新疆烏蘇四棵樹煤炭有限責任公司七號平峒采煤方法改造

新疆烏蘇四棵樹煤炭有限責任公司七號平峒采煤方法改造

可行性研究報告

新疆烏蘇四棵樹煤炭有限責任公司
2005年8月2日

目 錄
一、項目名稱、項目承擔單位…………………………………1
二、項目工作範圍及起止時間…………………………………1
三、項目立項依據，以往工作03manbetx ……………………………1
四、項目類型……………………………………………………3
五、項目實施意義、目標和任務………………………………3
六、技術路線、方法、工作標準和實施方案…………………3
七、預期成果及效益03manbetx ………………………………………33
八、經費預算及配套資金來源…………………………………40
九、項目實施中存在的不足和實施後可能對環境、經濟可持續發展造成的影響…………………………………………………41

附：烏蘇四棵數煤炭有限責任公司有關情況

一、項目名稱、項目承擔單位
（一）、項目名稱：
新疆烏蘇四棵樹煤炭有限責任公司七號平峒采煤方法改造
（二）、項目承擔單位：
新疆烏蘇四棵樹煤炭有限責任公司

二、項目工作範圍及起止時間
（一）、項目工作範圍
完成一個綜采放頂煤工作麵的井巷工程布置和綜采放頂煤工作麵的設備布置與安裝。
（二）、項目起止時間：
項目從2005年10月1日開始實施，預計於2006年9月30日竣工。

三、項目立項依據，以往工作03manbetx
（一）、項目立項依據：
1、原自自治區有關部門批準的《新疆烏蘇縣四棵樹煤礦七號平峒生產地質報告》（精查)、《新疆烏蘇縣四棵樹煤礦七號井擴建工程初步設計》：
2、自治區經濟貿易委員會新經貿投函[2002]304號“關於烏蘇市四棵樹煤炭有限公司七號平硐技術改造項目可行性研究報告(代項目建議書)的批複”：
3、自治區煤炭工業管理局新煤規發[2002]212號“關於烏蘇四棵樹煤炭有限責任公司七號平峒技術改造立項的批複”；
4、《煤炭工業礦井設計規範》、《煤礦安全01manbetx 》[2001]《煤礦救護01manbetx 》；
5、國家其它現行有關煤炭工業建議的技術，經濟政策和法律法規；
6、中華人民共和國財政部《關於組織申報2005年度礦產資源保護項目經費及礦產資源補償費征收部門補助經費的通知》
7、新疆維吾爾自治區財政廳，新疆維吾爾自治區國土資源廳“關於轉發《關於組織申報2005年度礦產資源保護項目經費及礦產資源補償費征收部門補助經費的通知》的通知”
（二）、以往工作03manbetx
七號平硐1986年投產，設計生產能力15萬t／a，平硐開拓，1992年進行了年產30萬t／a規模的擴建工程，礦井現生產規模為3O萬t/a。經自治區煤炭工業管理局以及自治區經貿委批準，礦井目前正在進行45萬t/a的技術改造。
七號平硐建成投產後，一直在煤層厚度為14米左右的A5煤層開采，采煤方法為滑移頂梁放頂煤采煤法和巷柱高落式采煤法。喇嘛廟河以西的A5煤層即將回采結束。現將進入A3煤層開采，A3煤層厚度隻有6---7米，頂板極易垮落，如在用巷柱高落式采煤法回采，采區回采率隻能達到20%左右，且不利於安全生產，有必要進行礦井的采煤方法技術改造工作。
四、項目類型：
該項目為新開項目，但主要井巷工程和部分設備均使用原有工程和設備。本次隻需布置一個回采工作麵和購置安裝綜采放頂煤支架、前後部刮板輸送機，采煤機、轉載機、順槽皮帶運輸機等設備。

五、項目實施意義、目標和任務
（一）、項目實施意義
七號平峒原用巷柱高落式采煤方法采區回采率僅為30%左右，且存在采空區（老塘）通風、空頂作業等諸多的安全隱患，既浪費資源又不利於安全生產。采煤方法改革後，不僅可以提高采區回采率，而且還可以改善安全生產條件。因此，實施該項目的意義十分重大。
（二）、項目實施的目標和任務
1、采區回采率由目前的30%提高到75%。
2、礦井生產能力由目前的30萬噸/ a，提高到60萬噸/ a。
3、全員工效由1.9噸/工日提高到6噸/工日。
4、改善安全生產條件實現安全生產。

六、技術路線、方法、工作標準和實施方案。
（一）井田概況及地質特征
第一節 井田概況
　 交通位置：新疆烏蘇四棵樹煤炭有限責任公司七號平峒位位於烏蘇市西南58Km處，地理坐標：東經84°20´29"-84°22´25"；北緯44°8´33"-44°9´58"。礦區北距烏伊公路28Km，有柏油公路直達礦區，交通方便。
地形地貌：四棵樹礦區位於天山北麓低山丘陵地帶．整個礦區呈南高北低、西高東低的地形地貌景觀，井田位於礦區中部，地形以低山丘陵為主，海拔高程1400m以上，相對高差１００m 左右。
河流：礦區東部有四棵樹河，河穀寬達１００m，水麵寬達１０－１５m，７～８月流量最大，流量為２７.２－２９.３m3/s,3～4月為枯水期，流量為2.24-2.27m3/s,年平均流量9.14m3/s，曆年最大流量487m3/s．最小流量0.35m3/s．年徑流量2.89億m3。井田中部有喇嘛廟河穿過井田，流量僅為0.08-0.13m3/s，是礦區附近居民用水的主要來源。此外，在礦區中部，南北大溝尚有泉水彙集的東西向小溪，，流量0.006-0.025m3/s。
氣象及地震情況：礦區屬大陸性氣候，冬季寒冷，夏季炎熱。6～8月氣溫最高．最高極端氣溫達39 5"C．12月至次年2月氣溫最低．最低極端氣溫為33 5℃。日溫差最大可達30T2，平均13"C。雨季為6～8月，常伴有暴雨夾冰雹，年平均降水量為245 6m達426 2ml，年平均蒸發量為1836 5mm結凍期為每年11月中旬至翌年3月，最大凍土深度約1 5m，平均積雪厚度500mm．4月份開始解凍。
礦區處於博洛地震帶上，據新疆地震局資料，1930年0年的60年間礦區及相領礦區共發生大於NSI 7級以上的中強震12歡，其中大於NS6級以上5次+NS7級以上地震1次，震中位置距礦區不超過75km，屬地震多發區。根據《中國地震動參數區劃網》(GBl8306--2001)，該區地震動峰值加速度為O.2g，地震動反應譜特征周期為0.4s。對應的地震基本烈度為Ⅷ度
區內工業以煤礦為主，年總產煤量30餘萬噸，礦醫東部四棵樹河上遊建有烏蘇水電站和火力發電廠，是烏蘇市主要電力基地，總裝機容量1.26萬千瓦．礦區南部高山地帶有茂密的原始森林，以紅鬆、雲杉為主，是良好的建築及坑木用材。礦區糧、油、蔬菜主要靠烏蘇市供應。
礦區內礦井：
七號平峒：1986年投產，年產15萬噸，平峒開拓，現開采A3煤層，開采水平為1434-1542m，礦井采煤方法當前采用品字形巷柱式采煤法和滑移頂粱放頂煤采煤法。
五號平峒：1976年投產，平峒開拓，現開采A5、A3煤層，開采水平1542m以上，采煤方法采用品字形巷柱式采煤法。
一號斜井：位於七號平峒井田範圈內，1965年投產，斜井開拓，年產3萬t．開采水平1430-1477m，1976年因采空區與地表塌通，漏風產重，采空區煤炭自燃發火無法控製麵停產，現地下潛流將井巷淹沒．水從斜井口流出．對五號平峒技術改造沒有影響。
夾皮溝一號平峒位於七號平峒井田西側，1965年建井，主要開采A3、A5煤層，采空區煤炭自燃發火引起瓦斯爆炸，於1984年停產。對七號平峒技術改造沒有影響。
三號井：1964年建井，平峒開拓．開采礦區向斜北翼B組煤，對七號平峒技術改造沒有影響。
水源：礦井供水水源取自七號平峒西南約2 4km的喇嘛廟河河床內，取水方式為巷道取水結台截水壩。
電源：煤礦的工作電源取自距煤礦7.8km處的紅山火電廠，火電廠裝機容量2× 3000kW，升壓站主變壓器為2× 4000kVA，電壓6.3kV，該火電廠通過烏蘇電網與新疆主網聯網。煤礦的備用電源取自相距7.2km處的一級水電站，裝機容量為2× 3000kW，該水電站與紅山火電廠聯網並通過烏蘇電網與新疆主網聯網。

第二節 地質特征
一、地質構造
四棵樹煤礦位於天山摺皺帶北緣西段的山前拗陷地帶，礦區主體構造為四棵樹向斜，向斜南翼平緩，有波狀起伏現象，傾角5°-20°，北翼陡立，傾角50°-60°，主體構造西南部和東北部有次一級短軸背、向斜及鼻狀構造．礦區斷層有F1，F2，F3，F4。井田位於四棵樹向斜南翼中偏西部位位，呈北東向傾斜的單斜構造，無較大起伏和斷裂，產狀變化不大，在Ⅻ線至Ⅴ線之間，地層傾角變陡{55°-38°}，為夾皮溝箱狀構造南翼，此構造向東逐漸消失。
井田所見地層有下侏羅統八道彎組{J1b}、三工河組{J1s}、中侏羅統西山窯組{J2x}、頭屯河組{J2t}地層，現由老到新敘述如下：
1.下侏羅統八道彎組{J1b}
本組地層主要分布在四棵樹向斜兩翼，是井田主要含煤組段，為一套河流相、河漫相、湖沼相以及泥炭沼澤相沉積。下部以細礫岩、砂岩為主，夾粉砂岩、泥岩、炭質泥岩及薄煤層，上部以細碎屑岩為主，即粉砂岩、粉砂質泥岩夾薄層礫岩、炭質泥岩及煤層，為八道灣組主要含煤段，共含煤11層，地層厚239 一274米，與下伏地層整合接觸。
2、下侏羅統三工河組{J1s}
本組地層主要出露在向斜兩翼及西南部小背斜軸部，為一套深水湖相為主的細碎屑岩沉積，岩相穩定，岩性單一，顏色分明，是上覆西山窯組與下伏八道灣組明顯的分組標誌，總厚87.6一264．34米，根據岩性組合特征分為上下兩個岩性段，下段為灰黑色泥質粉砂岩夾泥岩、灰黑色粉砂質泥岩互層，間夾薄層菱鐵礦，與下伏地層整合接觸，上段為黃綠色、灰黑色砂質泥岩與泥質粉砂岩互層，局部夾砂礫岩，炭質泥岩及煤線，地層厚約6 O米，與下段連續沉積。
3、中侏羅統西山窯{J2x}
該組主要分布在向斜軸部兩側。由粉砂岩．砂質泥岩夾砂岩、礫岩、炭質泥岩及煤層組成，以中上部一層砂礫岩或細砂岩，將本組為分上含煤段和下不含煤段。下不含煤段主要由黃綠色、灰綠色的泥質粉砂岩、粉砂質泥岩夾細砂岩，中一粗砂岩薄層組成的淺湖相一河流相沉積，在向斜南翼上部夾2—3層不穩定劣質煤，地層厚67．10一88．02米，向斜北翼地層中砂體層數增多，厚度增大；不含煤層，地層厚60-90米，與下伏層整合接觸。上含煤段為西山窯組主要含煤段，向斜南翼岩性以灰白色泥岩以及薄層菱鐵礦、炭質泥岩和煤層組成。低部以砂岩體較厚、層數較多為特征，含煤6—12層(B1-B6)，地層厚度82.85-139.05米，向斜北翼由兩個不明顯的沉積旋回組成，岩性以礫岩、砂礫岩夾粉砂岩、砂質泥岩，含煤1—2層，地層厚99．6—104.5米。與不含煤段連續沉積。
4、中侏羅統頭屯河組{J2t}
該組分布於向斜核部，其岩性、岩相與區域地層一致，據上下岩石色調和粗細的不同分為上下兩段。下段以粗碎屑岩為主、為灰黃色砂岩、礫岩夾泥質粉砂岩及菱鐵礦。向斜南翼厚149.60-190.46米；北翼厚112米左右，與下伏地層整合接觸；上段以細碎屑岩為主，灰綠、黃綠、紫色泥質砂岩及灰色泥岩夾礫岩，含砂礫岩夾煤線。底部為黃色粉砂岩夾粗砂岩、礫岩，向斜南翼厚102—295米，北翼厚80餘米，與下段連續沉積。．
二、井田構造
七號平峒井田位於烏蘇市四棵樹向斜南翼中偏西部位，含煤地層走向沿南東一北西方向展布，主要為北東向傾斜的單斜構造，井田範圍內構造簡單，無較大起伏和斷裂。沿走向和傾向產狀變化不大，傾角8°-11°左右，均屬緩傾斜範疇。
三、水文地質
井田內共有5個含水段與1個隔水段，敘述如下：
l、八道灣組含水段(I含水段)以礫、砂質岩層為卡，成層較好，孔隙、裂膝較發育，總厚239~-252m，其中含水屋厚20.33～110.69m水頭高度4.29~22.3lm，孔口最大流量0.1999L／s，單位湧水量0.0015~0.0092L／s m，滲透係數0.0052~0.033m／d，為弱富水段，該含水段接近地表部分風化裂隙較發育，強風化帶厚約30m，分布在喇嘛廟的砂礫岩下，泉流量達1.35～7.43L／s，為中等富水含水層，含水層下部底界有較厚的泥質粉砂岩及泥岩層，隔離了下覆三疊係含水層．構成了良好的承壓水儲備條件。
2、二上河組泥岩、柑砂岩層隔水層(11隔水段)隔水層厚88～256m，富水性差，單位湧水量僅為0.00271L／s m．基本隔絕了垂直入滲水向八道灣組水段的補給。
3、西山窯組孔隙、裂隙層間承壓含水岩組(Ill含水組)：主要分布於向斜南翼，由礫岩、怩質粉砂岩央礫岩、煤組成水位埋深l.46~22.86m，單位湧水量0.00067一0. 00852L／sm，滲透係數0. 0016～0. 0276m／d，屬富水極不均勻的弱含水層。
4、斜核部，由砂岩、礫岩構成，水位埋深18.33~-24.14m，鑽孔單位湧水量0.0088~0.0146L／s m，滲透係數0. 0010~-0 .0436m／d，為富水性不均的弱富水含水層。
5、燒變岩孔隙、裂隙含水岩組(V含水組)：以A5，A3煤層淺部燒變岩為主，西部燒變岩含水組同喇嘛廟河衝積含水層相瓦疊置，構成統一的含水體係，含水層厚24. 86m，水位埋深13. 81m，鑽孔單位湧水量0 .71 36～1 .0622L／s m，落透係數3 .7742m／d，是礦區強富水的含水層。
6、第四係喇嘛借河衝積層孔隙潛水岩組(VI含水帶)；由漂礫、礫砂層組成，層厚9. 94~30. 04m，水位埋深9. 51～16. 43m，單位湧水量0. 0064~0 .137L／s m，滲透係數0. 0222～0 .2048m／d。
7、一號斜井，已停采多年，地下水早已由天然流轉變為人工流場，其轉換過程：地表水—衝洪積層孔隙潛水——風化裂隙或燒變岩潛水—八道灣組含水的層間孔隙、裂隙水—礦井水。其總補給源來自喇嘛廟河的地表水。
五號井排水量變化與降水關係密切，其豐水期在8月份，較降水期滯後1~2個月。枯水期在5月，較降水期滯後6個月。表現出短期集中補給，長期緩慢消耗的特點，由於采煤塌陷區在喇嘛廟衝積層中，形成充水“天窗”，因此存在洪水灌人淹井的潛在威脅。五號井屬水文地質條件中等的裂隙水直接進水型礦井。
由於五號井的截流作用，七號平硐排水量較小，動態升降幅度小，但西采區必須留設保護煤柱，以防止井巷與v、Ⅵ含水段強風化帶溝通，引起突水02manbetx.com 。七號平硐為水文地質條件簡單的裂隙水間接進水型礦井。
七號平硐水對混凝土無侵蝕性，五號平硐水對混凝土有結品性侵蝕。經計算七號平硐一采區湧水量為107.67m3／d，最大湧水量170.4 m3／d：二采區正常湧水量約96.16 m3／d最大湧水量131.50 m3／d：三采區正常水量為428.22 m3／d，最大湧水量632.87 m3／d

（二）、煤層、煤質開采技術條件
第一節 煤層及煤質
1、煤層
井田內共含煤11層，總厚12 .57—31.41m，平均21.99m，其中可采和局部可采6層，自下而上編號為A3、A3、A4、A4、A4、A5，可采總厚9.58—29.33m，平均19.45m。
主要可采煤層2層為A3、A5。
A3煤層厚度為0 .85～17.4m，平均1l. 00m，傾角5°～29°。A5煤層厚度為3.99～15.40m，平均6.11m，傾角6°～24°。
井田西部煤層較厚，東部煤層較薄．淺部煤層多且厚，深部煤層少而薄。
2、煤質
A3煤層：黑—灰黑色，條痕為深棕黑色，具玻璃及油脂光澤，比重小，致密，脆度大，硬度小，斷口具貝殼狀，節理發育。煤岩組以亮煤為主．夾暗煤條帶，屬、半亮型煤。煤質牌號為41#長焰煤。
A5煤層：黑色，條痕為黑——褐色，條帶狀結構，大部分為油脂光澤，少部分為玻璃光澤，斷口多平坦狀，次為貝殼狀，少數為參差狀，節理不發育，比重中等，煤質較致密．堅硬。煤岩組以亮煤為主，夾少量暗煤段絲炭條帶．屬半亮型煤。兩煤層炭元素含量一般為75％～76％，氫元素含量一般為5％～6％，含最穩定，水分與揮發分值較高，灰分中等，膠質層厚度為零．發熱量一般在29.3MJ／kg以上。其中揮發分值一般在45％～50％，全硫含量0.24 %～O.29％，A5煤層磷含量0.07％，灰分12％～16％．煤層屬中灰—低灰、特低硫，中磷——特低磷的4l#長焰煤。
第二節 開采技術條件

一、煤層頂底板
A3煤層：
頂板為泥質粉砂岩、砂礫岩，根據實際開采狀況觀測分析，該煤層頂板破碎，較不穩定。
底板為泥質粉砂岩、粉砂岩、細砂岩。
A5煤層：
頂板為泥質粉砂岩、砂岩，較為穩定。
底板為泥質粉砂岩、砂岩。
二、瓦斯
礦井屬低沼氣礦井，據現有生產礦井資料，開采井田深部及井田西翼A5煤層時，鑒定瓦斯相對湧出量3.19m3／t，A3煤層鑒定瓦斯相對湧出量6.17m3／t.
三、煤塵
A3煤層煤塵爆炸性指數61.7%，A5煤層煤塵爆炸性指數60.47%，各煤層均具有爆炸性。
四、煤的自然
各煤層均有自燃傾向．自燃發火期3～7個月．煤塵有爆炸性。井下地溫不高，無地溫異常現象。
第三節 儲量
根據新疆地礦局地質九大隊提交的礦井生產地質報告(精查)，四棵樹煤礦七號井設計利用儲量3867.4萬t，由於回采率較低(但為45％)，資源浪費十分嚴重至目前為止，已開采範圍的儲量損失達1225.37萬t．剩餘地質儲量為3052萬t.

（三）采煤方法
第一節 采煤方法的確定
一、采煤方法的比較
根據本礦井主要可采的A3、A5煤層賦存條件和開采技術條件，礦井生產能力，設計經多方案比較後推薦以下兩種采煤方法進行技術論證：懸移頂梁液壓支架放頂煤采煤法、輕型液壓支架綜合機械化放頂煤采煤法。
1、懸移頂梁液壓支架放頂煤采煤法
首采工作麵布置在現A3煤層+1458m水平運輸巷至A3煤層該運輸巷上部采空區之聞，工作麵長度80m。
工作麵支護采用XDY-1TY型懸移頂梁液壓支架，工作麵開幫采用煤電鑽打服，爆破落煤，SGB420／30型刮板運輸機運煤，工作麵後部放頂煤采用SGB一620/140型亂板運輸機運輸，工作麵上部鋪金屬網。
A3煤層首采工作麵煤層厚度7.5m，采用放頂煤一次采全高采煤法。A5煤層厚度14m，為提高回采率，采用先采頂分層(2m)，在頂分層底板鋪設金屬網假頂，底分層一次采全高采煤法。
工作麵開幫進度0.65m，循環進度l.3m，一日一循環，循環率0 .8。采A5煤層時工作年生產能力36.1萬t。
2、液壓支架綜合機械化放頂煤采煤法
工作麵支護采用ZF4400／17／33型放頂煤液壓支架， MG150/375一W型雙滾筒采煤機、前部SGZ-764/320刮板運輸機運煤，後部SGZ-764/400刮板運輸機運煤，A3煤層首采工作麵煤層厚度7.5m，采用放頂煤一次采全高采煤法。工作麵采煤機斜切進刀0.6m，循環進度1.8m，一日1.5個循環，正規循環率0.8.采A3煤層時工作麵年生產能力可達60萬t。
上述兩種采煤方法優缺點比較如下：
1、懸移頂梁液壓支架放頂為煤采煤法
優點：
(1)、采區工作麵設備投資低。
(2)、對工人技術水平要求較低。
缺點：
(1)、工作麵生產能力僅為綜合機械化采煤工作麵的約50％，井下需布置2個回采工作麵同時回采才能滿足礦井生產能力要求。
(2)、工作麵工人打眼放炮、攉煤、移架等工作勞動強度較大。
(3)、煤層有自然發火危險，工作麵推進度較慢，易造成采空區發火。
(4)、兩個工作麵同時生產，工作麵生產工人多。井巷工程量太，施工期長，礦井生產、通風等管理困難。
(5)、礦井生產噸煤成本較高。
(7）工作麵安全性較差。
2、綜合機械化放頂煤采煤法：
優點：
(1)、工作麵生產能力高，礦井投產一個工作麵即可滿足礦井產量要求。A3煤層為60萬t /a，隻布置一個回采工作麵即能滿足礦井生產能力要求，並有增產的能力。
(2)、工作麵采煤機進行采煤、裝煤，液壓支架可自行前移．工人勞動強度較低。
（3）、工作麵推進速度快，可有效防止采空區發火。
(4)、礦井實現高產高效、集約化生產，噸煤成本低，一個工作麵的生產、通風等管理較為簡單、容易。
(5)、工作麵工人在液壓支架下進行操作，安全性好。
缺點：
(1)、工作麵設備投資高。
(2)、對工人的技術水平要求較高。
通過國內10餘年的煤礦生產實踐證明，綜合機械化放頂煤開采技術是我國特厚煤層開采中可實現高產、高效，低耗和安全生產的最有效技術途徑，巳成為今後煤炭開采技術的發展方向。
由於綜合機械化放頂煤開采技術直接成本低(比高檔普采可降低35％)，回采工效高(比高檔普采可提高80％)，回采率高(采區回采率85％以上)，可有效預防頂板02manbetx.com ，經濟、社會效益顯著，是近年來國內大中型礦井推廣采用的主要采煤方法。
綜上比較，為提高新疆地方國有煤礦的機械化開采水平，體現礦井開采的高技術含量．建設高產高效的現代化地方國有煤礦，提高礦井經濟效益，設計推薦采用液壓支架綜合機械化放頂煤采煤法。

第二節 主要設備選型
一、液壓支架選型計算
根據該礦井滑移頂粱液壓支架放頂煤回采工作麵壓力測試，放頂煤工作麵在A5煤層中開采時工作麵壓力最大，液壓支柱在工作麵正常開采時測定的平均壓力為280KN，最大壓力為330KN。支架控頂麵積4.2 x 0.6m2。。則工作麵支架壓力為：
F平均=280×4=1120(KN)
工作麵支護強度為：
P平均=1120÷(4 2×0 6)=0.44（Mpa）
工作麵支架最大壓力為：
F最大=330×4=1320（KN)
工作麵支護強度為
P最大=1320÷(4 2×0.6)=0.52(MPa)
設計以礦井原滑移頂梁液壓支架放頂煤采煤工作麵壓力測試結果，作為設計采煤工作麵支架選型的依據。通過對不同放頂煤液壓支架比較．結合四棵樹煤炭有限責任公司煤層地質條件，最終選擇了重慶生產的ZF4400／17／33型放頂煤液壓支架。支架技術參數如下：
（1）、架型：支撐掩護式低位方頂煤支架
（2）、支架高度：1.7—3.3m
（3）、支架寬度：1.43--1.6m
（4）、支架中心距：1.5m
（5）、初撐力：3958KN
（6）、工作阻力：4400kN(P=35MPa)
（7）、支護強度：0.75MPa
（8）、對底板比壓：（平均值）1.5MPa
（9）、泵站壓力：31.5MPa
（10）、操縱方式：本架操縱
（11）、支架總重：16.2t
二、工作麵采煤運輸設備
工作麵采用ZF4400/17/33型基本架80架。
前部刮板輸送機為SGZ764/320型中雙鏈刮板輸送機，後部刮板輸送機為SGZ764/400型中雙鏈刮板輸送機。
采煤機MG150/375--W型雙滾筒采煤機
皮帶輸送機型號：SSJ1000/2×75　　
采用SZZ800/250型中雙鏈刮板轉載機及PCM160型輪式破碎機。
采用WRB200/31.5A型乳化液泵兩台，並配備RX200/16A型乳化液箱組成相應的乳化液泵站。

第三節 采區巷道布置及裝備
工作麵位於+1434水平運輸大巷以北，喇嘛廟河以西地段，綜采工作麵走向長1200米，傾斜長120米，上、下順槽及開切眼沿煤層底板布置。
上順槽為軌道運輸巷（鋪設18Kg/m鋼軌），作進風巷道，采用機器編夌形網樹脂錨杆支護，矩形巷道，巷道寬3.4米，高2.8米，同時為主要設備運輸巷道；巷道內設有供電、防塵，排水等管線；移動變電站和乳化液泵站也設在此巷道內。
下順槽為皮帶機運輸巷，做工作麵回風用，采用機器編夌形網樹脂錨杆支護，矩形巷道巷道寬3.4米，高2.8米；巷道內有供電、防塵，排水、信號等管線。
開切眼斜長120.5米，采用錨網與液壓支架聯合支護，巷道淨高2.5米，淨寬6米。

工作麵主要機電設備配備表
序號 設備器材名稱 型號及規格 單位 數量 備注
1 液壓支架 ZF4400/17/33 架 80
2 采煤機 MG150/375--W 台 1
3 乳化液泵站 WRB200/31.5A 套 1 兩泵一箱
4 乳化液管路 高壓乳化液管
5 可彎曲刮板輸送機 SGZ764/320 台 1
6 可彎曲刮板輸送機 SGZ764/400 台 1
7 可伸縮膠帶輸送機 SSJ1000/2×75 台 1
8 單體液壓支柱 DZ31 根 80 備用16根
9 金屬鉸接頂梁 HDJA-1000 根 80 備用16根
10 鄂式破碎機 PCM160 台 1
11 橋式轉載機 SZZ800/250 台 1
12 回柱絞車 JH2-14 台 2
13 噴霧泵站 PB—200/63 台 1
14 注水泵 7BG—4.5/130 台 1
15 調度絞車 JD-40 台 1
16煤礦安全鑽機 TXU-75A 台 1
17

二、采區巷道裝備
采區材料下山鋪設18Kg/m鋼軌：材料下山絞車房配備JM-28A型調度絞車，
采區運輸下山布置SD-800/2×40可伸縮帶運輸機。
工作麵回風順槽鋪設18Kg/m鋼軌，乳化液泵站、噴霧泵站、移動變電站等布置在該順槽中。
工作麵運輸順槽布置SSJ1000/2×75可伸縮帶運輸機。
工作麵開切眼布置液壓支架、采煤機、可彎曲刮板輸送機等。工作麵下端與運輸順槽連接部分布置破碎機、橋式轉載機。

第四節 采區生產及安全係統
一、運煤係統、
工作麵煤一一工作麵前部刮板運輸機一一(工作麵端頭)橋式轉載機——破碎機---（運輸輸順槽)膠帶運輸機一一(采區運輸下山)運膠帶運輸機——煤倉(裝車後由+1434m水平運輸大巷、平硐運出)。
二、運料係統
由+1434m水平運輸大巷運來的材料一一采區材料下山一工作麵材料順槽一一回采工作麵。
三，通風係統
采區主要通風係統：由+1434m水平運輸大巷來的新鮮風——材料下山——工作麵材料順槽一一回采工作麵一一工作麵運輸順槽一一采區皮帶機下山一一回風立井一一地麵。
四、消防灑水係統
采區消防灑水係統接自立風井至井下原消防灑水管路係統。
消防灑水管路：自回風石門一一材料上山一一工作麵材料順槽一一回采工作麵
五、黃泥灌漿係統
采區黃泥灌漿係統接自立風井至井下原黃泥灌漿係統。 ’
黃泥灌漿管路：自風井一一材料上山一一工作麵材料順槽一一回采工作麵。

第五節 回采工藝
一、工作麵煤層平均厚度7.5米，采煤高度2.5米，放煤高度5米，采放比（2.5）/（5）= 1：2
二、用割四放一，即放頂煤步距為2.4米。
三、采煤工藝過程
（1）、工藝過程為：割煤－－移架－－推前溜－－拉後溜－－割煤－－移架－－推前溜－－拉後溜－－割煤－－移架－－推前溜－－拉後溜－－割煤－－移架－－推前溜－－放鬆動炮－－放頂煤－－拉後溜。
（2）、采煤工藝過程中的各個分項工作標準和方法如下：
1、割煤：采煤機以前部溜子為導向在其上行走，牽引為齒軌無鏈牽引方式。
機組電纜和噴霧水管一起布置在前部溜子的電纜槽內，由機組拖拉移動。
正常割煤時，機組前滾筒割頂煤，後滾筒割底煤，往返一次割一刀煤，從端頭缺口開始割煤，每刀載深0.6米。
進刀采用端頭自行斜切進刀開缺口，斜切長度為25--30米。（不包括機身）
割煤要求：割煤時必須保證頂底板平整，煤壁齊直，不得出現破底或留傘簷現象。工作麵采高2.5米，在過地質構造變化帶，或工作麵來壓有架前垮落現象時，采高適當控製在2.5米以下。
2、移架：本工作麵移架采用追機作業，分段移架，移架工作滯後采煤機後滾筒的距離不超過十架但不得少於3架距離，移架步距０.６米。
為了操作方便和便於記憶，操縱閥組中，每片閥都帶有動作標記，要嚴格按標記操作，不得誤操作，操作工必須了解支架各元件的性能和作用，熟練準確地按01manbetx 01manbetx 進行各種操作，支架操作應作到：“快、夠、正、均、平、緊、嚴、淨”八字要求。“快”—移架速度快；“夠”—推移步距夠；“正”—操作正確無誤；“均”—平穩操作；“平”—推溜移架要確保三直兩平；“緊”—及時支護緊跟采煤機；“嚴”—接頂擋矸嚴實；“淨”—架前架內浮煤碎矸及時清除。
移架時要做到少降快移，降架量以能夠移動支架為標準。
移架後，必須保證支架齊直，歪斜誤差±50mm以內，支架中心距誤差±100 mm以內。支架頂梁要與頂板平行，最大仰角小於7°，相鄰支架錯差高度不得超過側護板最大寬度的2/3，並確保達到初撐力31MPa，梁端距不超過要求。
3、推前溜
采用單向推溜，其彎曲段長度不得小於15m，推移步距0.6m。推移時必須采用依次順序進行，嚴禁相向推移，推溜時可在輸送機運轉時推移，機頭、機尾推移時必須停機。溜子必須保證平、直、穩，機頭與轉載機搭接適中，機頭前沿距轉載機溜槽的中心線不得大於或小於0.3m，搭接高度不小於0.4m。
4、拉後溜
拉後溜可與推前溜一起順序進行。但機組割第四刀後，拉後溜工作應在放完頂煤後進行，拉移步距0.6m。
要求與推前溜要求相同。
5、放煤
采用雙輪順序放煤方式，放煤時由兩人或三人同時打開兩個或一個放煤口從工作麵下端頭向上端頭放煤，根據頂煤厚度每架放出約一半即關門，放完一遍後，再放一遍，放盡為止。
放煤時放煤工要注意觀察煤的流動情況，以防大塊煤堵住輸送機而將機壓死，拉壞管路。煤放到頂板矸石出現時關門，在保證煤質的前提下，盡量提高回采率。
6、頂煤鬆動炮
頂煤鬆動炮眼從工作端頭開始，在相鄰支架前梁與頂梁鉸接處斜向老塘70--75°方向打眼，一架一眼，一直到另一端頭。全工作麵共布置81個炮眼，每割四刀煤後打一排炮眼。即炮眼間距為1.5m，排距為2.4m，如煤層結構差，破碎視情況可適當增大炮眼間距，減少炮眼裝藥量，初次放頂前每5—10架梁打一探眼探清煤層厚度。放頂炮眼深度應根據探眼探出頂板煤層厚度而定，炮眼深度應距煤層頂板有1米左右間距，以防炮眼過深把頂板破壞，放煤時影響煤質
7、移輸送機及破碎機
移完後溜機頭後，用千斤或絞車拖動輸送機和破碎機前移。
移機前必須仔細檢查機身周圍的支護，懸掛的電纜，水管等確保無檔掛，機身下無浮煤後，在機尾處設專人監護拉移，移到位後所移機械必須保證平、正、穩、直與皮帶機尾搭接適當。
8、收皮帶
（1）把轉載機頭用液壓支柱或吊葫蘆拉力器吊起。吊起高度：以皮帶機尾能順利回收為準。
（2）鬆掉皮帶吊掛掛鉤，鋼絲繩及皮帶，在皮帶機尾掛好牽引皮帶和機尾回收的鋼絲繩。（如用落地式皮帶應拆掉皮帶支承架）
（3）以上工作準備好後在班長的統一指揮下，開始按計劃回收皮帶機機尾。回收機尾時絞車司機要聽清信號，掌握好回收皮帶時絞車的負荷情況，如負荷過大，必須停車。查明原因及時處理，處理好後方可重新啟動絞車牽引皮帶機尾前移。嚴禁拉壞機尾，防止拉斷鋼絲繩傷人等意外02manbetx.com 發生。
回收的皮帶（刮板機槽），必須及時運出。收縮完的皮帶，必須正常調試，無跑偏。
9、移串車
利用材料順槽內安設的絞車 ，把串車向前牽引30—50米（行車牽引距離根據行車上吊掛電纜與前部溜機尾距離而定）
拉移前將設備接地極及時拔出，用硬連接將各串車接好，認真檢查串車行車通過地段，有無障礙物確保行車，串車在前移過程中能順利通過。
串車拉到位後，把串車停穩，並用鏈條把串車連在軌道上綁牢，用枕木把串車擋好，以防串車飛車，及時裝好接地極及各種管路。

第六節 頂板管理及支護、初次放頂
一、頂板管理
A3煤層頂板為泥質粉砂岩，根據實際開采過程中觀測分析，該煤層頂板破碎、較不穩定，容易垮落。煤層頂板為泥質粉砂岩較易垮落。
工作麵頂板管理采取全部垮落法。
二、工作麵支護
采煤工作麵采用液壓支架支護，工作麵共配備80架液壓支架，支架間距為l.5m。工作麵端頭采用單體液壓支柱配台金屬鉸接頂梁支護，鉸接頂梁規格同現工作麵端頭用頂粱相同，長1 6m。運輸和材料順槽均超前工作麵20m加強支護。
三、初次放頂
自開切眼將采煤工作麵安裝完畢進行正式回采前，進行初次放頂。初次放頂後工作麵按循環圖表實施正規循環作業。

第七節 作業形式及勞動組織
工作麵采用“兩采一準”的循環作業方式，一日兩個循環。
勞動組織采用“三.八”製作業。

（四）通風及安全技術措施
本礦井為低瓦斯礦井，煤塵具有爆炸性，煤層有自然發火傾向，發火期一般為3---7個月。
第一節 采區通風
1、風量計算：
　　（1）、按瓦斯湧出量計算：
Q=100qk
式中： q--瓦斯絕對湧出量：q取0.94 m3/min
k--備用係數1.2--1.6，取1.4
計算Q= 131.6m3/min
（2）、按工作麵溫度計算：
Q=60VSK =
式中：V--工作麵風速，取1.3m/s
S--平均工作麵斷麵取 8.3m2
k----工作麵調整係數取1.0
計算Q= 648m3/min
（3）、按工作麵最多工作人數計算：
Q=4N
式中：N--為工作麵最多人數
計算Q= 200 m3/min
（4）按炸藥量計算：
Q = 25A =563 m3/min
式中： A----工作麵一次爆破最大炸藥量 22.5kg
計算Q==563 m3/min
(5) 按風速進行驗算
Q =60 VS
V--最小風速0.25m/s ； 最大風速 4m/s
通過以上計算，工作麵風量定為700m3/min，可滿足生產需求。

第二節安全技術措施
一、防火措施
1、 各個噴霧地點的噴霧必須正常使用，下順槽及工作麵每周必須衝洗一次，上順槽每日衝洗一次。
2、 隔爆水袋經常檢查，保證水袋完好及有足夠的清潔水。
3、 經常對供水管路進行檢查，保證水管無水、漏水、堵塞現象，發現問題及時處理。
4、 工作麵及回風順槽中的工作人員必須配戴各體防塵口罩。
5、 工作麵定期測塵並分析化驗。
6、對采空區進行預防性灌漿（或噴撒阻化劑）。
二、防止瓦斯及煤塵自然發火措施
1、 回采期間，瓦檢員必須每班對工作麵上下隅角，回風流，工作麵中部風流中的瓦斯及二氧化碳濃度進行檢查，發現問題及時處理並彙報調度室。
2、生產班每班配備一名瓦檢員，隨身攜帶瓦檢器，發現問題，嚴格按《煤礦安全01manbetx 》中有關規定執行。
3、初次來壓時，加強瓦斯監測和安全防護。
4、正確使用好瓦檢器和瓦斯自動監測斷電報警儀。
5、為防止工作麵回風上、下隅角有害氣體超限，在進風順槽安設一台2.5KW風機備用，沒有特殊情況不得擅自將其撤除。
6、 穩定通風質量，正確使用好各項通風設施，工作麵定期測風，保證實際要求。
7、回采期間，加強工作麵浮煤清掃及上下端頭煤炭回收工作減少向采空區丟煤。
8、 采取快速推進的方式，杜絕采空區浮煤自燃。
9、當工作麵局部發生火災時，采取幹粉災火器直接災火的方法，火勢太大其他滅火方法無效時，在上下順槽迅速建防火牆，封閉工作麵。
三、防水災措施
1、 應密切注意工作麵集水及上下順槽淋水量變化情況，發現異常時及時加強抽排工作，並報有關科室查明原因，以更采取相應措施及時處理。
2、 潛水泵及排水管路定期檢查，確保完好暢通。
3、上下順槽每天派專人抽水，確保巷道無積水。
四、防塵措施
1、綜采工作麵上下順槽，各聯絡巷，人行道加強工作麵煤塵管理，定期衝洗清掃工作麵巷設備上覆蓋的煤層。
2、采煤機，轉載點裝設防塵噴霧裝置，采煤前配備齊全，采煤、運輸時能正常使用。
3、進、回風巷裝設全斷麵靜化水幕防塵。
4、防塵水管必須水源充足，壓力達到要求，使各轉載點噴霧點霧化正常。
5、割煤機割煤時，采煤機噴霧回風側（下山側）支架頭噴霧必須打開降塵。
6、工作麵及回風順槽中的工作人員必須配戴各體防塵口罩。
（五）電氣
本設計為礦井井下采煤方法改造，原礦井地麵變電所、扇風機房及地麵輔助設施配電均維持現狀，本次設計僅涉及井下新增綜采工作麵的配電。
—、井下負簡及入井電纜選擇：
1、井下負荷綜采工作麵負荷如下：
設備裝機總容量：934.5KW
工作電機總容量：889.5KW
最大有功功率：534.3KW
最大無功功率：546.84Kvar
最大視在功率：764.5 KVA
自然功率因數：0.69
需要係數：0.6
2、入井電纜選擇
井下工作麵6KV側最大計算電流158A，現有入井電纜ZQD20-6000，3×35MM2，其截麵已不能滿足需要，故本設計確定保留原有入井電纜，為原有設備供電，新增設備最大
計算電流73.4A，選ZRVV32——6000，3×35MM2電纜，該電纜由地麵35/6KV變電所引至原井下變電所，全長1900m路徑同原有入井電纜。
二、采區變電所主接線及電氣設備選擇：
本設計不再增設新的采區變電所，仍采用原普采變電所，主接線由原來的單母線不分段改為單母線分段，增設如下設備：BGP2一6礦用隔爆型高壓真空配電裝置4台，KS7—200／6，6／0.693KVA 200KVA礦用變壓器一台，JJKB30-660檢漏繼電器1台，礦用隔爆自動饋電開關DW8O一200，2台；QC83-80／660礦用隔爆磁力起動器2 台QSS81-40手動啟動器1台；KDG-4／0.7 660／133V 4KVA幹式變壓器1台。
三、采區供電方式及主要電氣設備
綜采工作麵用電負荷大，距原普采變電所距離較遠為保證供電質量，本設計確定采用KBSGZY一1250/6、693KV、500KVA移動變電站1台，KBSGZY-1000/6、 0.69KV．315KVA移動變電站1台。
各配電點低壓設備選擇如下：饋電開關選用DWKB30、DW80型；隔爆型磁力起動器連用DQZBH型、QC83型。
各用電點的環境監測，仍采用礦上原有的監測係統，實現風電閉鎖和瓦斯超限斷電。在綜采工作麵增設瓦斯傳感器、CO傳感器各3套。
井下電纜選擇：入井主電纜選擇ZRVV22-6000 3× 35M
阻燃型電力電纜， 移動變電站電源線選用礦用監視型屏蔽電纜
其餘低壓線均選用不同廷燃的礦用橡套電纜。
四、接地
接地係統仍采用原接地網不變，在各配電點設輔助接地板，並通過電纜、接地芯線等與總線地網相連，由主體地段至最遠處的接地裝置的接地電阻不得超過2Ω。。手持式電氣設備同接地網之間的保護接地用的電纜芯線，電阻值不得超過1Ω。
五、井下照明
礦井井下原有照明網不變，新增材料上山道，運輸上山皮帶巷，工作麵輸卷照職均采用MBH11—127／PS，127V、9W節能型隔爆光燈。
六、通信及控製
井上下通信仍采用原有係統。
工作麵通信及控製采用CK-1型采煤機通信、信號控製裝置一套做為采煤機、刮板運輸機、膠帶輸送機之間的控製、聯絡之用。

七、預期成果及效益分析
第一節 勞動定員及勞動生產率
該礦井原有生產能力為30萬噸／a，經技術改造後生產能力達到60萬噸／a，礦井全員工效為6噸／工，年工作日330天根據該礦井的實際情況，計算勞動定員如下。見表：6-1一1。
勞動定員表
表：6-1一1
序
人員類別 出勤人數 在 藉 在 藉
號 一班 二班 三班 計 係 數 人 數
一 原煤生產工人 100 91 71 262 333
（一） 井下工人 74 73 63 210 1.3 273
（二） 地麵工人 26 18 8 52 1.15 60
二 管理人員 9 1 1 11 1.0 11
原煤生產人員 109 92 72 273 344
三 服務人員 12 7 5 24 1.0 24
四 其它人員 7 7 1.0 7
合 計 128 99 77 304 375

第二節 原煤生產成本估算
依據煤炭工業部1997年9月頒發的《礦井原煤設計成本計算方法》，按照成本費用要素法．並結合該礦井的實際情況估箅礦井達產後正常年份單位生產成本，其“無項目“及“有項目”單位生產成本見表：6—2—1，表6—2—2。

無項目原煤生產單位成本估算表
表：6—2—1
序 項目名稱 單位
成本
（元/t） 固定成本 可變成車

號 ％ 金額 ％ 金額
一 經營成本 47.21 28.28 18.93
(一) 直接材料費 14.67 8.89 5.78
1 材料費 9.39 57 5.35 43 4.04
2 動力 5.28 67 3.54 33 1.74
(二） 直接工資 14.46 50 7.23 50 7.23
(三) 其他直接支出 2.02 50 1.01 50 1.01
(四) 維修費 1.17 100 1.17
(五) 其它支出 14.89 67 9.98 33 4.91
二 折舊費 3.70 100 3.70
三 井巷工程基金 2.50 100 2.50
四 堆簡費用 3.00 100 3.00
五 攤銷費 0.26 100 0.26
六 財務費用 0.36 0.11 0.25
（一） 流動資金利息 0.36 30 0.11 70 0.25
（二） 生產期基建貸款利息
原煤成本合計 57.03 32.35 24.68

有項目原煤生產單位成本估算表
表：6—2—2
序 項目名稱 單位
成本
（元/t） 固定成本 可變成本

號 ％ 金額 ％ 金額
一 經營成本 37.21 22.87 14.34
(一) 直接材料費 10.08 5.95 4.13
1 材料費 8.00 57 4.56 43 3.44
2 動力 2.08 67 1.39 33 0.69
(二） 直接工資 10 50 5.00 50 5.00
(三) 其他直接支出 1.40 50 0.70 50 0.70
(四) 維修費 2.07 100 2.07
(五) 其它支出 13.66 67 9.15 33 4.51
二 折舊費 5.74 100 5.74
三 井巷工程基金 2.50 100 2.50
四 堆簡費用 3.00 100 3.00
五 攤銷費 0.31 100 0.31
六 財務費用 0.26 0.08 0.18
（一） 流動資金利息 0.26 30 0.08 70 0.18
（二） 生產期基建貸款利息
原煤成本合計 49.02 29.00 20.02

第三節 技術經濟分析及評價
一、投資估算
(一)固定資產投資估箅
1、“無項目”投資估算
依據該礦提供的財務報表來確定固定資產投資，其原有固定資產為2773.03萬元，其中井巷工程1232.80萬元，設備安裝工程1407.73萬元，土建工程132.5萬元。
2、“有項目”投資估算
有項目固定資產投資為5699.74萬元，其中井巷工程1768.53萬元，設備安裝工程3961.73萬元，土建工程132.5萬元，其他工程和費用136.98萬元。
該礦井技改後新增固定資產投資估算，是依據煤炭工業各類概算、估算指標進行編製計算的，其各種價格均調整到1999年，新增固定資產投資2926.71萬元，其中井巷工程235.73萬元，設備安裝工程2554萬元，其它工程136.98萬元。
固定資產投資估算構成見表：6-3-1。
(二)流動資金估算
據國家新的財務製度及財務評價規定的流動資金估算計算法，分別按流動資產與流動負債逐項進行計算得出該礦井改造後達產年“有項目”流動資金總需要量為305萬元。“無項目”流動資金為271萬元。


投資構成表
衷：6—3—1 單位：萬元
序
號 項 目 無項目 增 量 有項目
一 井巷工程 1232.80 235.73 1768.53
二 土建工程 132.50 132.50
三 設備安裝工程 1407.73 2554 3961.73
四 其他工程和費用 136.98 136.98
總 計 2773.03 2926.71 5699.74
二、項目投資：
項目增量投資=固定資產投資+建設期利息+流動資金
=2926.71+34+48=3008.71萬元
四、財務評價及經濟分析
[一]主要評價參數
根據煤炭工業部96年10月頒發的< <煤炭工業建設項目經濟評價方法與參數> >中“改擴建項目經濟評價方法”有關規定。技改項目的盈利能力分析從本質上說是對“無項目”及對“有項目”兩種情況下的效益和費用，然後通過這兩套數據的差額計算增量指標。
1、實施進度及計算期：該礦井邊生產邊改造，項目計算期為20年。
2、價格依據：
煤價：根據自治區物價局新價重字【1997】13號文的規定，以及該礦的原煤分級進行計算，該礦的綜舍煤價為91.35元／噸。
[二]日財務評價
（一）銷售收入，稅金及利潤
1、銷售收入
該礦井在正常年份“有項目”銷售收入為4124萬元。“無項目”銷售收入為2749萬元 “增量”銷售收入1374萬元。．
2、稅金：該項目據國家稅稅收規定．要征收如下稅金。
（1）增值稅：進項稅率為17％．銷項稅率為13。
（2）所得稅：稅率為33％。
（3）城市維護建設稅：稅率為1％。
（4）教育費附加：費率為3％
（5）資源稅：按噸煤0.5元計征。
該礦井在正常年份，“有項目”達產年銷售稅金及附加為447萬元，“無項目”為277萬元，“增量”為169萬元。銷售收入、
（二）利潤
該項目達產後，正常生產年份其利潤總額。“有項目”為986萬元。“無項目”為516萬元。”增量”為476萬元。
(三)財務經濟評價指標
經全部投資現金流量表，損益表計算，財務內部收益率，投資回收期，投資利潤率，投資利稅率和資本金
投資內部收益率均大於相應的基準收益率10％，財務淨現值也大於零。投資回期小於基準投資回收期2O年。
(四)償還能力分析：
項目清償能力分析是根據借款還本付息計算表，資金來源與運用表，資產負債表，計算資產負債率．固定資產投資借款償還期，來考察項目的財務狀況及貸款償還能力，有項目借款償還期為4.12年，符合開發銀行貸款償還期限的規定。通過上述分析表明，企業具有較強的清償能力。
財務評價指標
衷：6—3—2
序
號 項 目 單位 指 標
有項目 無項目 增 量
1 財務內部收益率 % 28.82 26.07 34.55
2 投資回首期 年 3.76 3.78 3.73
3 財務淨現值 萬元 6750 3640 3109
4 投資利潤率 % 28.51 25.13 35.09
5 投資利稅率 % 37.19 34.23 43.47
6 資本金利潤率 % 179.82 88.46
(五)、盈虧平衡分析
該項目盈虧平衡點(產量的比例)為47.13％，平衡產量為21.21萬噸，即產量達到設計能力的47.13％時該項目即可保本，不虧不盈，具有一定的抗風險能力。

(六)、敏感性分析
該項目對銷售價格、銷售產量，可變成本、基建投資四大主要因素變化±20％、±10％進行敏感性分析得出，其中銷售價格為最敏感因素．園它的變化直接導致各項評價指標值的大小，進而導致項目經濟效益的優、劣。
[三]經濟分析
從以上分析可知，該項目主要財務評價指標均符台煤炭行業的規定要求，該礦井技改達產後企業經濟效益良好，具有還本付息和抗風險能力。同時該項目經分析計算，采區回采率由原來的50％提高到85％以上，回采工效提高，掘進率降低，工作麵栗煤成本降低，比原采煤方法每年可減少消耗約37萬噸工業儲量，為企業多創收利潤，本采煤方法不僅能提高礦井的自身效益，而且為社會節約了資源，提高了社會效益。所以該項目技術上可行，經濟上合理，財務評僑上也是可行的。

八、經費預算及配套資金來源
（一）項目經費預算
項目投資=固定資產投資+建設期利息+流動資金=2926.71+34+48=3008.71萬元
（二）資金來源
根據該礦實際情況，原有固定資產投資2773.03萬元作為企業自籌，隻還本，不計息；該項目新增固定資產投資2926.71萬元，其中1134.71萬元為銀行貸款，利率為6.03％；1792萬元申請國家資源補償費，不還本，不計息，作為資本金投入。

九、項目實施中存在的不足和實施後可能對環境、經濟可持續發展造成的影響。
礦井改造後地麵設施隻增加一個機修間，基本上無大麵積的工程占地。並利用原有公路設施，不需重新開辟新的運輸道路，故本項目資源開發可能引起的生態變化不利影響主要是營運期的固體廢棄物堆存占地和地表塌陷。













烏蘇四棵數煤炭有限責任公司有關情況
一、單位名稱：烏蘇四棵數煤炭有限責任公司
二、企業法人：孫開蘇
三、主管單位：烏蘇市財政局
四、單位地址：烏蘇市白楊溝鎮
五、聯係方式：郵編：833019
電話：0992-8951116
傳真：0992-8951151
六、技術力量：
該公司擁有各類大中專畢業生156人，技術人員占公司職工數的15%，具有初級以上專業技術職稱的人員為109人，其中高級職稱4人，中級職稱26人，初級職稱79人。
七、近年完成同類項目情況及評審結果：
1999年公司利用礦產資源保護項目經費完成水源井搬遷，解放原水源井壓覆煤炭資源420萬噸，該項目當年立項，當年完成。
八、正在實施的項目
二號斜井采煤方法改造項目已批準使用2005年度自治區礦產資源補償費補助經費，目前正在實施。

烏蘇四棵數煤炭有限責任公司
二00五年八月六日