地方进行刷帮扩断面； 二采区开拓主要三条下山断面施工净断 面为11m2总回风直接从1816联络巷施工上山与现总回相透，透点 距离主扇风机很近的大断面处， 大大改善了矿井的通风系统

24、， 满足二 采区综合机械化开采所需风量。二、运输系统改造 进入二采区后，运输系统简化，两部皮带机到工作面外口，一 部主皮带和二部主皮带更换为1米皮带，工作面使用800mm皮带满足三、供电系统二采区专门设计了采区变电所，从地面变电所高压下至变电所， 满足采煤机和掘进机 1140V 供电需要。四、掘进配套工程综合机械化采煤， 不只是综采工作面， 必须有相关的综掘做保 障，不然存在接续问题，因二采区为没有经过瓦斯突出危险性鉴定， 开拓系统形成后，需两翼施工底板瓦斯抽放巷（距离K3底板25米处 的岩石中），一次抽放三层煤瓦斯（因层间距近） ，我们准备上岩巷综 掘机（ 260 型），煤巷采用煤巷综掘机（

25、 130 型），加快掘进速度，煤 巷掘进进尺正常为 350米/ 月，而综采推进度为 2500/（140*2*1.45）=6 米/ 日，月进度 6*25=150米，采掘进度比为 1:2.3 ，满足接续要求。五、选煤系统二采区开始投产前， 地面优化建设分选筛选系统乃至风选系统， 规模和产量配套，确实把煤炭质量提升起来。第四节 垭关煤矿推广综采需注意的问题一、煤层厚度变化根据钻孔资料分析， K1 煤层在 1.52.0 米变化， K2 煤层在 1.83.0米，K3煤层在14.5米，但因K3煤层稳定性稍差，所以在 机械选型时重点考虑上部两层煤。二、地质条件一采区地质条件相对复杂， 小构造较多， 进入二采

26、区后许多走 向方向断层不影响二采区， 但少量倾斜方向断层二采区方面时需考虑 过断层措施。三、底板岩石根据垭关煤矿生产现状分析，K2、K3底板属泥岩，遇水易膨胀,在矿山压力下易变形，综采机械选型时，支架的选型特别重要，需选 轻小型易推进防滑的支架。至于层间距小，下两层顶板破碎，综采可 以解决，只是两翼交替避开岩石移动影响期就可以。第三章 综采工作面生产能力及设备选型第一节 综采面生产能力一、二采区综采工作面主要参数 根据二采区优化设计方案，工作面主要技术参数为走向长两翼平均 1000 米面长三层煤平均 150 米煤厚平均 2.0 米容重1.4 吨 / 米 3二、生产能力计算按年产 60万吨计算，

27、 月生产天数 25天，年生产天数为 300 天 日生产能力： 60/300=2000 吨 每天实行“三。八”制，两班生产，一 班检修 班生产能力为： 1000 吨工作面割一刀产量为： 150*2*1.4*0.8=336 吨（截深暂按 0.8 米计算）每班走刀数为： 1000/336=3 刀 每刀用时 140min 按60衢机率计算，每刀用时为84min采煤机牵引速度为150/84=1.786m/mi n以上可以作为采煤机选型的基础。第二节综采设备选型一、依据垭关煤矿煤层特点，皆为中厚煤层，两层煤层稳定，K1煤层顶底板条件较好，K2、K3底板易底鼓，煤层层间距较小，进入二采 区后，根据钻孔地质资

28、料分析，层间距分别为 6米和3米，地质构造 方面东翼有斜交断层（F5）落差为5米左右。鉴于以上条件，在综采 设备中液压支架选型是重点。二、设备选型综采液压支架是关键，根据实际情况选型。采煤机选型因K3煤层属于较稳定煤层，主要考虑K1、K2煤层厚度及支架型号进行选型。液压支架选型（1）支护强度（工作阻力）计算q（K 1）cos式中：q-液压支架的支护强度，T/m2h采高，m ；-顶板岩石容量，一般取2.3T/m3;K -顶板岩石破碎膨胀系数，一般取 1.21.5 ;-工作面倾角,度-附加阻力系数，二排立柱支架 取1.6 ,单排立柱支架取 1.2 ;q-顶板周期来压动载系数。周期来压时矿压值q =

29、非周期来压时矿压值,q值可按以下情况选取：周期来压不明 显顶板：q取i.i ；周期来压明显顶板：q取1.3 ；周期来压强烈顶 板: q 取 1.5 1.7。本矿 q=2*2.3*1.2*12(1.4-1)*cos20=17.623T/m3(2) 初撑力目前在坚硬、中硬和破碎的顶板条件下，多趋向于采用较高的初 撑力。现在支架的设计中初撑力，已高达工作阻力(支护强度)的 90%以上。根据有关资料介绍，初撑力与支护强度的比例关系，即二初撑力强度/支护强度，以顶板的的稳定性不同，一般在 6085%区 内选取为宜。在确定出撑力时，可按以下原则考虑：对于不稳定和中等稳定顶 板，为了维护机道上方的顶板，应取

30、较高的初撑力，约为工作作阻力 的80%对于稳定顶板，初撑力不易过大，一般不低于工作阻力的60% 对于周期来压强烈的顶板，为了避免大面积垮落对工作面的动载威 胁，应取较高的初撑力，约为工作阻力的 75%垭关煤矿K1、K2煤层顶板属于稳定型，K3属于极不稳定顶板， 所以初撑力主要考虑上两层顶板可以考虑为工作阻力的70%(3) 移架阻力及推溜力移架力中厚煤层支架为150300kN ;推溜力一般为100150kN。(4) 支架高度支架的最大和最小支撑高度，应根据煤层厚度的变化合理选择， 片面地认为调高范围越大越好， 过大地加大调高范围将增加设备重量 及制造成本。支架高度可由下式计算：H 皿8乂 =人大

31、Si +0.2H min = h小一S2 a C式中： H m ax 支架最大结构高度， m；H min 支架最小结构高度， m；h大 煤层最大采高，m；h小 煤层最小采高，m；51 支架前柱上方顶板下沉量，一般取 0.1m；52 支架后柱上方顶板下沉量，一般取 0.2m；a 支架前移时可缩余量，一般取不小于 0.05m；c 支架与顶底板间的浮煤，破矸厚度一般取 0.1m。跟据此公式同时考虑三层煤通用减少投资，支架高度应为 Hmax=3.0-0.1+0.2=3.1mHmin=1.5-0.2-0.05-0.1=1.15m(5) 顶梁长度 直接撑定掩护式支架，如图 4-1 所示。b1y d l 0

32、.3 tg c式中： 铲煤板铲尖到煤臂的距离，取 100200m(具 体大 小也可计算)；y =F+G+J+V式中： F 铲煤板宽度，一般取 150240mm；G-中部槽宽（查特征表）；J-导向槽宽度，无链牵引时尚有齿轨部分宽度；V电缆槽宽。参数查不到时可估算 V=35旷450mm d 超前移架时取截深；滞后移架时可取零;e-人行道宽度，不小于0.6m，高度不小于采高的70%;H采高，-立柱倾角；c 梁端距，取250350mmb2丄2顶梁全长：丨b b2经计算顶梁长度为1=1.8米所以根据垭关煤矿的具体情况，综采工作面具体各机械选型见附表：序号地点设备名称型号主要技术参数单位数 量功率（kW）

33、使用备用合计1综采工 作面采煤机MG200-W采高1.43.0m，截深630mm台112002可弯曲刮板输 送机SGB-630/150W铺设长度150m,输送能 力 200t/h台111503端头支架ZTZ7990/17/26支架高度17002600mm工作阻力6554kN,初撑 力7990 kN架4264支撑掩护式液 压支架ZY3600/11/28支架高度11002800mm工作阻力3600kN,初撑力 31.5Mpa.架90201105工作面 运输巷刮板转载机SZB730/40设计长度25m,输送能力400t/h台11406可伸缩带式输 送机SPJ-800输送能力400t/h套11407乳

34、化液泵BRW315/31.5公称压力35MPa公称流量 80L/min，电压 1140V套112008乳化液泵箱RX-640公称压力35MPa公称流量80L/min，容积 640L台229喷雾泵站XPB160/5.5公称压力5.5MPa ,公称流量 160L/min套1122210综采设备列车SLZ 500制动车及制动器各一 个，适用坡度w 15°列1111探水钻KHYD-150台1127.512金属铰接顶梁HDJA-1000根30104013单体液压支柱 （超前支护）DW31根30104014工作面 回风巷金属铰接顶梁HDJA-1000根30104015单体液压支柱（超前支护）DW

35、31根301040第四章综和机械化开采实施步骤第一节综采实施步骤一、实施步骤根据开采设计（二采区）要求，步骤如下：上综掘设备 >二采区开拓一系统安装施工底板抽放巷-瓦斯抽放 2101工作面方面采购综采设备安装回采（投产）二、综采工程实施时间表序号工程名称工程量完成时间负责人备注1上综掘设备2014年3月矿长2二采区开拓1466 米2014年12月矿长3系统安装抽放系统、 压风系统、 排水系统、 供电系统等2015年4月机电矿长4施工底板抽放巷4438 米2015年6月矿长5瓦斯抽放20个钻场2015年9月矿长、工程师上下巷各20个钻场400个孔， 施工一个抽一 个随打随抽62101方面1

36、500 米2015年9月矿长7采购综采设备采煤机、刮 板机、液压 支架、机电 配套设备等2015年9月矿长8综采面安装运行2015年11月矿长第二节综采综掘设备配备设备配置一览表序号设备名称型号单位数量单价（万 元）总金额（万元）备注1掘进机260、 135台2600、 3009002采煤机MG200-W台11501503液压支架ZY3600/11/28架1101516504刮板机SGB630/150台11501505转载刮板 机SZB730/40台130306变压器KBSG-500/10/0.69台220407变压器KBSGZY-500/10/1.2台125258绞车JKB-2.0X 1.5

37、台180809胶带运输机大倾角强 力1米皮 带部1200200350米10猴车RJHY22-12/450台1353511主排水泵D46-50 X4台3123612其他设备500轨道、管 路、开关、 电缆、液压 泵等合计3796第三节确保综采实施的保障措施一、顶底板管理措施因三层煤的层间距近，K1回采顶板正常管理，顶底板皆稳定， 回采K2、K3时，顶板可能受上煤层采空区影响，相对破碎或“无顶” 现象，但正因为这样，使用综采是解决顶板最好的办法，割煤后及时 移架，顶板会及时被顶梁护住，不会出现安全问题，增加了采面人员 的安全性。底板，特别是K2、K3的底板皆为泥岩，在工作面有水、初次来 压或周期来

38、压时，可能会出现卡架、移架困难、支架倾斜、初撑力及 工作阻力减小等现象，这些必须在支架选型时就要注意， 防滑防倾斜 等；另外尽量减少工作面积水，不过在做底板抽放巷时也应考虑三层 煤抽放瓦斯同时，钻孔倾斜度尽量大点，有利于工作面积水通过钻孔 排出；当工作面支撑力随底板下沉而下降时，应及时均衡加压。但因 综采速度快，对于软底管理不存在太大问题。掘进顶底板管理及接续保障措施：综采必须有综掘配套，否则会出现采掘接续失调。综掘效率和速 度是由顶板管理方式来决定的，K1煤层可以使用锚杆网支护，但如 果K2、K3和K1重叠布置，层间距小，会出现无法使用锚杆支护，进 而无法使用综掘机，所以依次向下采取外错式布

39、置，外错的距离依据 避开上覆煤层空区应力为准，具体计算方法如下图：K1K2K3岩层移动影响角采用 67°，层间距二采区采用 6 米和 3 米，经 计算水平错开距离（水平投影）分别为 3.2 米和 1.6 米，但考虑到锚 杆长度和角度及保护距离， K3 受两层煤重复采动影响等因素，把错 开距离皆放至 4 米，即下一层比上一层工作面长度增加 8米（净）。如果进入二采区证明K1、K2之间层间距确实像钻孔所述为 6米, 而K1、K2之间是细砂岩，可以考虑两层煤重叠布置，掘进都使用锚 杆支护应该没问题。底板管理，使用锚杆支护同时也解决了巷道底鼓难于修复的矛 盾，锚杆支护不需替棚改棚，经常卧底是常用的方法；经常卧底刷帮 管理软底虽然是常用方法，但对于回风道确实困难，因无皮带运输， 凭轨道或人力对于很长综采面来说要增加很大的修复量，一旦进入 K2、 K3 方面对于底板管理，可以考虑回风道试行底板施工管缝式锚 杆，其次是底板拉槽灌浆等方法一次性处理， 可以和长期修复成本进 行对比论证后使用。对于底板管理，也可以采用集中从底板运输、回风，分段掘进， 从开切眼往外分段施工运输、回风巷，每段间采用反坡沟通，不等巷 道发生变形而快速推进，从而解决巷道变形给生产带来的