某煤矿安全改造可行性论证报告.doc

目 录前 言1第一章 企业安全生产现状2第二章 安全生产存在的问题12第三章 企业安全改造总体规划15第四章 安全改造项目技术方案17第五章 申请项目的投资估算及资金筹措方案19第六章 安全改造项目的实施计划及其预期效果21第七章 项目招标内容23附表1、煤矿企业基本情况表附表2、煤矿企业安全投入情况表附表3、国债支持安全改造项目完成情况表附表4、煤矿安全改造项目投资估算表附表5、煤矿安全改造项目投资汇总表- 1 -前 言为贯彻落实国家发展改革委办公厅关于组织开展2011年煤矿安全改造和瓦斯治理示范矿井建设项目前期工作的通知的精神，进一步加强煤矿安全技术改造工作，有效遏制重特大事故，我矿组织有关专家和工程技术人员对矿井在安全生产中存在的问题进行了自查，全面剖析了矿井在安全生产中存在的主要隐患和问题，提出了针对性的整改意见，我矿按照河南省发改委会议精神及煤矿安全改造项目可行性研究报告编制提纲的要求，对我矿申报的2012年安全技术改造项目进行了多种方案的综合比较和投资估算，完成了煤矿2012年煤矿安全改造项目可行性研究报告。矿井设计生产能力30万吨，开采条件复杂：属煤与瓦斯突出矿井；煤尘具有爆炸危险性；煤层具有自燃性，发火期约为6-12个月。瓦斯、煤尘、火灾问题严重制约着矿井的安全生产。矿井安全改造共需资金为4259.4万元，计划申请国家补助1277.82万元，占总投资的30；省级财政配套资金511.13万元，占总投资的12；其余资金2470.45万元由企业自筹，占总投资的58。28第一章 企业安全生产现状一、企业基本情况煤矿为有限公司与有限公司煤矿于2010年6月重组的国有控股公司。原煤矿于2001年7月开始兴建，2006年联合试运转，2007年通过综合验收正式投产，2008年2月新风井开始进行施工，2009年12月主体工程全部竣工。矿井位于鹤壁市和安阳市交界处，南距鹤壁市12km，东北距安阳市约20km，东距京广铁路、107国道及京珠高速约15km，西邻鹤壁矿区煤矿专用线，南邻汤阴鹤壁铁路，北距安阳李珍铁路12km；安阳鹤壁（S303）和安阳马投涧公路从井田内穿过，安鹤公路距矿井井口不足1km，交通运输十分方便。矿井开采山西组二1煤层，煤层厚度4.599.36m，平均7.2m，倾角10-20，属稳定型中厚煤层。煤种为中灰、特低硫、中磷、低水分、中高发热量之贫瘦煤。矿井开拓方式为立井开拓，中央并列式通风，主、副井进风，风井回风。二1煤层瓦斯含量相对较高，原煤瓦斯含量9.71-16.22m3/t，瓦斯压力0.9-1.14Mpa，瓦斯放散初速度p8-10,煤层透气性系数0.6284-0.6831m2/MPa2.d，坚固性系数0.35-0.45，孔隙率4.55m3/t，钻孔衰减系数0.0971d-1，2008年矿井瓦斯相对涌出量为33.76m3/t，绝对涌出量为28.13m3/min，属煤与瓦斯突出矿井；煤尘具有爆炸危险性，爆炸指数为16.03%；煤层具有自燃性，发火期约为6-12个月；矿井水文地质类型简单，现矿井正常涌水量24m3/h，最大涌水量40m3/h。顶板属中等稳定性类。二、煤炭资源和开采地质条件1、资源状况矿井南北长2.7km，东西宽2.1km，面积3.1273km2。设计地质储量3834万吨，可采储量2113万吨，设计生产能力为30万吨/年，服务年限50.3年，目前剩余地质储量2999.43万吨，可采储量1781.25万吨。 2、煤层地质条件、地层本井田被第三、第四系地层所掩盖，据钻孔揭露及煤田地球物理测井证实，地层由老至新有奥陶系中统峰峰组，石炭系中统本溪组，上统太原组，二叠系下统山西组、下石盒子组、上统上石盒子组、石千峰组，新第三系鹤壁组及第四系。、构造安鹤煤田位于太行山隆起带与华北沉陷带之间的过渡带南段，西南与晋东南山字型背斜东翼反射弧相接，构造比较复杂。本井田位于安鹤煤田中部，处于一轴向N35E向北东倾伏的背斜轴部及其东翼。地层走向S75ES，倾向N15EE，倾角425。井田构造以断裂为主，发育着较多的高角度正断层，伴有小型褶曲；构造线展布方向为北东向和北北东向，对二1煤层开采有较大影响。、煤层本区主要含煤地层为二迭系山西组，含煤二层（二1、二2），二1煤层全区发育，普遍可采，为主要可采煤层；石炭系含煤9层，仅一1煤、一2煤可采，目前尚不具备开采条件。二1煤层位于山西组下部北岔沟砂岩与大占砂岩之间，上距大占砂岩和砂锅窑砂岩4.79m和65.41m，下距北岔沟砂岩和L8砂岩5.94m和42.52m。区内20个钻孔穿过该层位，1孔断失，一孔断层带煤之外，18孔全部可采，煤层厚度4.599.36m，平均7.2m，属稳定型煤层，煤层结构简单，少数钻孔含有12夹矸，夹矸厚平均0.34m；煤层直接顶以砂质泥岩、泥岩为主，间接顶板为大占砂岩；直接底板砂质泥岩为主。、水文地质本井田地面为丘陵地形，含煤地层均被第三、四系地层掩盖。自下而上有五个含水层和四个隔水层。分述如下：主要含水层：l、奥陶系灰岩岩溶裂隙含水层据区域资料，奥灰沉积厚度达400-800m。本区钻探揭露最大厚度为59.08m，该层广泛出露于西部山区，其层位稳定，岩溶裂隙发育，有利于接受大气降水和地表水的补给，因而富水性强，水储量庞大，但是富水性并不均一。该层是区域重要含水层，也为本井田一1 1煤层底板直接充水含水层，在局部可以直接补给L2灰岩。在浅部，由于受山前断裂及岩浆侵入作用的影响。使O2灰岩与碎屑岩及岩浆岩接触，形成阻溢型岩溶大泉（如珍珠泉、小南海泉等）。泉水溢出量0.14-13m3/s，水位标高132-139.95m，水质为HCO3Ca或HCO3MgCa型水，矿化度为0.3-0.6g/L，PH值为7.4-7.7，泉水涌水较稳定，仅珍珠泉在1992年以后曾几次发生短期干涸现象。在龙宫勘探区施工中有3个钻孔漏水（1301、07003、0502孔），漏水位置均在奥陶系灰岩顶界以下11m处。0903孔钻进至奥灰顶界面以下11.80m开始涌水，水位高出地面3.75m。据0502孔抽水试验，钻孔单位涌水量0.657Lsm，水位标高137.34m，渗透系数2.276m/d。又据邻区浅部抽水资料，钻孔单位涌水量0.1307-10.351Lsm，水位标高为136.05-139.95m。在矿井生产过程中往往通过断层或隔水层薄弱带产生突水。如九矿1980年12月26日在123工作面回采时，遇NNE向的F913断层（落差仅9.4m)，先行底鼓，随后突水，最大涌水量达4090m3h。总之，该含水层厚度大，出露和补给条件好，岩溶裂隙发育，富水性强，但不够均一，具有比较统一的地下水位，是开采一煤组时为底板向矿坑充水的直接充水含水层；同时为二1煤开采时从底板进水的间接充水含水层，在断裂构造的影响下，可与其它含水层产生水力联系，对二1煤层矿坑造成威胁。2、太原组下段灰岩岩溶裂隙含水层本段厚34.17-57.27m，平均44.77m，其中发育2-3层薄-中厚层状石灰岩，累计厚度7.88-13.48m。其中L2灰岩发育稳定，单层厚度大，一般为5.22-7.88m，岩溶裂隙较发育，但不均一。勘探中未发现漏水现象。据邻区钻孔抽水资料，单位涌水量0.0265-2.328l/s.m，渗透系数0.392-22.85m/d，水位标高133.18-136.29m，水质为HCO3-Ca.Mg和HCO3-Na型水，矿化度为0.50g/l。该含水层补给径流条件好，富水性也较强，但不均一的特征，为开采一l1和一2煤层的顶板直接充水含水层。3、太原组中段砂泥岩隔水层系指L4-L8灰岩之间的碎屑岩沉积，以泥岩、砂质泥岩、粉砂岩为主，偶夹薄层中粗粒砂岩、煤线和灰岩透镜体。厚度一般在65.00m左右，其岩性变化较大，各类岩石硅质成分较高，因而其力学强度也相应较高。该层段厚度稳定，裂隙不发育，透水性差，隔水能力强，是阻隔太原组上、下段灰岩含水层的良好隔水层。4、二1煤层顶板砂岩裂隙含水层由二1煤上60m范围内l-3层中粗粒砂岩组成，厚度4.88-21.52m一般11.00m左右，其中以香炭砂岩和大占砂岩为主。本区勘探中在该段未出现冲洗液漏失现象，邻区钻孔漏失量为1.54-5.4m3/h。说明该段裂隙不发育，富水性弱。据邻区钻孔抽水资料，单位涌水量为0.0074l/sm，渗透系数为0.0126m/d，水位标高为158.18m。另据生产矿井调查资料，大多数矿顶板无水或仅有少量淋水现象，仅王家岭矿因二1煤层之上基岩较薄，且位于善应河及彰武水库附近，故发生过突水淹井事故。该含水层厚度变化大，分布不均，补给条件差，裂隙不发育，富水性弱，为二1煤层顶板直接充水含水层，正常情况下，对二1煤开采影响不大。本矿在开采过程中顶板基本没有含水，为了灭尘还需要从地表输水喷洒，表明该层富水性弱或基本无水。5、第三系砾岩孔隙裂隙含水层本区第三系地层厚度为179.85-237.93m，主要由粘土、粘土夹砾石、砾岩组成，其中砾岩发育有2-6层，统计厚度2.85-46.29m,一般在20.00m左右，其厚度主要受基岩风化面及断裂构造所控制。砾岩层多呈透镜体状，其水源主要接受大气降水及地表水的补给，水量、水位在时空展布中相差较大，也无统一的地下水位。据邻区钻孔资料，钻探过程中，钻孔冲洗液漏失量0-15m3/h，据彰武伦掌区民井调查资料，大口径单井涌水量为20-170m3/h，一般为50-90m3h，水位埋深介于0.5-53.00m，呈季节性变化，年变幅为1-20m。钻孔抽水试验，单位涌水量为0.0211.48l/sm，渗透系数为0.97-6.56m/d，水位标高88-246.40m，水质类型有HCO3-Ca、HCO3SO4CICa、HCO3SO4Ca、HCO3SO4CaNa及HCO3SO4CaMg等型，矿化度0.25-0.98g/L，PH值7.17.5。该含水层富水性较强，但不均一，且有污染现象。因其远距二1煤层，故在正常情况下，对二1煤层开采无直接影响，仅在矿井基建初期，井筒开挖阶段有较大影响。主要隔水层1、本溪组铝土质泥岩隔水层由铝土岩、铝土质泥岩、泥岩、砂岩及砂质泥岩等组成，偶夹薄煤层及灰岩透镜体，其厚度17.99-43.17m，平均为27.56m，厚度较稳定，裂隙不发育，透水性差，为一良好隔水层。在正常情况下，能阻隔O2灰岩水从底板充入一煤组矿坑。2、太原组上段灰岩岩溶裂隙含水层本段由L8灰岩及中粗粒砂岩组成，其中以L8灰岩为主，该层普遍发育，区内有5孔揭穿该层，其厚度1.65-4.88m，一般4.00m左右，勘探施工中未出现涌、漏水现象。北部邻区施工中，0502孔及0903孔曾发生大漏失或不返水，另据邻区抽水试验，钻孔单位涌水量为0.00148-2.751l/sm，渗透系数为0.018-1.5935m/d，水位标高为118.91-149.48m，水质为HCO3-Mg或HCO3SO4-NaMg型水，矿化度0.65g/l。该层岩溶裂隙发育不均，富水性也极不均一，据邻区四矿的开采资料显示，该层段多次突水，最大突水达200m3h。L8灰岩上距二1煤层40m左右，为二1煤层底板直接充水含水层。3、二1煤层底板隔水层为二l煤层底至L8灰岩顶之间的碎屑岩沉积，由泥岩、砂质泥岩、砂岩和薄层灰岩组成，其中以厚层的泥岩和砂质泥岩为主，厚度31.33-63.65m，具由浅至深逐渐增厚的变化趋势。其中泥岩、砂质泥岩厚度大，分布广，隔水性能良好。正常情况下，对L8灰岩水向二1煤矿坑充水有良好的阻隔作用。4、二迭系石盒子组砂泥岩隔水层自二1煤层60m以上至基岩顶界面，厚度294.77-589.75m，岩性主要为泥岩、砂质泥岩、细粒砂岩和数层中粗粒砂岩，该层厚度大，裂隙不发育，对阻止第三系砾岩含水层水向矿坑间接充水有良好的阻隔作用。 断层导水性：本矿以断块构造为主，共揭露断层9条，主要为NE 向高角度正断层，近平行展布，勘探中未发现断层导水，开采过程中也未发现大的涌漏水现象，可以初步判断本区断层导水性比较弱或者基本上不导水。1、井田西北向边界F11落差0-170m，走向北东、倾向北西，致使矿区首采区抬升，使太原组上段和下段灰岩局部同上盘二1、一1煤对接，形成了对上盘的排水、对盘阻水，顺向导水的基本特征，在开采中，局部有涌水情况，但是一般会很快疏干，宏观上可视为一阻水边界。2、井田南东向边界F17及分支断层F17-1 、F17-2呈阶梯状抬升，走向NE，均为高角度正断层，落差50-100m，倾向320，勘探中未发现断层破碎带涌漏水现象，依然可视为对盘阻水，可视为矿区的西北部边界；3、井田西南部边界本矿区毗邻四矿，而四矿是一个具有近50年开采历史的老矿区，目前四矿-250m以上L8灰岩水已疏干，F11、F17等高角度正断层的存在使的整个矿区呈地垒式构造，致使整个矿区抬升，同时由于本矿区处在四矿的深部的老河沟背斜上，形成了一条天然的分水岭，使得矿区本身相当于一个“孤岛”；同时四矿的长期强烈疏干排水无疑相当于一条人工阻水边界；4、矿区北东向为矿区的排水边界矿区的排水方向同区域径流方向基本相同，但是由于整个矿区的抬升，以及三面阻水，反而使得矿区的涌水有了排泄通道，故整个矿区水文地质条件趋于简单。为确保安全，矿井在开采时必须留够断层防水煤柱。矿床水文地质类型：根据煤层赋存条件及其顶底板直接充水含水层的岩性和富水特征，结合生产矿井生产情况，并依据现行勘查规范，将煤矿床水文地质类型进行如下划分：二l煤层顶板直接充水含水层为砂岩裂隙承压水，但富水性极弱，邻区钻孔单位涌水量为0.0074L/sm，渗透系数0.0126m/d，邻区矿井生产中顶板水也极小。底板直接充水含水层L8灰岩，单位涌水量为0.001480.03281/sm，富水性强于顶板含水层，但该含水层与二1煤之间发育有厚度达43m左右的隔水层，正常情况下，不会向矿坑充水。邻区矿井生产中富水性也较弱，补给条件差，以静储量为主，水文地质条件简单。由于区内断层较发育，缩短了二1煤与的距离，特别是当落差达到43m左右时，会导致二1煤层与L8灰岩呈对接状态破坏了二1煤底板隔水层的隔水性能，使L8灰岩水成为向矿坑充水的主要水源，加之含水层埋藏较深水压较高，故将二1煤层矿床水文地质类型确定为三类二亚类二型，即以底板岩溶裂隙水充水为主水文地质条件中等的矿床类型。、瓦斯我矿井瓦斯相对涌出量为33.76m3/t，绝对涌出量为28.13m3/min，经鉴定属煤与瓦斯突出矿井，但矿井未发生过瓦斯事故。随着矿井开采的延深，瓦斯含量、瓦斯压力、绝对瓦斯涌出量逐年增加，煤与瓦斯突出的危险性将越来越大，给安全生产带来严重的威胁。、煤尘与煤的自燃根据煤炭科学研究总院抚顺分院煤尘爆炸性鉴定资料，二1煤层火焰长度为小于50mm，抑制煤尘爆炸的最低岩粉量为20%，煤尘具有爆炸危险性，爆炸指数为16.03%，但我矿未发生过煤尘爆炸事故。根据煤炭科学研究总院抚顺分院提供的贺驼矿井二1煤层自燃倾向性鉴定，二1煤层为不易自燃煤层，但我矿11052工作面于2007年10月份曾发生了煤层自燃事故，后11061工作面相继发生了两次煤层自燃事故，11102工作面也出现过高温点，而且考虑到鉴定取样的局限性及鹤壁矿区大部分矿都有煤层自燃发火史，自燃发火期为612月，因此矿井按自燃煤层管理。、顶板二1煤层直接顶板为砂质泥岩，裂隙发育，易跨落，老顶为细粒长石石英砂岩（大占砂岩），一般厚1.36-18.07 m，平均为7.55m，与二1煤层平均间距为4.79m，微弱含水，属中等稳定性类顶板。随着开采深度的增加，矿井地压增高，巷道变形严重，修复频繁。三、近几年安全投入情况因矿井为2010年6月份新整合矿井，20062010年6月份安全费用提取标准及提取费用、实际使用情况不详，2010年6月份至2011年4月份矿井处于“两到位、五控制”停产阶段，尚未发生安全费用。现在矿井处于隐患整改阶段，严格按照有关规定标准（30元/吨）提取安全费用，用于安全投入。四、近几年安全事故分析近几年来，我矿未发生瓦斯、煤尘、顶板、水灾、提升运输等事故，同时不受冲击地压和热害威胁，但发生了4起煤层自燃或煤层自燃高温点：2007年10月份11052工作面发生煤层自燃；同年11月份11062上顺槽在掘进期间，11061工作面老空区发生煤层自燃；2009年底，11102工作面老空区出现高温点；2011年3月上旬11061老空区发生煤层自燃火点。火灾事故发生后，由于及时采取措施，未造成人员伤亡事故和引发瓦斯、煤尘爆炸事故。从近几年事故情况分析，主要是煤层自燃事故，第一次煤层自燃的主要原因是根据煤炭科学研究总院抚顺分院提供的贺驼矿井二1煤层自燃倾向性鉴定报告，认为二1煤层为三级不易燃煤层，未采取防自燃措施。后两次煤层自燃的原因是矿井处于停工停产状态，超过了煤层自燃发火期。第二章 安全生产存在的问题随着国家、省局新政策、新标准的出台，按照标准要求矿井灾害治理的物资和技术手段还没有跟上生产的发展需要，特别是随着采深的加大，通过此次安全技术“再会诊”自查，仍发现 “一通三防”、瓦斯抽采、防治水、电气等系统方面需要重新完善。一、“一通三防”存在的问题、通风系统1、主通风机选用的是湘潭平安电气公司的FBCDZ系列主通风机，现在运行正常，无备用电机，需要购置两台电机，以作备用。2、矿井使用的局部通风机为FBDNO系列，部分使用年限长，效率低，风量、风压不能满足突出煤层掘进长距离供风的要求。3、随开采深度增加，矿井进、回风巷部分断面小，线路长，供风量不足。、矿井防尘矿井的防尘管路直径多为57mm89mm，且使用时间长，结垢严重，水量供应不足，造成防尘效果不佳，需要对防尘管路进行更新改造。防尘设施落后，数量不足，除尘效果差，没有按有关规定设置粉尘浓度传感器等。按有关规定安设粉尘浓度传感器及自动喷雾降尘装置，并对淘汰落后注水泵等防尘设备进行更新改造。二、瓦斯抽采与利用方面存在的问题1、经2008年焦作科研所测定原煤瓦斯含量9.71-16.22m3/t，瓦斯压力0.9-1.14Mpa，瓦斯放散初速度p8-10,煤层透气性系数0.6284 -0.6831m/Mpa2.d，坚固性系数0.35-0.45，孔隙率4.55m3/t，钻孔衰减系数0.0971d-1。抽放时间为90天时，抽放影响半径为1.6m。2、地面建有瓦斯抽放泵站，泵站内安设2台2BE3-400型水环式真空泵，配备YBK2-315M-4防爆电机，功率132KW，最大气量85m/mim，转速367r/min极限真空度160hPa，敷设200mm无缝钢管。主要带抽工作面上、下顺槽本煤层抽放钻孔，并通过瓦斯抽放管路，把瓦斯直接从井下抽到地面。同时安装2台500kw低浓度瓦斯发电机组，初步实现了瓦斯治理由单纯抽放到综合利用的转变，但随着开采深度的延伸，瓦斯含量增大，地面水环式真空泵不能满足正常瓦斯的抽采、利用。3、井下建有临时瓦斯抽放泵站，泵站内安设2台2BEA303SK60型水环式真空泵，配备YB2-280M-4防爆电机，功率90KW，最大气量60m3/mim，转速550r/min，极限真空度95mmHg，敷设200mm无缝钢管，并由抽放队专门管理。瓦斯抽放泵站内安装有流量、负压、压差、瓦斯浓度、温度传感器、瓦斯浓度监测等装置，主要负责带抽工作面上隅角预埋管和高位裂隙钻孔，抽出的瓦斯排入矿井总风巷，有效防止了上隅角瓦斯超限。4、矿井共有钻机3台，分别为ZDY800型煤矿用坑道钻机（1台）、ZYJ270/170架柱式液压回转钻机（2台），钻孔深度一般为5075m，钻机台班钻孔进尺一般为70m左右，仍有部分钻机型号老、能力小、钻进速度慢正在使用，不能实现深孔、大直径、高效抽放瓦斯措施。抽放管路总长度2660m，直径为8寸的管路共1800m，直径为6寸的管路共860m，由于资金所限，支管路小直径的抽放管没有改造结束，需要继续增补200mm的抽放管，提高抽放系统的抽放能力，保证稳定可靠性。2009年矿井瓦斯抽放总量为167.8万m3，但井下移动抽放泵数量偏少、且系统不完善，需要增补和配套完善，以实现分源抽放、提高抽放效果。三、其它方面存在的安全问题1、矿井防治水排水系统不完善，排水救灾能力不足。矿井设计现有两级排水，井下中央泵房配有5台MD280-659型主排水泵，采区泵房配有3台MD280-435型排水泵，现在无备用排水泵。采区水泵属于直接启动，起动电流大，容易造成停电跳闸现象，需增加水泵软启动装置2套。11采区内外水仓失修严重，造成内外水仓互相导水，不能实现一个水仓正常使用，另一个水仓清淤的目的。2、提升、运输系统矿井现提升、运输系统是原安阳县白莲坡有限公司在2000年由郑州设计院按照30万吨/年产量设计，大部分都是陈旧设备，现需要更新换代，满足矿井今后生产需要，保证矿井提升、运输安全，提升、运输系统主要存在如下问题：（1）部分提升运输设备陈旧老化，需要彻底淘汰更新。（2）井下11采区提升绞车属高耗能串电阻控制绞车，保护装置不齐全，提升能力小，不能满足生产需要。3、紧急避险系统目前矿井只为井下配备了30分钟的自救器，构成了一级避险，无永久的紧急避难硐室、临时避难硐室和救生舱。第三章 企业安全改造总体规划煤矿计划在2011年2012完成安全技术改造总投资4259.4万元。一、通风系统 通风系统主要项目：1、购置两台南阳防爆集团220kw的防爆电机，以作主通风机备用。2、购置井下使用的局部通风机，购置230kw对旋局部通风机6台、222kw对旋局部通风机2台、211kw对旋局部通风机2台。3、矿井主要进回风巷失修严重，需扩修1260m。二、瓦斯抽采及利用瓦斯抽采系统主要项目：井下增加6台瓦斯抽放钻机，其中ZDY4000型4台，ZDY1900S型2台；需施工底板岩中巷掘进720m，钻场36个，钻孔1440个，钻孔深度50400m；煤巷瓦斯抽放巷1536m；购置抽放支管各2000m；2台120m3/min水环式真空泵。三、矿井提升运输系统矿井提升运输系统主要项目有：11采区安装2JKB-21.25/30型提升绞车，安装变频电控装置。四、矿井防治水系统矿井防治水系统主要项目有：购置5台备用水泵；11采区水泵房安装两套软启动装置；整修11采区内外水仓失修巷道。五、紧急避险系统紧急避险系统主要项目有：建设2个永久避难硐室，另外在各采掘工作面布置4套可移动救生舱。 第四章 安全改造项目技术方案根据煤矿安全规程（2011年版）、防治煤与瓦斯突出规定（2009年版）、国家安全监管总局国家煤矿安监局关于印发煤矿井下紧急避险系统建设管理暂行规定的通知（安监总煤装201115号）、国家安全监管总局、国家煤矿安监局关于印发煤矿井下安全避险“六大系统”建设完善基本规范（试行）的通知（安监总煤装201133号）的要求：突出矿井必须要建立健全独立的、可靠的通风系统、监测监控系统、瓦斯抽采系统、防灭火系统、防治水系统、紧急避险系统。建立和完善矿井各系统是矿井安全生产的前提和保障，我矿安全改造项目的技术方案具体如下（详见附表4）：、通风系统（1）、购置两台南阳防爆集团220kw的防爆电机，以备主通风机备用；（2）、更换部分局部通风机，购置230kw对旋局部通风机6台、222kw对旋局部通风机2台、211kw对旋局部通风机2台；（3）、维修主要进回风巷1260m。2、瓦斯抽采系统为推广先进技术，实施深孔长距离抽放，大幅度提高抽放效果，计划购买水力增透系统一套，瓦斯抽放钻机6台，其中ZDY4000型4台，ZDY1900S型2台，需施工底板岩中巷掘进720m，钻场36个，钻孔1440个，钻孔深度50400m，煤巷瓦斯抽放巷1536m。购置抽放支管各2000m，水环式真空泵120m3/min2台。3、防灭火系统为推广先进技术，完善我矿防灭火管理工作，需购进一套注氮设备。4、矿井提升运输系统11采区提升绞车更换成一台2JKB-21.25/30提升绞车，配备一套变频电控装置。5、矿井防治水系统主排水泵房购置3台备用水泵，采区水泵房购置2台备用水泵；11采区水泵房增加水泵软启动装置2套；整修11采区内外水仓失修巷道。6、紧急避险系统建设两个永久避难硐室，其中一个布置在井底运输大巷，另一个布置在-465m水平运输大巷；另外在各采掘工作面布置4套可移动救生舱。第五章 申请项目的投资估算及资金筹措方案一、投资估算范围本次投资估算是煤矿安全技术改造所需资金。二、编制依据及取费标准1、井巷工程参考中国煤炭建设协会2008年1月1日起执行的煤炭建设井巷工程概算定额（2007基价）及煤炭建设井巷工程辅助费综合定额（2007基价）。2、土建工程：采用2001年颁发煤炭建设地面建筑工程概算指标（99统一基价）。3、机电安装工程：采用2001年颁发的煤炭工业机电安装工程概算指标（99统一基价）。4、设备价格：主要采用市场询价，不足部分采用中国建设工程造价管理协会设备价格信息委员会颁发的工程建设全国机电设备2008年价格汇编。5、材料预算价格：采用当地2009年市场价。6、取费依据：执行中煤建协字200790号文。7、其他基本建设费用：参考中煤建协字200790号文，并结合工程实际计算。8、价差预备费：暂不计取。三、估算投资根据设计文件所列工程量及上述编制依据，本次安全改造项目所需的总投资为4259.4万元，其中设备采购费用为2591万元，占总投资的60.8；工程投资1668.4万元，占总投资的39.2。本次安全改造项目按系统划分，投资构成如下：序号系统名称总投资（万元）各系统所占比例（%）1、矿井通风系统92621.742、矿井瓦斯抽采系统1127.826.483、矿井防灭火系统300.704、矿井防治水系统1343.155、矿井运输提升系统1603.766、紧急避险系统1881.644.17合计4259.4100四、资金筹措计划该项目总资金为4259.4万元，计划申请国家补助资金1277.82万元，占总投资的30；地方财政安排的配套资金为511.13万元，占总投资的12，企业自筹资金为2470.45万元，占总投资的58。资金分配计划详见“2012年资金筹措计划表”。2012年资金筹措计划表 金额单位：万元矿井名称项目名称申请中央投资地方配套企业自筹合计煤矿投资比例30%12%58%100%第六章 安全改造项目的实施计划及其预期效果按照本次煤矿安全技术改造的要求，煤矿拟定按以下计划对矿井安全欠账项目进行技术改造。一、项目实施计划2012年完成水力增透设备安装、瓦斯抽放钻机安装，开始对煤层瓦斯进行抽放。2012年完成底板岩中巷抽放巷720m的掘进任务。全液压钻机于2011年10月前完成安装并开始钻孔进行瓦斯抽放，抽放管路于2011年8月前完成安装；矿井主要进回风巷维修于2012年底完成；提升运输系统安装2米防爆绞车于2012年底前完成；通风系统购置主通风机备用电机于2012年6月底前完成；防治水系统购置备用水泵，11采区安装软启动装置于2012年底前完成；整修11采区内外水仓失修巷道于2011年底前完成；紧急避险系统的建设和安装于2012年底前完成。二、项目实施后的预期效果1、矿井通风系统矿井通风系统改造后，保证矿井有独立可靠、合理的通风系统，保证井下各用风地点有足够的风量。2、瓦斯抽采系统实现矿井本煤层抽放与分源抽放和管理，对矿井瓦斯实施抽放，降低瓦斯对矿井安全生产的威胁。3、防灭火系统采用新技术后，达到矿井防灭火目的，保证矿井安全生产。4、矿井提升运输系统提升系统解决设备老化陈旧，性能不完善，消除设备事故率高、维护检修时间长，安全保护设施不完善，提升能力小等缺点，并能达到煤矿安全规程有关规定的要求，使提升系统更加安全可靠，满足生产需要。5、防治水系统解决了排水系统无备用水泵的问题，采区排水系统安装软启动装置消除了水泵直接启动电流过大的安全隐患，11采区内外水仓保持正常使用，保证了排水系统的可靠性、安全性。6、紧急避险系统当矿井井下发生紧急情况时，为遇险人员安全避险提供了生命保障的设施、设备。综上所述，2011年安全改造项目实施后，煤矿安全生产技术装备水平将明显提高，主要生产系统基本达到国家有关规定和煤矿安全规程的要求，“一通三防”治理取得较大成效，矿井排水系统运行安全可靠。为提高煤矿安全生产的保障水平和经济效益奠定坚实的基础。第七章 项目招标内容根据中华人民共和国政府采购法、中华人民共和国招标投标法、国务院办公厅转发财政部关于全面推进政府采购制度改革意见的通知（国办发200374号）文件和中华人民共和国国家发展计划委员会令（第9号），本次安全改造所涉及的建设项目由政府采购和企业自主招标两种方式组织实施。一、招标范围和招标内容1、申请国家补助和省级财政配套部分，由政府组织统一政府采购，投资额1788.95万元，占总投资的42。2、其余企业自筹部分，由煤矿自主招标，投资额2470.45万元，占总投资的58。二、自主招标方式企业自筹部分，根据项目情况，按照国家和省有关规定，确定自主招标。1、评标专家库及评标委员会情况本项目评标委员会由7人组成，由项目法人2人和评标专家5人组成，其中评标专家拟从河南省评标专家库中抽取。2、招标公告发布媒体招标公告拟在河南省政府采购网或中国招标与采购网上公开发布。综上所述，本项目申请主体符合国家支持的企业主体条件，项目内容符合国家产业政策和有关规划，项目实施有利于促进区域经济发展和矿区稳定，有利于老矿区早日摆脱经济困境，有利于增强煤矿安全生产保障水平。本项目建设资金4259.4万元，企业自筹资金2470.45万元，占总投资的58，申请国补资金1277.82万元，占总投资的30，申请配套省级财政资金511.13万元，占总投资的12。目 录1 总 论11.1 项目概况11.2 建设单位概况31.3 项目提出的理由与过程31.4 可行性研究报告编制依据41.5 可行性研究报告编制原则41.6 可行性研究范围51.7 结论与建议62 项目建设背景和必要性92.1 项目区基本状况92.2 项目背景112.3 项目建设的必要性113 市场分析143.1 物流园区的发展概况143.2 市场供求现状163.3 目标市场定位173.4 市场竞争力分析174 项目选址和建设条件194.1 选址原则194.2 项目选址194.3 场址所在位置现状194.4 建设条件205 主要功能和建设规模225.1 主要功能225.2 建设规模及内容266 工程建设方案276.1 设计依据276.2 物流空间布局的要求276.3 空间布局原则286.4 总体布局296.5 工程建设方案306.6 给水工程336.7 排水工程356.8 电力工程386.9 供热工程466.10 电讯工程477 工艺技术和设备方案517.1 物流技术方案517.2 制冷工艺技术方案678 节能方案分析738.1 节能依据738.2 能耗指标分析738.3 主要耗能指标计算748.4 节能措施和节能效果分析769环境影响评价839.1 设计依据839.2 环境影响评价应坚持的原则839.3项目位置环境现状849.4项目建设与运营对环境的影响849.5项目建设期环境保护措施849.6 项目运行期环境保护措施8610 安全与消防8710.1安全措施8710.2消防8811 组织机构和人力资源配置9211.1 施工组织机构9211.2 基建项目部的主要职责9211.3 运营管理9311.4 人员来源、要求及培训9412 工程进度安排9612.1 建设工期9612.2 工程实施进度安排9613 投资估算与资金筹措9813.1 投资估算98投资估算包括建设项目的全部工程，主要内容有：主体建筑工程、道路硬化工程、绿化工程、其他费用及基本预备费。9813.2 资金筹措9914 财务评价10214.1 评价依据及方法10214.2 基础数据与参数选取10214.3 营业收入及总成本费用估算10314.4 利润总额估算10514.5 盈亏平衡分析10514.6 财务评价10615 综合效益评价10716 招投标管理10816.1 编制依据10816.2 招标原则10816.3 招标方案10916.4 评标要点11017 结论及建议11117.1 结论11117.2 建议112