xx矿采煤机械化论证修改

郑煤集团王庄煤矿 机械化可行性论证报告

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编制单位：郑煤集团王庄煤矿 编 制 人： 总工程师： 总 经 理：

二零一四年九月二十八日

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第一章 矿井概况

第一节 矿井基本概况

郑煤集团王庄煤矿位于郑州市西南，新密市城西10公里，行政区隶属新密市牛店镇，经过50多年的开采，浅部煤田开采已经结束。深部煤田由51采区下山西部至52采区下部牛店断层以北区域，由省煤炭工业局以豫煤行【2005】72号文给予批复同意建立独立生产系统，设计生产能力21/年万吨。采用立井单水平上山开拓、中央并列抽出式通风。

王庄煤矿现处于生产阶段,证照齐全，均在有效期内。

第二节 矿井的地质条件

王庄煤矿井田面积1.0162km2。根据资源储量核查报告，全矿井二前剩余可采储量31.8万吨。剩余服务年限1.5年。

矿井开采深度为350m至450m。其中，走向长度1878.5m，倾向长度958.5m,主采二

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煤保有资源储量为498.7万吨。经计算全区保有可采储量100.7万吨，目

煤层，煤层厚度1.5～3.5m，平均厚度2.5m，煤层倾角

18～25°。容重1.4m3/t，属低灰、特低硫。

采煤工艺：采用走向长壁后退式一次采全高采煤方法，2014年以前采煤工作面支护方式采用DZ22型单体液压支柱配π型钢梁，2014年7

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月起按照上级要求工作面支护方式采用ZH2000—18.5/26.5Z整体顶梁组合悬移支架。

王庄煤矿瓦斯等级鉴定结果均为高瓦斯矿井。自燃发火等级为三类自燃煤层，自燃发火期为4-6个月；矿井煤尘不具有爆炸性，煤尘爆炸指数为14.72%；煤层直接顶主要以砂质泥岩为主，厚度一般4.4m，易垮落。老顶为大占砂岩，厚度7～10.6m，稳定性好；矿井正常涌水量150m3/h，最大涌水量300m3/h，目前涌水量30m3/h。水文地质条件等级划分为中等。

第三节 矿井现有安全生产系统

1、采区布置情况

矿井采煤工作面一个，为12采区的12062采煤工作面，采煤工艺为走向长壁后退式采煤方法，支护方式采用ZH2000—18.5/26.5Z整体顶梁组合悬移支架。工作面切巷及下付巷均安装SGB420/40TX刮板输送机运煤。集运巷安装有DTL650型胶带输送机运至主井底煤仓。

2、运输系统

主井口安装DTL650型皮带运输机，将箕斗卸下的煤运送到煤场落地，汽运外销；井下运输系统以皮带运输为主。上仓皮带巷运输机型号DTL650，采区运输巷和采面中间巷皮带型号为DTL650。采面和靠近采面的集中运输巷使用SGB420/40TX型刮板运输机。

辅助运输系统主要以轨道和人工相结合进行运输。

3、提升系统情况

主提升机型号为2JK-2/20,滚筒直径2米。提升箕斗为非标底卸式，每次提升量2.5吨，主提升机防护装置齐全，专为提升原煤。

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付井口选用2JK-2/20,型单绳缠绕式提升绞车，装备有一对1.0吨和0.75吨非标罐笼，钢丝绳罐道，绞车各种保护齐全，灵敏可靠，运行正常。

4、井巷断面情况

井田开拓方式为立井单水平上下山开拓。其中：主立井井口标高+298m，井底标高-100m，井筒直径4.5m；副立井井口标高+298m,井底标高-100m。井筒直径4.5m；风井,井口标高-298m,井底标高-79m，井筒直径3.5m 。

水平大巷和采区上、下山支护方式为U29型钢，断面均为9㎡。现有采煤工作面无专用轨道巷。

5、通风系统

矿井采用中央并列式通风，通风方法为机械抽出式，副立井为主进风，主立井为辅助进风井。风立井为专用回风井。

风井口地面机房安装FBCDZ№15B(2×55KW)型防爆轴流式通风机两台，一台工作，一台备用。目前，矿井实际总进风量1216m3/min,总回风1310m3/min，负压410Pa。矿井通风难易程度属于中等，通风阻力与网络匹配。通风能力满足一个采煤工作面，一个备用采煤工作面，两个掘进工作面，一个中央泵房和变电所的用风要求。井下通风系统合理可靠，无无风、微风、循环风冒险作业现象。

6、排水系统

主排水泵房为-100水平中央泵房，安装有MD280-65×8型水泵3台，额定流量280m3/h， 一用一备一检修。沿主井敷设Φ200两趟排水管路，一趟工作，一趟备用。设内外水仓，水仓总容量1400m3。水仓容积和排水管路符合规程要求。

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7、供电系统

采用双回路供电，一路来自王庄变电站三板，另一路来自王庄变电站26板，供电电压6KV。

井下变电所采用两路MYJV42-3×200+1×120高压电缆入井，井下安装变压器总容量1400 KVA。井下电缆选用MY矿用阻燃电缆。井下中央变电所安装KBSG-500/10型矿用变压器2台，其中一台供主排水泵用电，一台供采区用电；安装有KBSG-200/10型矿用变压器2台，供井下局扇“三专”用电；采掘设备选用QBZ系列真空启动器控制。各种安全设施齐全，局扇用电实现“三专两闭锁”，矿井供电系统可靠。

第四节 安全避险“六大”系统情况

一、压风及压风自救系统:地面安装2台LG-110型和KPS-110型单螺杆式空气压缩机，风压0.7MPa，风量20m3/min，通过Ф100mm主干管从地面铺设到井底车场及采区，再由Ф75mm支管路进入各个采掘工作面。井下各采掘工作面都安装有压风自救装置。

二、防尘及供水施救系统:地面建有300m3静压水池。通过Ф100mm主干管从地面铺设到井底车场及采区，再由Ф50mm管路进入各个采掘工作面。各运输转载点安装有喷雾降尘设施。各采掘地点均安装有供水管路。

三、安全监控系统:矿井安装有KJ101N安全监控系统，系统地面中心站配备2台监控主机（一用一备），监控系统具有对瓦斯、一氧化碳、风速、温度等环境参数的采集、显示和报警功能；具有对馈电状态、风机开停、风门开关、各种机电设备开停等生产参数的采集、显示、报警、控制功能，监控系统具有双机热备自动切换功能，24小时不间断运行,并配有

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不小于8小时的在线式不间断电源，于2013年11月13日进行安全性能检测合格；目前监控系统已于郑新公司、集团公司联网，运行正常。井上下安装有10台监控分站，型号KJF；11台瓦斯传感器，型号KJ101N-45B；6台一氧化碳传感器，型号CTH500；6台温度传感器，型号KGW-10；1台负压传感器，型号KGY5；6台风速传感器，型号GFW-15。配备平地监控员3名、监控维护人员3名，确保监控系统稳定运行。

四、人员定位系统:矿井安装KJ282井下人员定位系统。系统有考勤、轨迹回放、人员定位、超时报警、紧急呼叫等功能；副井口安装1台读卡分站，井下安装9台读卡分站，遍布井下各主要地点，能时刻掌握出、入井人员人数及井下人员实时分布情况。

五、调度通信系统:矿调度室安装有JSY2000-06D数字程控调度交换机/智能IP 系统,实现了全网调度、任意通话、一键到位、数字录音、强插、强接、选呼、群呼等调度功能。井上下各岗位、各工作地点均安装有电话机，满足要求。机房配备有备用电源，能够在电网停电20小时内正常工作；井下各工作地点及井上各科室职能部门都安装有与矿调度室直通电话，线路畅通，便于调度联络。

六、矿井紧急避险系统:我矿于2013年8月份已按照集团公司要求完成紧急避险系统，并通过集团公司验收批复。

目前，矿井避难硐室建在副井底，安设有CO、CO2、CH4、温度等监测监控设备，能够实时监测灾变情况下副井底避难硐室内的生存环境各项参数，安装有20套120组压风、供水施救装置，可满足灾变情况下120人同时紧急避灾呼吸、饮水需要，室内外安装有通讯系统，可保证井上下语

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音通讯顺畅，安装有视频监控探头，可保证井上直接对副井底紧急避险硐室人员等情况的视频监控，安装有人员定位传感器，可通过矿井人员定位系统实时了解掌握进入副井底紧急避险硐室的人数等，副井底紧急避难硐室存有满足120人96小时生活消费的饮用纯净水（1.5L/d·人）720L、方便面20箱可满足人员避灾待援期间食用，副井底紧急避难硐室两端入口各构筑一组防爆密闭门，密闭性能良好，另外配备自动苏生器、灭火器、压缩氧自救器、一体式矿灯、担架、急救箱等紧急避灾自救互救器材、设备等，可满足矿井紧急情况下人员紧急避灾需要。可在矿井灾害情况下紧急时，为无法及时撤离的避险人员提供的一个安全避险密闭空间，对外能够抵御高温烟气，隔绝有毒有害气体，对内提供氧气、食物、水，去除有毒有害气体，创造生存基本条件，并为应急救援创造条件、赢得时间。

第二章 机械化可行性论证及装备配备

第一节 概论

为充分论证矿井机械化可行性，从技术可行、经济效益可观等全角度、全方位进行科学分析、论证确定矿井采煤方法，既要保证不断提高矿井技术装备，又要从科学性、可行性方面符合矿井实际情况及安全生产现状和安全发展需要，务必做到充分、科学、准确。本次论证从当前国家要求推广的综合机械化采煤工艺（综采）和悬移支架炮采工艺两种采煤方法进行分析论证。

第二节 技术可行性分析论证

一、矿井生产能力

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1、矿井生产能力

矿井设计生产能力21万t/a，若改成综合机械化采煤工艺（综采），工作面搬家频繁，矿井安全生产失去连续性、稳定性，存在超能力、超强度生产可能，违反国家相关规定。具体见下表。

工作面参数 序工作面名号 称 上副下副倾切巷 巷 巷 角可采 长度煤厚 长度长度（储量 （m） （m） （m） °） 115 388 90 105 388 90 85 70 60 19 2.97 2.5 20 7.2 2.0 3 可采期（月） 综采 悬移支架 2.5 1 6 2.5 1.8 0.8 备注 全矿井回采结束搬家时间（月） 采用悬移支架炮采工艺搬家时间总的需要12个0.6 月，矿井开采结2 束总时间12个0.6 月；矿井若采用4 综合机械化采煤工艺搬家总的需0.9 要14个月，矿井3.5 开采结束总时间14个月. 可采期限 12个月 14个月 1 2 3 12062 煤柱面（1） 煤柱面 （2） 20 2.15 剩余工作面总个数 2 剩余可采储量 14.6 二、工作面搬家费用比较

采用悬移支架炮采工艺工作面总人数96人，每班32人，采用综合机械化采煤工艺工作面总人数78人，每班26人，搬家时全部人员参与，悬移支架炮采工艺工作面人数能够满足搬家需要。如果采用综合机械化采煤工艺每班还需增加6人左右，搬家时每人每班按150元计算，具体费用比较如下表：

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综合机械化采煤工艺搬家费用 工作面 名称 12062 搬家 人数 班 32 悬移支架炮采工艺 搬家 搬家 搬家 搬家 搬家 备时间备注 人数 时间费用（万元） 费用（万元） 注 天 （月） 班 天 （月） 2 4 3.5 9.5 86.4 172.8 151.2 410.4 32 96 32 96 32 96 0.6 0.6 0.9 2.1 25.92 25.92 38.88 90.64 96 96 96 煤柱面（1） 32 煤柱面（2） 32 合计 三、地质条件适宜性对比

综合机械化采煤工艺适宜于煤层赋存较稳定，顶底板起伏不大，倾角不宜超过15°，走向长度较长（1000m以上），煤层厚度较大（一般应不低于3.5m以上）的原始煤层。

悬移支架炮采工艺适宜性比较强，可适应于各种条件。

矿井目前除煤柱面（2）工作面为煤层厚度3.5m的原始煤层外，其余工作面几乎均为薄煤层，煤层厚度较小（2m～2.4m之间），局部地质情况变化较大、走向、倾向长度较短，综合机械化采煤工艺难以发挥其性能。

四、运输条件论证

1、主井提升

矿井目前主井提升系统采用2JK-2/20型双滚筒提升绞车，配2.5t非标双箕斗双码提升，钢丝绳罐道.若采用悬移支架炮采工艺，则主提升系

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统即可满足需要，无需再升级改造。若采用综合机械化采煤工艺主提升系统改造情况如下表：

升级改造项目 提升机 规格型号 现状 更新 2JK-2/202JK-2.5型双滚筒提型双滚筒升绞车 提升绞车 直径20mm 直径26mm 升级改造 费用（万元） 52 工期(天) 备注 30 钢丝绳 15 3 井架 162mm×162mm×5mm5mm无缝无缝钢管焊钢管焊接接而成，高而成，高度20m 度30m TKD-PLC-01 2.5t非标 ZDK-25 3t非标 32 35 电控系统 箕斗 卸载系统 装载系统 供电系统 钢丝绳罐道 绞车强检、准运证 钢丝绳强检 16 12 15 20 40 20 3 2 15 18 12 45 25 15 35 20 222万元 合计费用 2、副井提升

矿井目前副井提升系统采用2JK-2.0/20型双滚筒提升绞车，配0.75t非标罐笼（准乘8人），钢丝绳罐道，作为提升材料和人员上、下井等辅助提升，若采用悬移支架炮采工艺，则副提升系统即可满足需要，无需再升级改造。若采用综合机械化采煤工艺主提升系统改造情况如下表：

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升级改造项目 规格型号 现状 更新 2JK-2.0×2JK-2.51.25型双×1.5型滚筒提升绞双滚筒提车 升绞车 直径22mm TKD-PLC-01 0.75t非标 直径26mm ZDK-25 2t非标 升级改造 费用（万元） 工期(天) 备注 提升机 52 30 钢丝绳 电控系统 罐笼 供电系统 钢丝绳罐道 绞车强检、准运证 钢丝绳强检 15 16 12 40 20 3 2 3 15 15 25 15 35 20 160万元 合计费用 3、井下运输

目前矿井井下运煤系统主要采用机械运输，设备布置情况：工作面安装一部SGB-420/40TX型刮板运输机，工作面运输顺槽安装两部SGB-420/30B型刮板运输机，皮带运输巷安装四部DTL-650型胶带运输机，主井底上仓斜巷安装一部DTL-650型胶带运输机，经上述设备运至主井井底煤仓，再经主井箕斗提升至地面。运输能力约24wt/a。若采用综合机械化采煤工艺需对井下运输系统进行升级改造，若采用悬移支架炮采工艺，则井下运输系统即可满足需要，无需再升级改造。若采用综合机械化采煤工艺井下运输系统改造情况如下表：

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升级改造项目 工作面刮板运输机 运输顺槽刮板运输机 规格型号 现状 更新 SGB-420/40SGD-730/70TX型刮板型刮板运输运输机 机 SGB-420/30SGD-730/70B型刮板运型刮板运输输机 机 TDL-650型SPJ-1200胶带运输机型胶带运输5部 机5部 升级改造 费用（万元） 20 工期(天) 备注 25 20 20 皮带运输巷 200 240万元 90 合计费用 4、井下辅助运输

矿井目前采取人工运送各种物料及设备，若采用综合机械化采煤工艺需重新设计、施工、安装井下辅助运输系统，若采用悬移支架炮采工艺，则井下运输系统即可满足需要，无需再升级改造。若采用综合机械化采煤工艺井下运输系统改造情况如下表：

规格型号 升级改造项目 现状 9mU29型钢支护 9mU29型钢支护 9mU29型钢支护 7mU29型钢支护 9mU29型钢22222更新 12mU29型钢支护 12mU29型钢支护 12mU29型钢支护 12mU29型钢支护 12mU29型钢22222工程量m 70 400 400 50 30 12

升级改造 费用（万元） 45.5 200 200 22.5 19.5 工期(天) 备注 副井底运输斜巷扩修 皮带运输巷 煤柱面下付巷 行人进风斜巷 副井底绕巷

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支护 副井底轨道改造 皮带运输巷轨道铺设 采用18kg矿用轨道 采用18kg矿用轨道 支护 采用24kg矿用轨道 采用24kg矿用轨道 10 40 10 45 537.5万元 合计费用 5、供电系统

王庄矿采用双回路供电，一路来自王庄变电站三板，另一路来自王庄变电站26板，供电电压6KV。地面变电所有S9-800/6变压器一台，S9-1000/6变压器一台，经地面变电所、副井到井下变电所，采用660v电压供电。矿井主扇、主副井绞车、空压机、监测监控、井下供电均实现了双回路分列供电，井下局部通风实现了“三专加两专”供电。供电系统安全科可靠。

井下变电所采用两路MYJV42-3×200+1×120高压电缆入井，井下安装变压器总容量1400 KVA。井下电缆选用MY矿用阻燃电缆。井下中央变电所安装KBSG-500/10型矿用变压器2台，其中一台供主排水泵用电，一台供采区用电；安装有KBSG-200/10型矿用变压器2台，供井下局扇“三专”用电；采掘设备选用QBZ系列真空启动器控制。

若实现综采采煤工艺，需对矿井供电系统进行改造，具体改造情况如下表：

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序项目 号 1 2 3 4 5 6 7 供电线路 变压器 地面变电所 井下变电所 入井电缆 井下供电线路 规格型号 LJW-130型外包铝线 KA-1000 MYJV42-3×200+1×120两趟 5.8 工程量 数量 4000m 两台 1200m 工期投资金额（天） （万元） 30 5 20 50 10 30 30 150 300 100 100 130 150 200 备注 更换变电及配电、开关控制柜等 更换变电及配电、开关控制柜等 1130 综采工作面供电 合计总工期（月） 合计总投资（万元）

6、工作面支护装备投入分析对比论证

工作面支护装备按综合机械化采煤工艺与悬移支架炮采工艺两种不同方式进行对比论证分析如下表：

综合机械化采煤工艺 支架型号 ZF200/17/24(A) 支架数量 投资金额 70 500万元 悬移支架炮采工艺 支架型号 ZH2000/18.5/26.5Z 支架数量 投资金额 85 200万元 另外采用综合机械化采煤工艺需更换现有乳化泵及管路，大约需投资80万元左右，购买目前国内小型采煤机需投资400万元左右。

7、机械化采煤专业队伍建设

矿井要实行机械化采煤，必须加强队伍建设，学习新方法新技术，以适应矿井建设的需要，即便采取走出去、请进来等措施，完成机械化采煤专业队伍建设预计时间大约需要一年左右的时间。 8、矿井通风能力分析论证

矿井通风方式为中央并列式，主(Ф4.5ｍ、ｈ=389ｍ) 、副井（Ф4.5ｍ、ｈ=398ｍ）为进风井，风井(Ф3.5ｍ、ｈ=358ｍ)回风。通风方法为全负压机械抽出式，风井口地面机房安装FBCDZ№15B(2×55KW)型防爆轴

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流式通风机两台，一台工作，一台备用。目前，矿井实际总进风量1216m3/min,总回风1310m3/min，负压410Pa。

采用综合机械化采煤工艺，矿井通风能力明显不足，需要更换主通风机、扩修地面风硐及回风巷道等，具体改造情况见下表：

序改造项目 号 项目名称 现状 1 主通风机 FBCDZ15B(255KW) №×改造后 FBDK№28（2×180kw） 2工程量 数量 投资费用工期备注 （万元） （天） 30 2台 260 2 3 4 7 地面风硐扩修 东翼回风巷扩修 西翼回风巷扩修 6m砌碹 2212m砌碹 20m 2 13 75 75 100 30 50 50 3 9mU29型钢 12mU29型钢 9mU29型钢 12mU29型钢 FBDNo6/2×25KW 22150m 150m 4 局部通风FBDNo6/2机更换及×11KW 线路改造 合计总工期（月） 按平行作业预计需5.4个月 合计总投资（万元） 523 第三节 经济效益分析论证

根据矿井目前现状及目前国内煤炭市场形势，综合分析对比如下表： 按照采用ZH2000/18.5/26.5Z悬移支架炮煤工艺分析表

矿井开采出煤量 31.8wt 目前售价 300元/吨 目前单位成本 257.36元/吨(全部成本) 吨煤收益 42.64元/吨 矿井至闭坑收益 1355.952万元 15

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目前单位成本计算见下表

成本要素 直接材料 直接工资 电力 折旧费 安全生产费用 维简费 可持续发展资金 矿山环境治理保证金 地面塌陷赔偿金 其他支出 修理费 管理费用 财务费用 营业税金及附加 销售费用 总成本 费用 （元/t） 23 115 26 1.5 35 8.5 0.00 5 2.1 1.65 1.2 32.21 0.00 5.2 1 257.36 占总称本比重（％） 9.0 45.6 10.8 0.02 14 3.3 0 1.9 0.01 0.01 0.008 13.3 0 2.1 0.003 100 若实现综合机械化，需要再投资情况如下表：

投资项目 工作面搬家费用增加 主提升系统改造 副井提升系统改造 井下运输系统 井下辅助运输系统改造 矿井供电系统改造

投资金额（万元） 备注 410.4 222 160 240 537.5 1130 综合机械化采煤搬家费用减去悬移支架炮采工艺搬家费用 含供电、井架等项目 含供电、井架等项目 含巷道扩修、设备更换等 含巷道扩修、设备购买安装等 含供电线路、供电设备升级改造等 16

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支护装备费用增加 采煤机械化专业队伍建设 矿井通风系统改造 合计新增加总投资 300 120 523 3642.9万元 综采支架费用减去悬移支架费用 含培训、购买书籍等费用 含通风设备更换、局部通风供电设备更滑、通风巷道扩修等 投资后成本计算见下表：

成本要素 直接材料 直接工资 电力 折旧费 安全生产费用 维简费 可持续发展资金 矿山环境治理保证金 地面塌陷赔偿金 其他支出 修理费 管理费用 财务费用 营业税金及附加 销售费用 总成本 费用 （元/t） 73 145 36 1.5 35 8.5 0.00 5 2.1 1.65 1.2 42.21 0.00 5.2 1 357.36 占总称本比重（％） 20.4 56.34 10.8 0.004 9.8 2.3 0 1.3 0.005 0.005 0.005 11.8 0 1.4 0.002 100

采用综合机械化采煤工艺后经济效益对比表：

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矿井开采出煤量 31.8wt 目前售价 300元/吨 单位成本 357.36元/吨(全部成本) 吨煤收益 矿井至闭坑收益 -57.36元/吨 -1824.05万元 第三章 矿井采煤工艺论证

根据矿井地质、煤层赋存、安全生产各大系统等实际情况，结合国家目前相关要求，从经济效益、安全管理、技术条件等各个方面综合考虑，我矿选择其工作原理与综采支架相同、具备综采支架的操作容易简单、自动化程度高、稳定性较好、移架速度快、支护性能稳定、安全可靠、重量轻、强度高、切顶能力强、结构简单、操作灵活方便、安装拆卸工作量小、对地质条件适应性强、经济适用等优点的悬移支架炮采工艺是比较合理可行的。

一、技术方面

我矿现开采的二1煤层，煤层较稳定，煤层平均厚2.5米。由于工作面走向长度短。且受地质构造影响，上、下付巷坡度变化大。如果采用综采支架支护顶板，矿建工程改造量较大。因此在经济技术指标上是不合理的。经论证后，认为该工作面使用整体顶梁组合悬移支架支护顶板能够给矿井的安全生产带来明显的经济效益。故选择综采不合适。

二、经济方面

综采工艺开采强度大、推进速度快、产量高、普通材料消耗低、整体效益高，但设备前期投入费用高、管理难度大；整体顶梁组合悬移支架炮采工艺设备前期投入费用底、管理难度小。

在当前我国中小型煤矿经济环境下，在全员工效、直接效益、制造成本和产出比等方面，采用整体顶梁组合悬移支架炮采工艺比采用综采工艺高得多，并且整体顶梁组合悬移支架要比综采支架在安装拆卸搬家方面功

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效高的多，对矿井年产量和经济效益指标起很重要的作用。

三、安全方面

整体顶梁组合悬移支架是介于综采支架和单体液压柱之间的中间型支架。其工作原理与综采支架相同，具备综采支架的操作容易简单、自动化程度高、稳定性较好、移架速度快、支护性能稳定、安全可靠。同时，它具有重量轻、强度高、切顶能力强、结构简单，操作灵活方便，安装拆卸工作量小、对地质条件适应性强、经济适用等优点。目前在保证安全同等条件下,矿井选用整体顶梁组合悬移支架炮采工艺是比较合理的。

第四章 论证结论

经过上述技术、经济分析，我矿现开采的二1煤层，煤层较稳定，煤层平均厚2.2米。由于矿井煤层赋存较薄，底板起伏不平煤层倾角比较大（18°～25°），矿井主要进回风巷、运输巷、工作面上下副巷等地点均采用9m2U29型钢支护，如果采用综采支架支护顶板，巷道断面不足，矿建工程改造量较大；煤层倾角大综采支架运输困难，防倒措施难度大，安装使用安全系数在很大程度上降低；受矿井井田范围较小、工作面走向较短、可采储量少等条件限制，造成工作面搬家频繁，工作面搬家费用大大提高，不但制约和影响矿井生产能力正常发挥，而且大大增加了安全生产成本和安全管理环节及难度，安全生产的连续性、稳定性受到严重制约。

若综合机械化采煤工艺造成矿井目前的提升、运输、供电、通风等系统不能与之匹配，需要大约投入3642.9万元对系统进行改造，即便是考虑目前项目平行作业、加强管理推进改造进度等措施，改造工期至少也需要1.5年时间，期间又将增加不少的安全管理费用，最终将矿井可采煤炭采出后，至少造成矿井亏损3000万元以上。

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从安全管理方面讲，目前矿井安全管理人员、施工队伍均从事单体液压支柱安全管理及生产10年以上，严重缺乏综合机械化采煤工艺管理知识和技能，即便是采取走出去、请进来等措施，也势必造成安全管理脱节，增大安全管理难度。

矿井设计生产能力较小，21万t/a，不适宜生产强度大的综合机械化采煤工艺，采用综合机械化采煤工艺，势必造成超强度、超能力违法违规生产行为，违反国务院446号令。

煤层赋存条件差，煤层底板起伏不平，倾角大（18°～25°），综合机械化采煤工艺适应性差，丢失煤炭资源量大，采矸量增加，煤质降低，挑顶卧底工程量大，甚至经常同一工作面内迁巷、搬迁工作面，可能会造成生产成本的进一步提高，使矿井亏损现象更严重。

经过上述分析论证，根据矿井实际情况，结合煤炭市场现状，矿井不适宜采用综合机械化采煤工艺。

第五章 存在问题及建议 1、储量分布

目前，我矿井下剩余保有储量155.36万吨，其中，工业广场保护煤柱储量100.7万吨，51下山储量29.3万吨，52下山储量 25.36万吨。工业广场保护煤柱为永久保护煤柱，51下山储量和52下山储量均为水体下压煤，该储量顶部为原王庄煤矿采空区，且采空区面积较大，积水量较多，就目前我矿现有的开采水平、开采技术条件和经济实力，不可能解放该部分储量。

2、矿井生产系统不完善

巷道布置先天性不足，初步设计时，矿井的主要储量在矿井的西部采

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区，西部采区设计有完善的生产系统，但是，在施工过程中，西部储量大幅度减少，不可能在施工完善的生产系统，造成主要运料系统不完善，虽然我们采取了各种办法，但是，目前，矿井大部分运料还是采用人抬肩扛，如果采用大型机械，井下运输是一大难题。

3、没有优化的工作面布置

目前，我矿外围储量已经采完，剩余可采储量均在矿井工业广场保护煤柱内，为了最大限度保证主井的正常提升，在矿井工作面布置时，只能采用条带开采，非正规工作面开采等。这样布置工作面，限制了矿井采掘机械化的效能使用。

4、矿井服务年限较短

目前，我矿保有储量只有100.7万吨，且为矿井工业广场保护煤柱，属永久保护煤柱，根据我矿采掘接替计划，该煤柱内可布置工作面储量31.8万吨，矿井服务年限为15个月。

5、由于储量较小，工作面布置时走向、倾斜长度短，且受地质构造影响，坡度变化大。如果采用综采支架支护顶板，矿建工程改造量较大。因此在经济技术指标上是不合理的。经论证后，建议工作面使用整体顶梁组合悬移支架支护顶板能够给矿井的安全生产带来明显的经济效益。

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