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1、XX煤矿支护改革可行性研究报告第一章 概况第一节矿井简况XX煤业有限公司所属XX煤矿位于贵州省黔西南州普安县楼下镇雨雪村境内，是生产能力6万t/年的合法生产矿井。矿井开采的主要煤层是C17、C19、C24号无烟煤，井田面积1.4331平方公里，设计可采储量为901.12万吨。根据煤炭市场的需求情况和企业发展的需要，2005年委托设计单位编制矿井技术改造开采方案，经贵州省煤炭局关于普安县XX煤矿开采方案设计的批复（黔煤规字2005136号）文的批复，现正在进行30万t/年新系统的技改建设的前期准备工作。第二节 地质情况一、地层井田及其邻近出露的地层有从二叠系下统茅口组至三叠系下统飞仙关组，现从老
2、到新分述如下：1、二叠系（P）1）下统（P1）茅口组（P1m）：出露不全，分布于井田外，在老鬼山背斜轴红岩附近及马鞍山一带有出露。岩性为灰色玄武岩、拉班玄武岩、暗绿色火山角砾岩及凝灰岩。马鞍山附近本组上部夹中厚层灰岩及含灰岩团块，含腕足类及海百合化石。厚度为230m，与下伏地层呈假整合峨眉山玄武岩组是伴随早二叠世晚期东昊运动而发生的大规模基本性熔浆喷溢的结果（华力西期岩浆岩），时代属晚二叠世早期，岩体呈层状分布于含煤地层之下，为含煤岩系的沉积基底，对煤层没有影响主。2）龙潭组（P2L）井田内主要含煤层，为一海陆交互沉积。岩性由灰色、深灰色泥质粉砂岩、粉砂质泥岩、粉砂岩、泥岩、泥质灰岩、煤层及灰
3、岩组成，平均厚230m具水平层理、波状层理、交错层理。组内连续沉积，含煤1025层，一般20层左右，可采煤层5层。与下伏地层呈假整合接触。本组在地表上多为滑坡及第四系覆盖，由于岩石及煤层松软易风化，地形相对平衡。根据岩性及其组合、沉积特征分为上、中、下三段，主要可采煤层分布在上段。上段（P2L）平均厚80M主要以粉砂质泥岩为主，中部19号煤层为主要可采煤层，下部多含植物化石碎片。3）长兴组（P2c）平均厚130m，即BL顶界至12号煤层顶界。岩性以灰色灰岩为主，夹粉砂质泥岩、钙质岩及泥岩，具水平层理。含煤层13层，仅有一层厚度邻近可采。与下伏地层呈整合接触。本组地层在地表上常呈一小陡坎，顶上一
4、小平台。2、三叠系（T）1）下统飞仙关组（T1f）分布于井田外围北部。岩性主要为灰绿色、灰色、紫灰色粉砂岩、泥质粉砂岩、粉砂质泥岩、灰岩等，具波状层理、交错层理。含腕足类动物化石，平均厚组内连续沉积，与下伏地层呈假整合接触。3、第四系（Q）主要为坡积物、冲积物、岩石风化形成的土等，厚020m不等。二、地质构造楼下镇XX煤矿在地质构造单元分区上属扬准地台黔北台隆六盘水断陷普安旋扭构造变形区的黔西南涡轮构造，具体位于该构造单元内的牛角向斜之南西扬起端了附近。褶皱及断裂构造发育。1、褶曲单斜构造是矿区的总体构造格架，岩性主要为二迭系上统龙潭组含煤岩系，岩层产状：倾向150260，倾角913，但在矿区
5、范围内由于受南东侧、北西侧及中产部三条断层的影响，致使单项斜构造被破坏，局部段发生褶曲。2、断层构造F1断层：出露于矿区北西侧小营上一带，地貌上形成沟堑，地表延伸约1100m，呈北东向展布，倾向南东，倾角63，断距50m；两盘均为龙潭组，为正断层。F2断层：出露于矿区中侧小营上一带，地貌上形成沟堑，地表延伸约1300m，呈北西向展布，倾向南西，倾角70，断距6585m；两盘均为龙潭组，破坏了矿区内煤层的连续性和完整性，为正断层。F3断层：出露于矿区东侧，地貌上形成沟堑，地表延伸约1300m，呈北东向展布，倾向北西，倾角2345，断距50m；两盘均为龙潭组，为逆断层。F4断层：出露于矿区南西侧，
6、地貌上形成沟堑，地表延伸约1000m，呈北西向展布，倾向北东，倾角4570，断距50m；两盘均为龙潭组，为逆断层。由于矿区范围内断层构造发育，破坏了区内煤层的完整性。因此，矿区地质构造复杂。三、煤层井田内有煤层数十层，其中设计可供开采的煤层有3层，这3层主要可采煤层自上而下编号为：C17、C19、C24。现将各可采煤层分述如下：1、C17煤层特征是全矿区最主要和产出最为稳定的煤层之一，也是现阶段开采量最大的煤层。C17煤层呈层状产出，产状与围岩一致，倾角一般小于15，多为37。煤层结构简单，一般在煤层中或中上部夹一层厚10cm的炭质页岩、炭质泥岩中含星点状（小量团块状）黄铁矿。煤层最大厚度78
7、m，最小厚度1.85m，一般2.504.00m，平均3.22m。2、C19煤层特征煤层呈似层状产出，厚度1.502.20m，平均1.86m。其产状与顶底板围岩产状基本一致倾角小于15，煤层内部结构简单，为单层煤、常夹有一层厚约8cm的炭质页岩、炭质粘土岩组成和豆夹状夹矸，该夹矸在走向和倾向上延伸一般小于1.52.0m。3、C24煤层特征煤层主要呈似层状，局部呈透镜状产出。煤层产状与围岩一致，倾角10左右。在煤层的中部通常夹一层不稳定和含黄铁矿炭质页岩或炭质泥岩，其厚度小于1.20m。为此，C24煤层在当地有C24上、下煤层之分，煤层厚度1.304.00m，平均厚度2.52m。煤层特征见下表：主
8、采煤层牲特征表煤层名称煤层厚度（m）层间距（m）煤层夹矸数稳定性煤层倾角（度）顶底板岩性最小最大平均顶板底板C171.854.003.2230一层夹矸0.10米左右稳定小于15多为37粉砂质泥岩砂质泥岩C191.502.201.8660一层小于0.08米稳定粉砂质泥岩砂质泥岩C241.304.002.52一层小于1.20米稳定四、煤层顶底板情况本矿可采煤层顶底板完整，节理、裂隙不发育，底板有明显的泥化现象。其稳定性为中等至稳定。现根据矿井及邻矿开采情况简述如下：17#煤层顶板岩性主要为粉砂质泥岩，其次为泥质灰岩、粉砂岩等。底板岩性主要为炭质泥岩、泥岩，其次为粉砂质泥岩、泥质粉砂岩、粉砂岩等。1
9、9#煤层顶板岩性主要为粉砂质泥岩、泥质粉砂岩，其次为泥质灰岩、粉砂岩等。底板岩性主要为炭质泥岩、泥岩，其次为粉砂质泥岩、粉砂岩等。根据本矿的开采及邻矿的开采情况，以上各可采煤层近地表段顶板节理、裂隙发育，见煤后要全支护。五、矿井瓦斯、煤层自燃倾向性、煤尘爆炸性、瓦斯：根据贵州创新矿冶开发有限公司2005年8月的鉴定报告，本矿为高瓦斯矿井，相对瓦斯涌出量为15.88m3t。在开采过程中要加强矿井通风和瓦斯管理，采取有效的瓦斯防治措施，确保不发生瓦斯事故。、煤尘：根据煤炭科学总院重庆分院对XX煤矿C17煤尘爆炸性鉴定报告，本矿C17煤层无煤尘爆炸性危险，本矿对C19和C24煤层的煤尘爆炸性尚未作鉴
10、定，根据相邻矿井开采C19、C24煤层的煤尘爆炸性鉴定结果，C19、C24煤层的煤尘无爆炸性危险，但在开采过程中仍要采取综合防尘措施，使井下巷道空气中的含尘浓度降到安全标准以下，以保证井下作业环境符合规程要求。、煤层自燃：根据煤炭科学总院重庆分院对XX煤矿C17煤层自燃倾向等鉴定报告本矿C17煤层自燃倾向等级为三类。本矿尚未对C19和C24煤层自燃倾向等级作鉴定，根据相邻矿井开采C19、C24煤层的煤层自燃发火倾向鉴定结果，C19、C24煤层无自燃发火倾向，但在生产管理中要注意观察自燃发火征兆，加强管理。同时要加强外因火灾的防治工作。、本区无冲击地压的记录，地温无异常。六、矿井水文地质特征1、
11、各地层含水性简述龙潭组和长兴组：岩性主要由粉砂岩、泥质粉砂岩、泥岩及煤层组。其分布地带多被第四系及滑坡覆盖，地下水补给条件好，出露泉点多，井田内泉点流量小，靠滑坡水补给，动态变化大，主要受大气降水的控制。该组地层含浅部风化裂隙水，愈往深部含水性愈微弱。飞仙关组：岩性主要由层状泥质粉砂岩、粉砂岩及粉砂质泥岩组成。浅部含风化裂隙水，深部局地段含裂隙水。泉点流量受大气降水控制，动态变化大。该段为长兴组的上覆地层，是矿床间接充水的弱含水层段。第四系：井田内有零星公布，有松散的冲积物、坡积物、碎石砂土组成，含孔隙水。泉水流量动态状变化大，主要受大气降水的控制。2、滑坡井田内滑坡发育，规模大、范围广，均为
12、大型、深层滑坡，属切层基岩、碎石土滑坡类型。滑坡体均有泉水出露，为一单独的含水岩体，含裂隙、孔隙水。主要受大气降水的直接渗入部给，透水性好，潜水面随季节性变化大，含水性中等。为矿床浅部充水的主要含水岩体。H1滑坡：面积0.88平方公里，较大流量为0.51.3升秒。滑坡泉水总流量为3.0升秒。3、矿井充水因素分析大气降水、地表水、滑坡水是矿床充水的主要因素，一般沿基岩裂隙渗入矿井，未来可沿采空形成的裂隙渗入矿井。裂隙发育地段矿井充水会有所增大。综上所述，本井田属以大气降水为主要补给来源的裂隙充水矿床，水文地质条件简单，滑坡分布地段水文地质条件相对复杂。 第二章 矿井支护改革的必要性和可行性第一节
13、 矿井支护改革的必要性1、XX煤矿现生产矿井原井下采掘工作面是使用木支架支护。此类支护方式较为落后，坑木消耗量大，巷道维护工作量大，回采工作面生产架设支架及回撤费工，坑木回复用率低，矿井辅助运输工作量大，生产效率较低，不安全因素多。2、木棚支护，此类支护方式巷道支护成本较高，巷道支护后期维护工作量大，维修费用较高。随着森林资源的减少，科学技术的发展和国内其它大、中型煤矿成熟的技术，煤矿井下巷道采用锚喷支护代替木支架支护，回采工作面采用单体液压支柱、金属铰接顶梁支护代替木支架支护，可使煤矿井下巷道、回采工作面支护更安全、可靠。它是使煤矿走向安全、质量标准化矿井的重要途径，从而提高矿井安全生产的综
14、合效益。煤矿井下巷道采用锚喷支护，可以相对减少巷道的掘进工程量，巷道顶板揭露后，及时打上锚杆，把顶板固定在一起，可以阻止顶板早期离层。破碎、易风化围岩，安装锚网后及时进行喷砼进行封闭，可以使巷道围岩抗压强度增强，防止围岩风化脱落，使巷道由支架支撑的被动支护变为由围岩自身强度的主动支护。锚喷支护虽然初期投资大，成本高，但与木支架比较具有强度大、不易腐烂、耐用、维护费用低的特点，为减少坑木消耗，保护环境，提高企业和社会的整体效益，在很多煤矿企业也被广泛应用；随着科学技术的发展，锚喷支护代替传统的棚式木支架是煤炭科学技术发展的必然结果，它是煤矿支护形式上的又一次革命。从提高支护效果、安全性、经济效果
15、上，是当前煤炭工业走向安全高效的有利途径。3、回采工作面使用木棚支护，坑木消耗量大，支护成本高，且木支护回收复用率低，坑木在井下很容易受潮腐烂，给矿井安全生产带来极大的安全隐患。综上所述，XX煤矿进行矿井支护改革是必要的。第二节矿井支护改革的可行性l、XX煤矿可采煤层的顶板岩性主要是粉砂质泥岩，其次为泥质灰岩、泥质粉沙岩和粉砂岩；煤层底板主要为炭质泥岩、泥岩、粉沙质泥岩、泥质粉沙岩等。根据井下施工中揭露的可采煤层顶板为中厚层岩石顶板。巷道围岩稳定状况为：稳定，局部地段较稳定，回采工作面为中等稳定。2、锚喷支护具有明显的技术经济效益，在施工技术上在国内各类煤矿都有成熟的施工安装经验，在施工安装技
16、术上有可靠的技术保障。3、回采面使用单体液压支柱支护，矿井生产安全系数明显提高，且架设、回收方便，支撑力大，单产高，在国内各类煤矿都有成熟的使用经验。、为了解决矿井采用坑木支护的落后支护方式，在二采区技改扩建新系统顺利推行支护改革，保证矿井的安全生产，以及解决巷道维护成本过高等问题，公司领导在2005年7月份组织工程技术人员对矿井支护改革进行论证、设计，并在矿井老生产系统一采区进行推广试验，取得了成功。在生产过程中根据矿井围岩性质及煤层结构特点，在服务年限较长的主要巷道岩巷及半煤岩巷道掘进施工过程中，巷道的永久性支护采用锚喷支护；在煤巷施工中，巷道采用11#矿用工字钢棚架作永久性质支护；回采工
17、作面采用单体液压支柱配合金属铰接顶梁进行支护。在去年第四季度进行了支护改革试验：在生产矿井11702工作面采用单体液支柱、金属铰接顶梁支架进行回采，在井下巷道维护及11703工作面机巷、回风巷掘进施工中采用11#矿用工字钢梯形支架支护，都收到良好的效果：原煤坑木万吨耗已由原来的200立方米降到现在的25立方米，回采工作面单产由原来的月均3000吨提高到现在的月均4500多吨，从去年10月到今年6月底，少使用坑木700多立方米。目前井下生产新施工巷道、回采工作面已实现无坑木支架支护。 综上所述，XX煤矿实行矿井支护改革，永久性巷道使用锚喷支护，回采工作面使用单体液压支柱配合铰接项梁支护，无论在经
18、济上还是在技术上都是可行的。 第三节矿井支护改革的综合评价 l、社会安全效益XX煤矿矿井原使用木棚支护，不仅坑木消耗量大，施工安装、维修及回撤支架费工，体力消耗量大而且还存在严重的安全隐患。矿井进行支护改革后明显减轻工人劳动强度，减小辅助运输和巷道维护工作量，有利于提高采、掘工效和减轻井下辅助运输过程中不安全因素。回采工作面采用单体液压支柱、铰接顶梁支架支护后，有利于回采工作面的顶板控制和正常推进，提高了工作面的支护安全系数和回采工作面的单产。保证矿井回采工作面的安全生产。巷道采用锚喷、采面推广应用单体液压支柱支架支护后，使矿井的坑木消耗大为减少，有利于环境保护。2、技术经济效益分析锚喷、单体
19、支柱支架支护与木棚支护相比，虽然前期投资较大，但其技术与经济优越性还是较为突出的：（1）锚喷支护是主动支护，能加固破裂围岩并提高其残余强度，支护效果好，材料消耗低。 （2）锚喷支护动压适应性强，适用于大变形采动巷道。（3）锚喷支护，支护强度大，巷道维护费用低。（4）单体液压支柱支护能对回采工作面的顶板进行有效控制，回采工作面支架架设、回收放顶速度快，有利于工作面的正常推进和安全生产。第三章 矿井支护方案第一节 矿井支护方式的确定根据本矿井的围岩性质及煤层结构特点，在生产的一采区和准备开工的二采区技改扩建工程施工中，决定在服务年限较长的主要巷道岩巷及半煤岩巷道掘进施工过程中，巷道的永久性支护采用
20、锚喷支护；在煤巷施工中，巷道采用11#矿用工字钢棚架作永久性支护；回采工作面采用单体液压支柱配合金属铰接顶梁进行支护。第二节 巷道锚喷支护参数的选择一、喷射砼厚度：、按冲切破坏作用计算：tKcG/0.75SRl33000/0.75150204 cm、按粘结破坏（撕开）作用计算：t3.65G/S(Rlu)4/3(K/E)1/33.653000/15024/3(0.8102/2.3105)5.5 cm式中：Kc冲切强度计算安全系数，取3.0G危石的重量，3000kgS危石与喷层接触面的周长，150 cmRl喷射砼抗拉强度，2025kg/cm2Rlu容许粘结强度，取2 kg/cm2E喷射砼的弹性模量
21、2.3105K岩石抗拉弹性抗力系数，0.51.2102，取0.8102二、锚杆长度计算：、按加固拱原理计算：锚杆长度：L=N(1.1+W/10)当W 3.0m时（主、副井、风井巷道净跨度为3.0m）L=N(1.1+W/10)1.1（1.13/10）1.54（m）当W 6.0m时（巷道交岔点净跨度为6.0m）L=N(1.1+W/10)1.1（1.16/10）1.87（m）锚杆间距：M0.5L0.51.540.77（m）锚杆直径：d=L/1101.87/1100.017（m）、按悬吊理论计算：锚杆长度：L=KH+l+T2=20.6+0.3+0.1=1.6( m)锚杆间距：M=(Q/KHy)1/2=
22、(6/20.62.5)1/2=1.41( m)式中：W巷道跨度，m； N围岩影响系数，类N 1.1；L锚杆总长度，m；M锚杆间距，m；d锚杆直径，m；K安全系数，取2；H软岩厚度，m；l锚杆锚入坚硬岩层厚度，取0.3m；Q单根锚杆锚固力，吨；T2锚杆外露长度，有托板取0.1 m；y软弱岩层平均容重，2.5吨/米3。根据上述数据，为满足不同断面巷道施工的需要，矿井锚喷支护方案如下：（1）、巷道顶部锚杆选用202000螺纹钢树脂锚杆，锚深1.9 m，锚杆孔径28，每根锚杆采用2支锚固剂，一支规格为K2335，另一支规格为Z2360，锚固长度为1.0m，锚杆托盘采用拱型高强度托盘；（2）、巷道两帮可
23、选用422000管缝锚杆代替，锚杆托盘采用拱型高强度托盘，锚杆孔径38，锚深2 m；（3）、锚杆架设间距一般情况为800800，遇到顶板淋水、裂隙发育顶板破碎时，锚杆间距缩小到600600。（4）、挂6.5钢筋网进行支护，网格为100100；（5）、巷道喷射砼厚度为70。以上支护参数符合锚喷规范的要求。二、施工工艺1、施工机具顶板锚杆孔采用B3(12804113MM)型锚杆钻机打眼和安装，帮管缝锚杆采用7655风动凿岩机钻孔及安装。2、顶板锚杆施工：钻孔 铺金属网装入树脂锚固剂卷及锚杆 连接搅拌器及锚杆钻机 启动钻机搅拌2030秒 卸下螺母和销钉二次升起钻机，旋转至螺母拧紧为止。3、帮锚杆施工
24、：钻孔 铺金属网装入管缝锚杆 风钻换上压管接头 启动风钻借助风钻旋转力和汽推力将锚杆推进压紧托盘。第三节 回采工作面单体液压支柱支护设计 一、回采工作面概况XX煤矿二采区技改扩建工程设计布置二个走向长壁式回采工作面，工作面倾斜长度为80米，煤层厚度为2.34.2米，平均可采厚度2.8米。工作面采用打眼放炮落煤，人工装煤， SGW40T型刮板输送机运煤。回采工作面支护采用单体液压支柱、金属铰接顶梁支架以一梁一柱正悬臂梁的方式进行支护，采用全部冒落法管理顶板。二、工作面支柱选型根据工作面煤层厚度和采高,选用的单体液压支柱型号为DW25-25/100DW31.5-20/100，支柱的最大高度分别为2
25、.5m、2.8m、3.15m，金属铰接顶梁长度为1000mm,在工作面支护时，要根据煤层的采高选用相应高度的支柱。1、工作面的最大采高Mmax 、最小采高Mmin 的确定MmaxHmax-c+b-e=3.150.10.070.1=3.026mMminHmin+ bsa=1.70.07+0.45+0.05=2.276m式中：HmaxDW31.5-20/100支柱的最大支撑高度3.15mHminDW25-25/100支柱的最小支撑高度1.7mc伪顶厚度，根据煤矿回采经验，C17煤层伪顶厚0.1mb预梁厚度；0.07me为了避免支柱在完全受力状态下工作面留的活柱富裕行程，0.1ma支柱卸载高度；C1
26、7煤层取0.05ms顶板在最大控顶距处平均最大下沉量，m由估算S=MminR式中：系数，取0.04 R工作面最大控顶距为4.2m故C17煤层顶板在最大控顶距处平均最大下沉量为0.45m经两式计算：工作面的最大采高为3.02m，最小采高为2.27m。鉴于C17煤层厚度变化较大，煤层平均可采厚度2.80m，当煤层厚度超过3.02m时，采用留底煤开采，当煤层厚度小子2.27m时，采用破底开采或选用其它合适的支护方式。2、回采工作面单体液压支柱、金属铰接顶梁支架支护参数的选择：（1）、顶板分类计划 直接顶分类 强度指数：D=gC、C2=5000.30.25=37.5 式中：S 岩石单向抗压强度。粉沙、
27、钙质泥岩S500kg/m2 C1 -节理裂隙影响系数、 C1=0.3 C2 -岩石最小分层厚度、 C2=0.25 查表：直接顶为2类顶板、中等稳定。 老顶分类 强度指数 KM=h/m=2.6m/2.8m=0.93 式中：KM 强度指数 h 直接顶厚度.h=2.6m M 煤层采高 M=2.8M 老顶初次来压布距C=2550M 查表:老顶为2类顶板,老顶来压明显 (2)、支护密度计算 G=F/(KP)=35/(0.925.)=1.55根/m2 其中:支护强度F=（48）M=52.82.5=35t/m2式中: M工作面采高m ； 顶板岩石容重，t/m3 支撑力利用系数K=0.8支柱额定工作阻力P=2
28、530吨/根,取P=25吨/根根据金属顶梁长度和工作面正常生产所需空间,工作面的支护参数为：工作面支架排距：1.0m 工作面支架柱距:0.6m 工作面最大控顶距:4.2m工作面最小控顶距:3.2m工作面的实际支护护密度为1.59根/m2 ，满足安全要求。工作面支架见“四回一”（3）、工作面特殊支架放顶前在工作面上、下安全出口切顶线内各搭一个木垛，加强对工作面安全出口的支护，在工作面初次来压或周期来压，工作面压力较大时，为加强对工作面的支护，可在切顶线内每隔10架设一个木垛，木垛规格为宽2m，长2.4m,采用方木和上下接触面削平的扁木架设。工作面在放顶前要在切顶排支上戗棚。3、工作面支架数量：
29、工作面长度50米，最大控顶距4.2 m，需要的支架数量:(80 m4.2 m 1.59根/m280)1.2=737 （架）式中：80戗棚数量，1架/米；1.2支架备用系数。二个采面支架数量: 73721474（架）取1500架第四章 矿井支护改革施工工期、投资估算及资金筹措第一节 施工工期及支护投资估算XX煤矿二采区技改扩建工程，计划2006年9月开工建设，基建巷道总工程量4360米，其中岩巷1710米，施工工期18个月（含施工前期准备工作2个月），2008年元月建成投产。巷道的支护方式：主井、副井、风井表土层部分为料石砌碹，其余为锚喷支护；C17、C19煤层井底车场岩石段和排水巷为锚喷支护，
30、煤巷为工字钢梯形支架支护，风井引风道、行人道采用砌碹支护；回采工作面采用单体液压支柱配合金属铰接顶梁支架支护。井巷工程进度表序号巷道名称施工进度(m/月)1岩石巷道802煤层斜巷1503煤层平巷2004半煤岩斜巷120锚喷巷道支护造价表序号巷道名称支护方式巷道断面(m2) 工 程 量 (m)支护单价(元/m)支护投资(元)总工程量锚喷工程量1主斜井挂网锚喷7.1332527512503437502副斜井挂网锚喷7.1331526512503312503风井挂网锚喷7.1347044012505500004C17、C19煤层井底车场挂网锚喷8.6914014014502030005排水巷挂网锚喷
31、7.1343043012505375006联络巷挂网锚喷4.3606075045000合计16102010500锚喷支护施工、检测专用机具投资计算表序号名称型号数量单价（元/台）金额（元）备注1锚杆机MQT-854台20000800002砼喷射机转子型4台10000400003锚杆测力计YZS-2002台7500150004钻孔应力计ZYJ-252台6000120005锚杆拉拔计MLG-300/1002台8000160006合计163200回采工作面支护投资计算表（两个工作面）序号品名数量单价金额(元)备注1单体液压支柱1500根975元/根1462500型号：DW25-25/100DW31.
32、5-20/100，2金属铰接顶梁1500根250元/根375000型号：HDJA-10003乳化泵站2套85900元/套1718002泵1箱，型号：泵XRB40700，箱XRXT4高压输液胶管2套32000元/套640005单体液压支柱三用阀试验台套90000元/套90000规格060Mpa，含1泵1箱泵站，型号：XRB40700，6保压架套21000元/套21000自制30位7压力计30台700元/台210008合计2205300从投资计算表统计，XX煤矿二采区技改工程支护改革共需投入资金437.9万元，其中锚喷支护投资201.05万元，锚喷专用施工、检测机具投资16.32万元，回采工作面支护投资220.53万元。第二节资金筹措矿井支护改革总投资437.9万元，向上级政府煤炭主管部门申请煤矿支护改革资金补贴100万元，其余部份由矿自筹资金解决。
