1、有色金属集团铜矿矿床开采工程项目可行性研究报告XX工程咨询有限公司二零XX年XX月有色金属集团铜矿矿床开采工程项目可行性研究报告建设单位：XX建筑工程有限公司建设地点：XX省XX市编制单位：XX工程咨询有限公司20XX年XX月99可行性研究报告编制单位及编制人员名单项目编制单位：XX工程咨询有限公司资格等级： 级证书编号：（发证机关：中华人民共和国住房和城乡建设部制）编制人员： XXX高级工程师XXX高级工程师XXX高级工程师XXXX有限公司二XX年XX月XX日 目录1 总 论51.1 概 述51.2 设计依据61.3 可研遵循的原则61.4 地质71.5 设计利用矿石量71.6 主要设计方案2、71.6.1 采矿方法71.6.2 矿山工作制度、生产规模81.6.4 开拓方案81.7 经济评价92 地质资源122.1 矿区及矿床地质概述122.1.1矿区地质概述122.1.2矿床地质概述132.1.2.2矿石类型及结构、构造152.1.2.3矿石组分152.2 矿床开采技术条件及矿石加工性能概述172.2.1矿区水文地质概述及矿坑涌水量预测172.2.2 矿床工程地质概述182.2.3 矿石加工性能概述202.3 矿床地质勘探工作及勘探程度评述202.4 矿产资源/储量212.4.1资源/储量估算的工业指标212.4.1.1 铜矿工业指标212.4.1.2 钼矿工业指标222.4.2矿3、产资源/储量222.5 基建探矿与生产探矿252.5.1基建探矿252.5.1.3 探矿工作量252.5.2生产探矿252.5.2.2 年探矿工作量262.6 存在问题与建议263 主要设计方案273.1 xx-580m以上各采场(盘区)开采现状273.2 开采范围及设计利用资源储量283.3 矿床开采顺序283.4 采矿方法30（1）大直径深孔阶段空场嗣后充填采矿法32（2）扇形中深孔阶段空场嗣后充填法32（3）浅孔留矿嗣后充填法333.5 矿山生产能力34(2)#盘区-610m顶盘采场；37(4)#盘区-670m采场，采后充填；373.6 大隆组矿体开采40（1）小凉亭组主要矿体开采、充填4、结束后开采大隆组次要矿体41（2）大隆组次要矿体开采、充填结束后、开采小凉亭组主要矿体。413.7 矿床开拓413.8 充填设施50(1)#和#盘区50(2)#盘区51(3)#盘区51(4)#盘区51(1)尾砂充填料51(2)尾砂胶结充填料523.9 矿井通风523.9.2 风量及通风系统的确定523.10 坑内排水523.11 辅助设施534 公用辅助设施544.1 提升、运输系统544.2 通风系统544.3 排水系统544.4 供风、供水系统544.5 电气554.5.1 设计依据554.5.2 设计范围554.5.3 负荷性质554.5.4 电源554.5.5 负荷计算55Wy=nPj5、sTn=0.527615580=221104kWh；564.5.6 供配电电压564.5.7 供配电系统564.5.8 设备装备水平574.5.9接地及电气安全574.6 电信57用电负荷计算表585 安全与工业卫生615.1 设计依据和设计原则61（3）其它相关专业的设计规范、规程。61（3）采用先进工艺和设备，提高生产过程中的安全性和可靠性。615.2 工业卫生措施615.3 矿山安全措施61（5）通风井应设人行梯子，作为第二安全出口。625.4 安全技术措施625.5 其它措施63（4）井下设就餐室、室内供符合卫生标准的饮用水。636 环境保护646.1 建设地区环境现状646.2 主要6、污染源和主要污染物及治理措施64设计采用的环境保护标准64（2）废 水64（3）固体废弃物65（4）噪 声656.3 建设项目对环境影响分析657 投资估算及资金筹措667.1 说明667.2 概述667.3 建设投资667.3.1 编制依据667.3.2 估算结果667.4 流动资金677.5 建设投资使用计划677.6 资金筹措678 财务评价808.1 成本与费用808.1.1 生产成本80c.安全费用818.1.2 期间费用818.1.3 成本与费用估算828.2 损益估算828.2.1 销售收入828.2.2 增值税838.2.3 销售税金及附加838.2.4 利润及分配838.3 7、盈利能力分析84（1）静态指标84（2）动态指标84（3）指标分析848.4 偿债能力分析848.5 财务生存能力分析85（1）项目均拥有足够的经营净现金流量，说明项目方案比较合理；858.6 不确定性分析858.6.1 盈亏平衡分析858.6.2 敏感性分析858.7 综合分析869 存在问题与建议98附表:991 总 论1.1 概 述 矿区地理xx铜矿位于东经11753，北纬3055。隶属铜陵市xx区管辖、西距市区7.5km，北距xx铁路和拟建的xx铁路xx站2km，距铜陵有色金属公司长江专用码头15km，市区公交汽车直达矿区，矿区内外交通便利。矿区地形属沿长江低山丘陵区，东有白芒山、簸箕8、山；南有xx；西有青山；北部为平原。海拔20150m。矿区东西两侧有洋河和普济河经过，注入长江。矿区气候属中亚热带湿润季风气候，年平均气温16.2，最高40.2，最低-11.5，年平均降水量1500.37mm，最大年降水量1759.2mm，最大小时降水量165.2mm，年平均蒸发量1400mm，年平均湿度2060%，雨量充沛，持续时间长，适宜补给地下水。主导风向东风。最大风速24m/s，地震烈度6度。 矿山开采现状xx铜矿是铜陵有色金属集团股份有限公司下属的矿山企业。xx铜矿的前身为铜陵有色金属（集团）公司xx铜矿，于1958年5月开始建设，1960年10月简易投产，后由于种种原因停产，1969、6年7月恢复生产。xx矿区目前共探明的矿床有：东xx、西xx、xx、xx、xx、xx七个矿床。xx矿床称为新区，矿体赋存-690-1007m，是xx铜矿主力矿床，设计生产能力10000t/d，目前接近设计能力，采矿方法为盘区开采，矿房采场与矿柱采场分步开采，先采矿柱采场，采后尾砂胶结充填，后采矿房采场，采后尾砂充填。其余东xx、西xx、xx、xx、胡村后和桦树坡六个矿床统称为老区，其中东xx、西xx矿床已开采结束并充填处理采空区；xx矿床为缓倾斜薄矿体，除少量采用中深孔开采外，主要采用浅孔空场法开采，现已开拓至-460m中段；胡村后矿床分为#和#矿体，#矿体开拓至-580m中段，#矿体开拓至-10、520m中段，受矿权影响现-460m中段以上正进行坑探工程，主要采用中深孔落矿，电耙出矿；桦树坡矿床赋存于栖霞组上硅质层中，矿石主要类型为含铜矽卡岩，矿床深部-670m中段开拓结束，正进行采准工程，开采顺序由原由上而下开采，改为由下而上开采，主要采用中深孔落矿，电耙出矿。作为东、西xx接续矿段的xx已于1995年建成投产，设计生产能力150Ot/d，生产中段标高为-39Om、-43Om和-460m，目前-460m 以上除23#矿柱正在开采回收外，其余均开采结束。2003年经铜陵有色设计院对-580m中段进行开拓设计生产能力扩大为1800t/d，实际生产能力可达25003000 t/d。现xx矿11、体在生产中段主要有-460m、-490m、-520m、-565m和-580m中段。-610m、-670m和-730m中段正在开拓探矿。1.2 设计依据（1）安徽省地矿局三二一地质队提交的安徽铜陵xx铜矿xx铜矿床堪探地质报告（2）xx矿床-580m以下采矿方法论证与矿岩稳定性研究铜陵有色金属集团控股有限公司技术中心 中钢马鞍山矿山研究院 铜陵有色金属股份有限公司xx铜矿 2010年3月（3）xx铜矿提供的经生产探矿后的地质资料。（4）xx铜矿的设计委托书。1.3 可研遵循的原则（1）认真贯彻执行国家有关方针政策、法律法规、规程标准；注重资源的综合利用，节约能源，保护环境。（2）充分利用矿山现有12、设施，采用先进的工艺技术，减少工程投资，提高矿山的经济效益。（3）安全、环保要遵循“三同时”的原则，要同主体工程同时设计、同时施工、同时投产使用。（4）矿山开拓方案要充分考虑各矿床开拓现状和生产管理的方便，合理的规划各矿床的相互联络，对提高各矿床的生产能力和安全管理将很有好处。1.4 地质xx铜矿床位于青山背斜的北东端的南东翼，矿体呈似层状产出，分布较稳定，形态简单，矿体产状与受控岩层产状一致。矿体走向北东3035，倾向南东，倾角中等，在不同地段倾角略有变化，最大70，最小10，一般35o50。全矿床累计查明252个矿体，其中主矿体1个，编号为X2；次要矿体13个，小矿体16个，其余为零星矿体13、。主矿体X2矿体赋存于小凉亭组下部，位于xx岩体的东侧，分布于1947线之间，是本矿床最大的矿体，约占全矿床总资源/储量的67；具“层控”特征，呈似层状透镜状产出，产状基本与围岩一致。1.5 设计利用矿石量小凉亭组主矿体-565m-730m中段间的矿石量942.72104t，设计全部利用，次要矿体、小矿体、零星矿体，本次可研不考虑开采。1.6 主要设计方案1.6.1 采矿方法#盘区采场分别布置在-580m、-610m和-670m水平，在-580m留设20m厚斜矿柱，采用中深孔回采，无轨出矿。#盘区-580m以上采场布置在-580m水平，并在-580m水平留厚20m斜矿柱，采用中孔采矿，无轨出矿14、；-580m以下以浅采为主，局部矿体较厚处采用中深孔落矿。#盘区在-565m留20m斜矿柱，在-670m布置采场，凿岩硐室分别布置在-565m 和-610m水平，采用大孔回采，无轨出矿。#盘区防止上部采空区进一步扩大，在-565m留25m宽垂直矿柱，将上部采空区与下部开采隔开，-610m水平分别在矿体顶、底盘沿走向布置采场，底盘采场采用中深孔落矿并兼顾回收上部底台，-670m采场沿走向布置；-610m顶盘采场与-670m采场采用大孔回采，无轨出矿。#盘区在-565m采空区边界-580-565m处留2030m垂直矿柱，在-670m中段布置采场，凿岩硐室分别在设在-565m和-610m ，采用大孔15、回采，无轨出矿；其中-565m底台采用辅助采场中深孔回收。1.6.2 矿山工作制度、生产规模（1）矿山采用年工作330天，每天三班，每班八小时工作制。（2）生产规模：中深孔落矿采场，每米崩矿量4.5t/m，堑沟受矿，无轨设备出矿，单个采场生产能力600t/d，漏斗受矿电耙出矿单个采场生产能力240t/d；大孔落矿采场，每米崩矿量25t/m，堑沟受矿，无轨设备出矿，单个采场生产能力1000t/d；少量浅孔采矿采场，单个采场生产能力100t/d。xx矿床-580m以下同时二个盘区进行生产，结合上部盘区生产情况，-670m中段按排1800t/d的生产能力，是可以达到的。1.6.3 矿床开采顺序的安排16、关系到生产衔接、安全回采、采空区地压管理、采空区处理等因素。矿床开采顺序设计推荐从上而下回采，即先采-670m中段，在-670m水平留10m15m的永久倾斜矿柱，采后充填，首先是尾胶充填（灰砂比1:8，厚10m15m），上面全尾砂充填，后采-730m中段。1.6.4 开拓方案结合xx矿新老区的建设和生产现状，xx矿床采用主副井开拓方案。即主井为xx主井（提升矿石），副井为xx副井（提升人员和材料设备）。-670m中段与-730m中段运输及通风排水方案主要内容有：a.矿石提升运输：xx580m以下矿石由铲运机卸入溜井直接下放到-730m中段；再由10t电机车牵引4m3底侧卸式矿车运到xx矿石御矿17、站卸矿，经溜井溜至-875m中段,再由875m转运至xx主井旁矿石卸矿站卸矿，经破碎后由xx主井提至地表矿仓。b.废石提升运输：580m以下产生的废石由铲运机铲运到废石溜井至670m中段，再由20t卡车卸入新溜井（-670m-730m）至-730m中段，再由10t电机车牵引4m3底侧卸式矿车运到新废石溜井（-730m-790m），下到790m，由卡车运送到需要充填的采场或冬辅助井卸载站从冬辅助井提升至地表。c.人员、材料、设备的提升由xx副井罐笼承担。d.通风：采用对角式通风系统，新鲜风从xx付井进入，东风井回风的对角式通风系统，多级站抽出式通风方式。根据系统风量风阻，设计仍利用-460m、-18、520m风机为一级机站，东风井+100m井口风机为二级机站的两级通风系统。e.排水：根据日常水文观测数据，目前xx-580米以上（-520-580米）坑道涌水量约为2000米3/d，矿坑水主要是生产用水，预测未来（-670m-730m）矿坑水量约2500米3/d(含生产用水)。根据目前正在施工的xx铜矿-730m排水方案，由于坑道涌水量不大，所以xx铜矿老区各中段涌水分别采用放水钻孔下到-730m水泵房、扬送至地表。f.充填系统xx矿床充填系统利用xx铜矿开拓设计充填系统，即充填料在地表制备，共6路充填管路通过充填钻孔下至-280m中段，其中4路经-280m中段充填巷道通过充填钻孔下至-67019、m中段接xx矿段井下充填管道。另外2路充填管道为改建的老区充填系统，通过团山盲井下至-390m、-460m； -580m以上采空区的充填，充填管路布置在-390m 中段由充填钻孔放尾砂浆进入采空区。-580m以下采空区充填：是在-460m中段至桦树坡的充填管线上破口接管由钻孔下放至-580m中段，充填-670m、-730m中段的采空区。1.7 经济评价建设项目估算总投资为：14962.01万元。其中：建设投资13503.61万元，建设期利息725.49万元，流动资金732.91万元。项目建成投产后，年均销售收入11619.74万元；年均总成本费用6045.98万元；年均增值税金为：1750.520、2万元；年均销售税金及附加为902.04万元；年均利润总额6238.85万元；年均所得税为1559.49万元；年均净利润为4679.37万元。税前财务内部收益率36.5%，大于基准收益率10%，项目可行。税后财务内部收益率为29.66%，大于基准收益率10%，项目可行。 综上：（1）项目有较强的经济效益和抗风险能力，项目从财务角度是可行的。（2）建议项目加强生产管理，提高生产效率，以降低产品生产成本，通过扩大利润空间以抵抗产品市场波动带来的风险。项目综合经济指标详见下表。经济评价指标汇总表序号指标名称单位数量备注1投资总额万元14962.011.1建设投资万元13503.61 1.2建设期利息21、万元725.49 1.3流动资金万元732.91 2资金筹措万元14897.67 2.1项目资本金万元4315.36 2.2项目负债资金万元10582.31 2.3其他资金万元0.00 3年均营业收入万元14937.40 4年均总成本费用万元6045.98 5年均营业税金及附加万元902.04 6年均增值税万元1750.52 7年均息税前利润（EBIT）万元6323.74 8年均利润总额万元6238.85 9年均所得税万元1559.49 10年均净利润万元4679.37 11总投资收益率%42.45 12投资利税率%59.68 13项目资本金净利润率%108.43 14贷款偿还期银行借款年5.22、66 含建设期15平均利息备付率%1459.98 16平均偿债备付率%107.65 17项目投资税前指标财务内部收益率%36.50 财务净现值(I=10.%)万元32338.33 全部投资回收期年4.47 18项目投资税后指标财务内部收益率%29.66 财务净现值(I=10.%)万元21893.23 全部投资回收期年5.02 19资本金内部收益率%43.41 20盈亏平衡点生产能力利用率%34.08 2 地质资源2.1 矿区及矿床地质概述2.1.1矿区地质概述2.1.1.1地层矿区除部分地段为第四系冲积、坡积层覆盖外，出露地层均为三叠系中、下统，局部有上统零星分布；深部工程揭露的地层有二叠系、23、石炭系、泥盆系上统诸地层。与xx铜矿床成矿关系较密切的地层主要有三叠系下统的塔山组(T1t)、中统南陵湖组(T2n)；xx铜矿床主要赋矿层位为二叠系上统的大隆组(P2d)；xx铜矿床主要赋矿层位为三叠系下统小凉亭组(T1x)；花树坡铜矿床主要赋矿层位为二叠系下统栖霞组(P1q)；xx铜矿床主要赋矿层位为石炭系中上统船山组（C3c）和黄龙组（C2h）。小凉亭组(T1x) 主要为泥质灰岩，钙质页岩夹中厚层状灰岩等，变质后为大理岩、透辉石角岩、夕卡岩夹角岩等。2.1.1.2构造褶皱：区内主要褶皱为青山背斜，亦是区内的主要构造。背斜全长22.5公里，宽约8公里，为一短轴不对称褶曲，轴线总方向为405024、，并向北东倾伏。背斜南西、北东两端分别略向西、东偏移呈“S”形展开。断裂：矿区内断裂构造较发育，按其生成时期分为成矿前断裂和成矿后断裂。成矿前断裂主要有近南北向、东西向和北东向三组，少数呈北西向。与本矿床成矿有关的断裂主要有青山脚东xx断裂、白芒山西xx北坡断裂；其他断裂有包村后山断裂、曹山断裂。成矿后断裂有三组，以北西北西西向为主，次为近东西向及北东向，断裂性质为张性、张扭或压扭性，延深不大，对矿床主矿体的连续性无影响，主要有阴涝大冲破碎带、铜塘冲破碎带、龙塘湖破碎带，属张性断裂。阴涝大冲破碎带在本矿床的-580米中段有坑道揭露，延深较大外，其他延深200300米，规模均较小。层间构造：青山25、背斜在其褶皱变形过程中，因铅直面上所受水平应力不均匀及横跨褶皱叠加的影响，常在C2+3/D3w、P1g/P1q、P2d/P2l、T1x/P2d等岩石力学性质相对差异较大的界面上发生滑脱，从而为形成xx矿区多层状层控式夕卡岩矿床奠定了基础。节理：本区节理有三组，分别为北西向、北北东南北向和北东东东西向。三组方向基本与主构造方向一致，以北西向为主，另两组次之。2.1.1.3岩浆岩矿区内岩浆岩广泛发育，出露面积约3平方公里，多为小型侵入体。浅部沿“网格状”构造格架侵入，构成浅成超浅成相“网格状”岩墙岩枝体系,侵入时代为中晚侏罗世白垩世，属燕山旋回产物。矿区主要岩体自北至南有包村岩体、曹山岩体、白芒山26、岩体、青山脚岩体、xx岩体、胡村岩体等，岩性以石英闪长岩、石英闪长斑岩为主，次为闪长岩、辉石闪长岩等。其中青山脚岩体与本矿床的形成密切相关。矿区内所见脉岩主要有闪长玢岩、煌斑岩，次有花岗斑岩、闪长正长斑岩等。2.1.1.4变质作用与热液蚀变矿区内岩浆活动频繁，近岩体发生接触交代变质作用，远离岩体多发生热变质作用，局部由于构造应力作用发生动力变质作用。变质岩岩性受原岩岩性所控制，而变质的强弱则与距离岩体远近有关，热变质作用形成的变质岩有大理岩、角岩、石英岩等，接触交代变质作用形成带状分布的夕卡岩。区内热液蚀变强烈且普遍，大多叠加在接触交代变质作用之上，主要有钾化、硅化、碳酸盐化、硬石膏化、绿帘石27、化、绿泥石化、滑石化等。近背斜轴部等地段，蚀变特别强烈，两翼蚀变渐弱。2.1.2矿床地质概述2.1.2.1矿体地质特征xx铜矿床位于青山背斜的北东端的南东翼，矿体呈似层状产出，分布较稳定，形态简单，矿体产状与受控岩层产状一致。矿体走向北东3035，倾向南东，倾角中等，在不同地段倾角略有变化，最大70，最小10，一般3550。由于受横跨褶曲的叠加影响，沿走向矿体均显舒缓波状起伏，尤以各线中部最明显。矿体内部结构尚属简单，除矿体中部少数地段出现夹石及端部有分支复合现象外，总体上看比较完整。在27线附近有一石英闪长岩枝穿插。全矿床累计查明252个矿体，其中主矿体1个，编号为X2；次要矿体13个，小矿28、体16个，其余为零星矿体。主矿体X2矿体赋存于小凉亭组下部，位于xx岩体的东侧，分布于1947线之间，是本矿床最大的矿体，约占全矿床总资源/储量的67；具“层控”特征，呈似层状透镜状产出，产状基本与围岩一致。矿体在27A以南，由于受到岩枝影响，分支复合现象明显，总体上矿体较完整。矿体走向长819米，最大延深652米，赋存标高-330-790米。工程见矿最大厚度101.64米，最小1.35米，平均29.21米，厚度变化系数为67，属较稳定变化类型。矿床的次要矿体主要分布在大隆组、小凉亭组和塔山组。小矿体均呈透镜体状，多数分布在石英闪长岩岩枝穿插频繁、围岩蚀变剧烈的外变质带，因而产状多变，形态复杂29、。主次要铜矿体的赋存特征见表2-1。表2-1 xx铜矿床铜矿体赋存特征一览表 层位矿体编号长度(m)厚度(m)空 间 位 置矿体形态矿体产状勘查线标高 (m)走向倾向倾角()T1xX125623.331121-350-557透镜、似层状NESE3040X281929.211947-330-790似层状NESE3550X25246.5215A35-301-714薄层状不连续NESE3050X1206.432327-300-451透镜状NESE3545P2dD13404.111121A-421-708薄层状NESE2555D24195.619A33A-546-840薄层状NESE2550D386330、.4135B39A-587-799透镜状NESE4050D12323.81521A-416-500薄层状不连续NESE3040D26115.41939B-534-799薄层状NESE2550钼矿体分布于大隆组的上、中、下各层位，赋矿层位稳定，厚度及品位变化都不大，具有一定的规模。全矿床累计查明11个钼矿体，其中主矿体1个，编号为Mo2，次要矿体5个，编号分别为Mo1、Mo2、Mo1、Mo1、Mo2，其余为零星矿体，基本上与大隆组的铜矿体共生。主要钼矿体Mo2赋存于大隆组中部偏上层位，呈薄层状，平面上分布于21A线47线，从23线39A线部分与D2铜矿体边界吻合，矿体头部基本有工程控制，深部边界31、尚未控制。矿体形态为薄层状，矿体膨胀、收缩、分支复合现象明显，矿体走向NE30倾向SE，倾角3040，走向长726米，最大延深205米，赋存标高-507-742米，平均厚度7.37米，厚度变化系数为99，属不稳定变化类型。其他钼矿体较小，产状多变，形态复杂，多为薄层状狭窄透镜体状，一般都未有很好控制。2.1.2.2矿石类型及结构、构造矿石类型：矿石自然类型有含铜夕卡岩型、含铜角岩型、角岩夹含铜夕卡岩型、含铜磁黄铁矿夕卡岩型、含铜磁黄铁矿型、含铜硅质岩型等。矿石工业类型为单铜原生硫化矿石。矿石结构、构造：矿石结构有自形晶结构、半自形他形晶结构，片状、鳞片状结构、海绵状结构（填隙结构）、乳滴状结构32、网格状结构、晶骨状结构，共边结构等。矿石构造有条带状构造、浸染状构造、脉状构造、斑杂状构造、次块状构造、胶状构造等。2.1.2.3矿石组分矿石矿物成份：金属矿物主要有黄铜矿、磁黄铁矿，次有方黄铜矿、黄铁矿、闪锌矿、方铅矿，微量的有银金矿、辉铋矿、自然铋等。非金属矿物主要有石榴石、透辉石钙铁辉石、石英、斜长石、方解石，次要矿物有硅灰石、透闪石阳起石、符山石、钾长石、方柱石、角闪石、黑云母，微量矿物有绢云母、红柱石、绿泥石等。矿石化学成份：主要有用组分为铜，综观全矿床的主次要铜矿体，大多数矿体的品位在1%左右。各矿石自然类型以含铜磁黄铁矿型矿石铜品位最高，含铜磁黄铁矿夕卡岩型矿石和含铜夕卡岩型矿33、石次之，含铜夕卡岩夹角岩矿石再次之，含铜角岩型矿石和含铜硅质岩型矿石较贫，其他各类型矿石铜品位均较低。矿石平均化学成份详见表2-2。表2-2 xx铜矿床矿石化学元素平均含量表 元素Cu（主）S(伴生)Au(伴生)Ag(伴生)TFeSiO2AL2O3含量1.023.150.3212.7310.5646.188.37元素CaOMgOCoMoBiGeSe含量19.493.380.0100.008040.00650.00450.004元素PbZnMnAsTeGaF含量0.0690.1680.120.0020.00030.001470.1012（注：Au，Ag单位为g/t，其余单位为%）矿石目前可利用主34、要有益组份为铜、金、银、硫及钼，其特征分述如下：铜：全矿床平均含量1.02%，铜品位变化系数61%141%之间，属较均匀不均匀变化型。主矿体(X2)表现为走向上由南西向北东逐渐升高，倾向上，均是中部较富，边部较贫。从矿体的厚度与铜品位的关系上看，铜含量与矿体的厚度成正相关，但近岩体部分此种特点不甚明显。金：在含铜黄铁矿矿石、含铜夕卡岩中含量最多，平均分别达0.93g/t及0.51g/t。在石英闪长岩矿石中含量最低只有0.04g/t。金在矿体中的分布具有不均匀性，总体趋势是远离岩体金含量较低，近岩体的金含量较高。金的嵌布型式以晶隙金为主，占87.7%，其次为包体金，占11.06%。银：在含铜黄铁35、矿矿石、含铜夕卡岩中含量最多，平均分别达13.60g/t及13.90g/t。在石英闪长岩矿石中含量最低只有6.73 g/t。银在矿体中的分布具有不均匀性，与铜正相关与金不相关。硫：在各类矿石中含量普遍较低，在含铜黄铁矿矿石含量最多13.6%，平均含量8.75%9.10%，其它矿石中含量较低，在石英闪长岩矿石中含量最低只有1.12%。钼：钼在主矿体中呈不均匀散布，据不完全统计（X1+X2）中，钼平均品位仅0.004%，其分布特点是近岩体地段含量偏高，而远离岩体含量偏低。矿床中有害组份主要有砷、氟，其余含量较低。在铜精矿中均未超过规范要求，氟和MgO在铜精矿中的含量均低于原矿，矿床中有害组份没有影36、响。2.2 矿床开采技术条件及矿石加工性能概述2.2.1矿区水文地质概述及矿坑涌水量预测矿区位于低山丘陵区，区内山顶最高标高245.53米，山谷标高2050米。平均年降水量1370mm，最大年降水量2173.7mm，最小降水量580mm。地表水体有普济河和羊河，分别位于矿区的西部和东部，距矿区分别为1.5公里和2.5公里。长江位于矿区西北，距矿区约10公里。此外矿区内还有零星分布的水塘和小水库。区内主要矿体大都位于当地侵蚀基准面（标高12米）以下。矿区大理岩遍布地表，浅部岩溶裂隙较发育，含水丰富。钻孔见溶洞最大高度为3.8米，被粘土充填。富水程度矿区外围大于矿区内，浅部大于深部。按岩性的不同，37、矿区内含水层可为为三类：冲积砂砾石层含水层、碎屑岩类裂隙含水层以及灰岩、大理岩岩溶裂隙含水层。冲积砂砾石层含水层分布于羊河、普济河河谷。厚515米，其上覆盖有24米的黄褐色粘土和淤泥，富水性弱。碎屑岩类裂隙含水层包括大隆组、龙潭组及孤峰组，岩性主要为硅质岩、硅质页岩、砂岩和粉砂质页岩，总厚度200260米，埋藏标高-300-600米，局部裂隙发育，钻进时漏水，总体富水性很弱。灰岩、大理岩岩溶裂隙含水层主要包括分水岭组、南陵湖组、塔山组及小凉亭组，总厚度大于400米，广泛分布于矿区地表及矿区西部冲积层之下，虽然其间夹有角岩和硅质页岩，各组间水力联系仍较密切，为矿区主要含水层；浅部溶洞、溶隙发育，38、溶洞主要分布在-250米以上，溶洞小且大部分被充填，充填物为红色黏土夹大理岩碎块；钻进遇溶洞时多漏水，青山背斜轴部富水性中等，两翼及其它部位富水较弱。区内岩浆岩主要为石英闪长岩、闪长岩、花岗斑岩、煌斑岩等， 裂隙不发育，坑道揭露干燥，钻孔涌水量050m3d，富水性极弱。矿区内大的破碎带阴涝大冲破碎带，位于矿区近北端，该破碎带宽约20米，已延伸至xx-580米以下。破碎带呈现疏松状， 被褐铁矿及红色粘土充填，从地表向深部其宽度逐渐变窄，-580米中段xx巷道揭露破碎带宽为2米左右。-390米中段1993年揭露时水量约为38m3/d，该中段揭露破碎带后，-220米坑道涌水点干涸；-520米中段揭露39、时水量约2m3/d，-580米中段揭露时仅有滴水现象。日前，已在-160米、-220米、-390米、-460米、-520米中段对巷道揭露的阴涝大冲破碎带进行了封闭注浆处理。矿区的坑下充水来源，一是大气降雨沿裂隙及构造破碎带以及前期开采所形成的陷落区直接渗入井下，二是南部大理岩的区域迳流补给。浅部地下水水化学类型以HCO3-Ca和HCO3-CaMg型为主，深部以SO4HCO3-Ca型为主，地下水一般不具侵蚀性，仅深部地下水可能有微弱的侵蚀性。xx矿床矿体位于xx矿床矿体之上，xx矿床的地下水疏干漏斗在xx矿床地下水疏干漏斗范围之内。根据日常水文观测数据，目前xx-580米以上（-520-580米40、）坑道涌水量约为20米3/d，矿坑水主要是生产用水，预测未来矿坑水量约2500米3/d(含生产用水)。2.2.2 矿床工程地质概述矿区位于地震强度中等，频率不大的地区，地震基本烈度6度。矿区内-600米标高，局部地温大于27；-700米标高局部地段大于31。本矿床平均地温梯度为2100m，热流值为0.367810-6Jcm2s，较正常偏低，深部温度高纯属正常地热增温，不存在其它致热因。矿床主要矿体1个，呈似层状，由含铜夕卡岩、含铜角岩二者互层或夹层组成，角岩硅质含量高。矿石致密坚硬、节理裂隙不发育，矿芯完整性尚好。矿体顶板以夕卡岩夹角岩、角岩夹夕卡岩为主，局部为大理岩夹角岩。矿体顶底板岩以夕卡41、岩夹角岩、大理岩夹角岩为主，局部为石英闪长岩，岩性单一、层位稳定、完整性好，属坚硬岩石，但岩浆活动破坏了顶底板及矿体的稳定性。岩体接触带的围岩往往受挤压破碎。煌斑岩脉局部蚀变强烈、呈土状，坑道揭露时可能会出现轻微片帮、冒顶现象，导致坑道变形。各矿体顶底板RQD值见表2-3。总体看，矿床中的主要矿体顶底板各类岩石都是刚性联结、硬度大、力学强度高，主要岩体的结构完整，工程地质条件简单，从已开采坑道的情况来看，围岩稳定性是良好的。矿岩主要物理力学性质见表2-4。表2-3 矿体顶底板平均RQD值表 矿体编号顶板（10米）底板（10米）时代主要岩石RQD（%）评价时代主要岩石RQD（%）评价X1T1x角42、岩、大理岩夹41.77差P2d黑云母角岩、硅质角岩夹夕卡岩29.14差X2T1x大理岩、角岩、夕卡岩互层及大理岩61.20较好P2d黑云母角岩、硅质角岩夹夕卡岩57.06较好X2T1x大理岩、角岩、夕卡岩互层及大理岩66.58较好T1x夕卡岩、角岩、大理岩互层及夹层67.68较好XT1x大理岩、夕卡岩夹角岩46.80差T1x夕卡岩夹角岩60.20较好D1P2d硅质角岩、大理岩41.25差P2l粉砂岩、夕卡岩78.70好D2P2d硅质角岩、硅质岩、夕卡岩、粉砂岩46.62差P2dP2l粉砂岩、角岩、硅质岩51.6较好D3P2d硅质岩、硅质页岩、夕卡岩38.25差P2l粉砂岩、细砂岩、粘土岩34.43、32差D1P2d硅质岩63.39较好P2d硅质岩60.80较好D2P2d硅质岩、硅质页岩、硅质角岩、夕卡岩36.95差P2d硅质岩、硅质页岩及硅质角岩24.37极差DT1x夕卡岩夹角岩44.4差P2dT1x夕卡岩夹角岩、硅质岩97.10极好表2-4 xx矿床矿岩主要物理力学性质 岩（矿）石名称抗压强度 (Mpa)抗剪强度 (Mpa)硬度系数(f)备 注含铜夕卡岩160.8252.7126大理岩组、夕卡岩组、岩浆岩组分别为矿体顶底板岩石含铜角岩含铜夕卡岩夹角岩灰岩组92.99大理岩组88.111.039大理岩夕卡岩角岩组90.117.399岩浆岩（闪长岩、脉岩）119.923.4612硅质岩组144、00.419.7110砂页岩组124.526.36132.2.3 矿石加工性能概述xx矿床-580米以下矿体的矿石类型、矿物共生组合、围岩特征、矿石结构构造及化学成分与-580米以上没有差别，矿石加工性能与-580米以上矿体矿石加工性能相同。2.3 矿床地质勘探工作及勘探程度评述安徽省地质矿产局321地质队于1970年10月开展本矿床深部普查工作，共施工钻孔23个/12720.66米。初步了解了矿床基本地质特征、控矿因数和主矿体大致分布范围。1978年4月1981年6月进行初勘工作，以100米100米及100150米80150米的工程间距施工钻孔29个/21744.96米，大致控制了主矿体的分45、布范围，初步查明矿体形态、产状、规模、厚度、品位变化规律、控矿地质因素及成矿地质特征，确定了矿体规模，肯定了工业价值；初步查明了水文地质、工程地质条件和矿坑充水因素，矿石物质组分及可选性能，对伴生有益组分综合利用的可能性作出初步评价。1986年4月1990年7月进行勘探工作，施工钻孔65个/36510.43米，查明了矿床基本地质特征，主次矿体的形态、产状、规模，空间分布位置及赋存地质特征；对矿石物质组分、矿石类型、主要组分、共生、伴生有益、有害组分和放射性元素含量及赋存状态，均已查明；对矿石进行实验室规模的可选性试验表明矿石可选性能理想，金、银及其它伴生元素富集程度高，达到综合利用工业要求。对46、破坏矿体的岩体大致查明；对矿山开采技术条件、水文地质条件作了综合评价。勘探类型定为第类；求得铜金属量C+D级27.02万吨，其中C级13.09万吨，全矿床铜平均品位1.02%。1991年1995年，铜陵有色金属（集团）公司地质勘察分公司与原xx铜矿合作，对xx铜矿床进行了-460米中段以上基建探矿工作，岩心钻探:6933米/149孔;坑探:560米。xx铜矿床-460米中段-580米中段的探矿是由xx铜矿自行设计的，-460米中段及以下共施工坑内钻孔224个/14799.28米。2006年4月，铜陵有色金属（集团）公司地质勘察分公司编写了安徽省铜陵市xx铜矿xx铜矿床-460中段以下资源/储量47、估算报告。xx矿床-580m以下探采结合工程可行性研究报告探矿是由有色设计院设计的，在-580米中段共设计19400米/203个，在-670米中段设计6100米/70个，截止到2010年6月，在-580米中段施工完12603.73米/127个，-670米中段未施工。根据目前地质资料可进行-580米中段至-730米中段的开拓设计。2.4 矿产资源/储量2.4.1资源/储量估算的工业指标2.4.1.1 铜矿工业指标边界品位： 0.3%；最低工业品位： 0.5%；可采厚度(真厚度)： 1米；矿体低于最低可采厚度时，用米百分值夹石剔除厚度(真厚度)： 2米。其它伴生元素：参照一般工业指标2.4.1.248、 钼矿工业指标边界品位： 0.02%；最低工业品位： 0.04%；可采厚度(真厚度)： 1米；夹石剔除厚度(真厚度)： 2米。2.4.2矿产资源/储量xx铜矿床-550米中段以下总矿石量1267.45万吨。其中单铜矿石量为1160.28万吨，铜金属量10.93万吨，铜品位0.941%；铜钼矿矿石量为39.60万吨，铜金属量0.32万吨，铜品位0.817%，钼金属量188.30吨，钼品位0.048%；单钼矿石量为67.56万吨，钼金属量为305.52吨，钼品位0.045%。详见表2-5。中段储量见表2-5。 表2-5 xx铜矿床-550中段以下资源/储量估算结果表 中段矿体编号储量分类工业类型矿49、石量(吨)金属量(吨)品位(%)备注CuMoCuMo-475-550111bMo100341.59 44.82 0.045 号盘区111bCuMo10441.78 73.61 4.69 0.705 0.045 111bCu254519.74 1889.90 0.743 111bCu+CuMo+Mo365303.11 1963.51 49.51 -550-580111bMo12564.21 5.85 0.047 111bCuMo8011.64 56.48 3.58 0.705 0.045 111bCu269325.68 1836.55 0.682 111bCu+CuMo+Mo289901.52 50、1893.03 9.43 -475-580111bMo4127.40 1.31 0.032 23A号矿柱111bCuMo3035.34 23.22 0.96 0.765 0.032 111bCu280078.67 2263.14 0.808 111bCu+CuMo+Mo287241.42 2286.36 2.27 -475-550111bCu85269.00 742.00 0.870 号盘区-550-580111bMo24315.66 9.73 0.040 111bCuMo62726.40 503.56 25.10 0.803 0.040 111bCu76566.30 569.37 0.74451、 111bCu+CuMo+Mo163608.36 1072.93 34.82 -550-580111bMo16738.71 7.95 0.048 27号矿柱111bCuMo10206.00 73.07 4.85 0.716 0.048 111bCu86963.50 620.57 0.714 111bCu+CuMo+Mo113908.21 693.64 12.80 -550-580111bMo22550.17 9.54 0.042 号盘区111bCuMo2956.50 21.17 1.29 0.716 0.044 111bCu266004.69 2491.88 0.937 111bCu+CuMo52、+Mo291511.36 2513.05 10.82 -550-580111bCu180645.00 1855.00 1.027 31A号矿柱-550-580111bCu721950.00 7958.00 1.102 号盘区-550-580111bCu169662.00 1739.00 1.025 35号矿柱-550-580111bCu780714.19 7847.96 1.005 号盘区底台小计111bMo180637.73 79.19 0.044 CuMo97377.66 751.12 40.46 0.771 0.042 Cu3171698.77 29813.37 0.940 Cu+CuM53、o3269076.43 30564.49 40.46 Cu+CuMo+Mo3449714.16 30564.49 119.65 -580m-610mX2111bCu1012550.22 10193.01 1.007 122bCu1068252.30 10575.72 0.990 X2122bCu54983.61 365.10 0.664 D2333Mo5130.33 2.71 0.053 333CuMo18376.15 129.55 9.72 0.705 0.053 333Cu79951.03 563.65 0.705 333Cu+CuMo+Mo103457.52 693.21 12.43 D54、2333Mo130825.78 53.55 0.041 333CuMo19080.76 135.02 8.22 0.708 0.043 333Cu48009.35 339.73 0.708 333Cu+CuMo+Mo197915.90 474.75 61.76 D2333Cu54881.55 454.51 0.828 D3333Cu4374.00 31.36 0.717 37333Cu23712.75 168.51 0.711 41333Cu3436.31 23.07 0.671 小计111b+122b+333Mo135956.11 56.26 0.041 CuMo37456.91 264.555、7 17.94 0.706 0.048 Cu2350151.12 22714.67 0.967 Cu+CuMo2387608.04 22979.24 17.94 Cu+CuMo+Mo2523564.15 22979.24 74.20 -610m-670mX2111bCu1174621.50 11948.95 1.017 122bCu1587970.98 15666.94 0.987 X2122bCu41038.65 299.19 0.729 D2333Mo63469.99 29.80 0.047 333CuMo13230.86 94.87 6.73 0.717 0.051 333Cu3543056、9.88 2541.91 0.717 333Cu+CuMo+Mo431010.73 2636.78 36.53 D2333Mo158135.31 71.06 0.045 333CuMo158801.65 1261.51 72.78 0.794 0.046 333Cu362077.76 2876.31 0.794 333Cu+CuMo+Mo679014.72 4137.82 143.84 D2333Cu192377.43 1392.71 0.724 D3333Cu45076.50 346.67 0.769 37333Cu64682.55 459.04 0.710 小计111b+122b+333M57、o221605.31 0.00 100.86 0.046 CuMo172032.51 1356.37 79.51 0.788 0.046 Cu3822155.25 35531.72 0.00 0.930 Cu+CuMo3994187.76 36888.09 79.51 Cu+CuMo+Mo4215793.07 36888.09 180.37 -670m-730mX2122bCu1302441.93 11793.64 0.906 X2122bCu13596.66 90.55 0.666 D2333Cu5346.00 37.55 0.702 D2333Mo67505.26 31.68 0.047 58、333CuMo83680.96 804.34 47.09 0.961 0.056 333Cu113239.76 1088.46 0.961 333Cu+CuMo+Mo264425.98 1892.80 78.77 D2333Mo49161.36 26.40 0.054 333Cu231212.88 2731.51 1.181 333Cu+Mo280374.24 2731.51 26.40 D3333Cu65610.00 378.36 0.577 小计122b+333Mo116666.63 58.08 0.050 CuMo83680.96 804.34 47.09 0.961 0.056 Cu159、731447.23 16120.07 0.931 Cu+CuMo1815128.19 16924.41 47.09 Cu+CuMo+Mo1931794.82 16924.41 105.17 -730m以下X2122bCu199138.50 1182.64 0.594 D2333Cu2316.60 29.19 1.260 D2333Mo790.33 0.40 0.051 333CuMo5495.79 58.26 3.30 1.060 0.060 333Cu83604.21 886.20 1.060 333Cu+CuMo+Mo89890.33 944.46 3.70 D2Mo19982.61 1060、.73 0.054 333Cu216594.81 2754.12 1.272 333Cu+Mo236577.42 2754.12 10.73 D3333Cu25677.00 196.51 0.765 小计122b+333Mo20772.94 11.13 0.054 CuMo5495.79 58.26 3.30 1.060 0.060 Cu527331.12 5048.67 0.00 0.957 Cu+CuMo532826.91 5106.93 3.30 Cu+CuMo+Mo553599.85 5106.93 14.43 底台+-580m以下总计111b+122b+333Mo675638.72 61、305.52 0.045 CuMo396043.83 3234.66 188.30 0.817 0.048 Cu11602783.50 109228.50 0.00 0.941 Cu+CuMo11998827.33 112463.16 188.30 Cu+CuMo+Mo12674466.05 112463.16 493.82 2.5 基建探矿与生产探矿2.5.1基建探矿xx-670米中段首采地段矿体未完全探明，因此，有必要进行基建探矿，使首采地段矿体的控制程度达到探明，满足采准设计的要求。2.5.1.1 探矿范围根据矿体控制程度及采矿专业确定的回采顺序，基建探矿范围为：-670米中段的153562、线（1、2、4盘区）。2.5.1.2 探矿方法及工程间距（1）探矿方法以坑内钻探为主，结合采矿工程辅以穿脉探矿。（2）工程间距勘探类型为类，探明的网度为25米25米，控制的网度为50米50米。2.5.1.3 探矿工作量坑内钻探：2100米。钻机硐室：116m3/2个（规格4m3.6m4m）。核槽取样：150件；样长12米，规格53cm。钻孔取样：400件；样长12米。化验分析：基本分析635件（含内外检），分析项目：铜矿体分析铜，钼矿体分析Mo，铜钼共生矿体Cu、Mo均分析。组合分析100件，分析项目Au、Ag。2.5.2生产探矿2.5.2.1 探矿方法及工程间距与基建探矿相同。2.5.2.263、 年探矿工作量坑内钻探：1500米。钻机硐室：116m3/2个（规格4m3.6m4m）。核槽取样：100件；样长12米，规格53cm。钻孔取样：300件；样长12米。化验分析：基本分析460件（含内外检），分析项目：铜矿体分析铜，钼矿体分析Mo，铜钼共生矿体Cu、Mo均分析。组合分析70件，分析项目Au、Ag。2.6 存在问题与建议（1）本次钼资源统计与地质报告相比有较大的误差，建议矿山核实。钼资源未进行可选性试验，其经济意义不明，建议进行可选性试验，评价其经济意义。（2）Au、Ag是xx铜矿的重要伴生组分，随Au、Ag在铜精矿中富集、回收，经济意义明显，但有关Au、Ag的赋存状态及其含量查定64、等工作在-460米中段以下未有效的进行，建议今后加强这方面的工作，提高其回收率。（3）加强矿山水文地质、工程地质工作，查清阴涝破碎带的产状及延伸情况，监测阴涝破碎带涌水量的变化，为矿山安全生产提供依据。3 主要设计方案3.1 xx-580m以上各采场(盘区)开采现状-580m中段xx盘区划分由马鞍山矿山研究院进行数值模拟研究论证，确定盘区最大暴露面积1000011000m2，顶板最大斜长跨度不超过150m，作为盘区划分依据。经过几年的生产实践证明，大盘区开采在xx矿体开采运用是比较成功。(1)#和#盘区-460m以上开采结束，中间留有27.5m至30m 23#矿柱。采场沿走向布置，底部结构在-65、490m中段，设计采用2立方米无轨铲运机出矿，实际采用3立方米铲运机出矿，采场落矿采用分段中深孔爆破；#盘区至-460m以上空区为20.91万立方米，#盘区至-460m以上空区为30.91立方米。23#矿柱回采可行性究及采准设计均由马鞍山矿山研究院完成，目前巷道硐室工程已结束，正在施工中孔，采用中孔落矿。#盘区、#盘区和23#矿柱开采结束后21线至27线总空区约为62万立方米。(2)#盘区沿走向布置长约95m，因矿体倾角在-520m变化较大,分为两部分大孔落矿开采，即分别在-527m和-565m布置底部结构，在-520m矿体厚变化较大处留有宽20m的垂直矿柱将上下分开，设计采用3立方米无轨铲运66、机出矿。-460m以上空区体积：12.6万立方米。出矿底部结构及硐室等掘进工程均已结束，现正在设计和施工大孔。(3)#盘区垂直走向布置，盘区长约95m,矿体至-460m左右基本尖灭，出矿水平布置在-565m，设计采用采用3立方米无轨铲运机出矿,盘区采矿仅剩顶盘少量矿量未采，本盘区目前是xx矿体主力生产盘区，盘区所剩采准矿量不多。至2009年底空区体积：35.63万立方米。(4)#盘区垂直走向布置，盘区沿走向设计长约95m,矿体至-460m左右基本尖灭，出矿水平布置在-565m，设计采用3立方米无轨铲运机出矿,因受阴涝碎带影响在-565m减少一个受矿堑沟，同时-520m凿岩硐向后移10m左右，布67、孔距阴涝破碎带15m处。本盘区目前是xx矿体主力生产盘区之一，处于大量落矿出矿阶段。至2009年底空区体积：13.3万立方米。#盘区之间均留有宽30米矿柱；(5)-460m中段以上采矿方法主要是扇形中深孔阶段空场嗣后充填法，采用漏斗受矿，电耙出矿。-580m中段采矿方法主要是：大直径深孔阶段空场嗣后充填法，堑沟受矿，无轨铲运机出矿；扇形中深孔阶段空场嗣后充填法，堑沟受矿，无轨铲运机出矿。3.2 开采范围及设计利用资源储量 开采范围根据安徽省地矿局三二一地质队提交的安徽铜陵xx矿区xx铜矿床勘探报告，结合xx铜矿xx-580m中段以上的开采现状及-580m中段以下生产探矿资料，本次可研范围主要为68、-580m-730m矿段的小凉亭组主要矿体开采（包括-565-580的底台）。 设计利用资源储量xx矿体：-565m-580m底台矿量3171698.77t，金属量29813.37t，品位0.940%；-580m-610m，主矿体矿石量1900153.13t金属量18812t，品位0.990 %；-610m-670m主矿体矿石量2803631.13t金属量27915.08 t，品位0.996%；，-670m-730m主矿体矿石量1316038.59t，金属量11884.19 t，品位0.903%；设计全部利用。设计利用的总工业储量9427154.62t金属量90746.48t，品位0.963%69、。3.3 矿床开采顺序 概况根据铜陵有色金属集团控股有限公司技术中心、中钢马鞍山矿山研究院、铜陵有色金属股份有限公司xx铜矿（2010年3月）提交的研究成果：xx矿床-580m以下采矿方法论证与矿岩稳定性研究（以下简称“研究”），主要为保证xx回采衔接满足矿段的生产能力，选择合理的采场参数，做到采空区及时处理、控制地压、安全高效开采，充分利用资源。结合矿山开采现状，利用-580m中段以上的研究成果，盘区走向长度不大于顶盘斜长，-670m中段盘区(采场)划分承接上部盘区划分，并在盘区内适当位置预留矿柱，整个矿段划分为五个开采盘区，即#盘区，其中：#盘区现已开采至-490m，矿体在约-470m处上70、部与下部被岩体冲断；#盘区-580m至-670m范围内为本矿体较厚大部分，但受阴涝破碎带影响，盘区布设至39线和39A之间，北部暂不考虑回采，待确定阴涝破碎带对回采没有影响后方可回采。-730m 中段X2主矿体，主要是赋存在27线以北，相对应的、#盘区。 矿床开采顺序矿床开采顺序的安排关系到生产衔接、安全回采、采空区地压管理、采空区处理等因素,矿床开采顺序设计推荐两个方案进行比较。方案：从上而下回采，即先采-670m中段，在-670m水平留10m15m的永久倾斜矿柱，采后充填，首先是尾胶充填（灰砂比1:8，厚10m15m），上面全尾砂充填，后采-730m中段。方案：从下而上回采，即先采-73071、m中段，-730m中段采场采后全尾砂充填，在-665m670m水平尾胶充填（灰砂比1:8，厚5m），不留顶柱；后采-670m中段。比较结果见表3-1：表3-1 矿床开采顺序方案对比表 序号从上而下（方案）从下而上（方案）备 注1优缺点(1)顶板岩层拉应力区是影响安全回采的重要因素。(2)预留矿柱及顶板岩层在回采过程中均会出现拉应力，由于该矿区以构造应力为主，预留矿柱内局部区域的拉应力超过其强度，在回采过程应保证矿柱不受破坏。(3)回采过程中，顶板岩层拉应力接近其抗拉强度，回采结束应尽快对空区进行处理。(1)坑内探矿至-670m，最深至-700m，对-700m以下矿体控制程度低。(2)采后充填方72、可进行上部回采。 （3）利于地压和采空区管理2中段生产能力-670m中段生产能力达到1800t/d是有把握地。 -730m中段生产能力达到720t/d-730m至-670m矿体产状适合采用中深孔落矿回采，漏斗受矿电耙出矿单个采场生产能力240t/d；三个盘区，每个盘区可布三个采场；同时生产采场三个，生产能力720t/d-670m中段生产能力达到1800t/d。3“研究” 成果“研究” 认为：方案能够满足矿山现在生产衔接，具有更好的可行性，因此推荐采用第一开采方案。4设计推荐方案“研究”推荐采用第一开采方案，侧重于考虑矿山生产衔接问题；从-580以上生产实践，采用大盘区从上往下的开采顺序，地压管73、理问题突出。 设计推荐采用第二开采方案。其理由是，更有利于地压和采空区管理，实现安全回采；但开拓时间长，是对矿山的生产衔接不利；设计采取加快开拓进度的措施，断面大小设计满足采用效率高的无轨设备施工。3.4 采矿方法 开采技术条件本设计开采范围内的主要矿体为2 ，其储量约占矿床储量的67%、次要矿体有1、2、D1矿体。从-460m中段以上矿体揭露情况分析2呈似层状、分布稳定，形态简单。倾角3050倾向南东。矿体平均厚度29.21m，赋存标高-361m-788m，分布在1947线，顶板为矽卡岩夹角岩、角岩夹矽卡岩，局部为大理岩夹角岩，大理岩、角岩、矽卡岩呈条带状互层或夹层产出、层理发育，但层间结合74、力很强，抗压强度53126MPa，属半坚硬岩石。RQD值为72.0%，岩石质量较好。矿体底板以角岩为主，局部夹矽卡岩，属坚硬岩石、完整性好。矿石类型主要为含铜矽卡岩，含铜角岩、含铜矽卡岩夹角岩等。矿体岩体普氏系数f=1516，属坚硬岩石。从-580m中段以上开采情况分析，矿石含硫较低，没有发生自燃发火与结块现象。 采矿方法选择.1 盘区划分方案盘区划分总体考虑与上部回采情况相结合。在23#穿脉处留设30m宽矿柱保护-670-460m23#穿脉，矿柱以南为#盘区；23线至27线为#盘区，27线处留30m宽矿柱；27线至31A为#盘区，31A处留30m宽矿柱；31A至35线为#盘区，35线处留3075、m宽矿柱；35至39线为#盘区，39线以北受阴涝破碎带影响暂不设计回采，等39线以南开采结束后，条件成熟后再考虑回采。.2采矿方法选择#盘区采场分别布置在-580m、-610m和-670m水平，在-580m留设20m厚斜矿柱，采用中深孔回采，无轨出矿。#盘区-580m以上采场布置在-580m水平，并在-580m水平留厚20m斜矿柱，采用中孔采矿，无轨出矿；-580m以下以浅采为主，局部矿体较厚处采用中深孔落矿。#盘区在-565m留20m斜矿柱，在-670m布置采场，凿岩硐室分别布置在-565m 和-610m水平，采用大孔回采，无轨出矿。#盘区防止上部采空区进一步扩大，在-565m留25m宽垂直76、矿柱，将上部采空区与下部开采隔开，-610m水平分别在矿体顶、底盘沿走向布置采场，底盘采场采用中深孔落矿并兼顾回收上部底台，-670m采场沿走向布置；-610m顶盘采场与-670m采场采用大孔回采，无轨出矿。#盘区在-565m采空区边界-580-565m处留2030m垂直矿柱，在-670m中段布置采场，凿岩硐室分别在设在-565m和-610m ，采用大孔回采，无轨出矿；其中-565m底台采用辅助采场中深孔回收。.3回采工艺（1）大直径深孔阶段空场嗣后充填采矿法大直径深孔采矿方法见图。采场布置形式：采场以盘区形式布置，盘区沿矿体走向布置，采场长度即为盘区长，宽为矿体水平厚度，采场高度为60-1277、0m。#盘区和#盘区-670m受矿堑沟沿矿体走向布置。#盘区受矿堑沟垂直矿体布置。凿岩硐室：根据xx矿体产状，保证人员作业安全，凿岩硐室沿走向布置。#和#盘区凿岩硐室分别布置在-565m和-610m，硐室在矿体顶盘部分布置在顶板岩体内。硐室之间留条形间柱，间柱宽度不小于3.5m，硐室宽度满足凿岩需要，宽度不小于4.6m，盘区中间掘切割天井。#盘区-670m以上大孔爆破矿段凿岩硐室布置在-610m，硐室在矿体顶盘部分布置在顶板岩体内。硐室之间留条形间柱，间柱宽度不小3.5m，硐室宽度满足凿岩需要，宽度不小于4.6m，盘区中间掘切割天井。回采工作：凿岩选用T-150高风压潜孔钻机钻凿下向垂直深孔，78、炮孔直径165mm(或者120mm)。凿岩爆破参数参照-580m以上，推荐炮孔间距和排距2.83.2m左右，凿岩机一次钻凿完一个采场的全部炮孔，分次装药爆破，爆破采用普通乳化油炸药。凿岩效率 40m/台班。在采场中部以切割天井为自由面进行拉槽，形成约10m6m的拉槽区，以形成的拉槽区为自由面，进行爆破崩矿。拉槽及侧向崩矿均采用普通乳化油炸药，间隔装药。崩落下的矿石用3立方米电动铲运机装卸入盘区溜井，铲运机出矿效率500t/台班。（2）扇形中深孔阶段空场嗣后充填法#和#盘区、#-610m底盘采场及#盘区-565m底台回收，以及730m中段的矿体等采用中深孔回采。扇形中深孔采矿方法见图。采场布置形79、式：采场以盘区形式布置，盘区沿矿体走向布置。采场长度即为盘区长，宽为矿体水平厚度，采场高度为45-60m，受矿堑沟(漏斗)沿走向布置。采切工作：中深孔分段高度812m，凿岩巷道布置方向与出矿堑沟(漏斗)相同，规格2.8m2.8m；切割天井与切割巷道布置在采场中央，采用垂直上向中深孔凿岩爆破形成切割槽，回采工作面由中央向两端推进；在采场两端或矿体上、下盘分别布置联络巷道和人行通风天井。回采工作：回采凿岩选用YG-90风动凿岩机凿上向扇形中深孔，炮孔直径68mm，凿岩爆破参数参考-580m以上选取，孔底距1.61.8m，排间距为1.31.5m。凿岩机一次钻完一个采场的全部炮孔，分次装药爆破，爆破采80、用粒状铵油炸药。凿岩效率90m/台班。出矿形式：3立方米电动铲运机装卸入盘区溜井，铲运机出矿效率500t/台班。（3）浅孔留矿嗣后充填法矿体呈薄层状，倾角3050；适合采用浅孔留矿采矿法，见采矿方法图。采场沿矿体的走向布置。采切工作主要有：掘进采场天井及联络道，沟通上水平。采场底部掘进放矿漏斗，掘进采场底部的拉底平巷和横巷。矿房回采是逆矿体倾斜方向向上依次推进，采用YSP-45或YT-28凿岩机凿岩，爆破后进行通风、洒水、撬浮石和平场，在平场的同时进行局部放矿。采场通风：人行材料天井凿岩联络平巷上中段回风道。独头巷道掘进以及通风困难地点要采用局扇通风。主要技术经济指标：采场生产能力：矿房10081、t/d，凿岩效率25m/台班，采切比8.1m/kt,损失率15%，贫化率10%。3.5 矿山生产能力 工作制度矿山年工作日330天，每天三班，每班八小时。 生产能力xx铜矿老区各矿段的生产能力为3000t/d，本矿段的生产能力不小于1800t/d。xx矿床-580m中段以上原设计生产能力为1500t/d，后由铜陵有色设计院修改为1800 t/d，从近几年的生产实践，实际生产能力达到2500t/d。但xx矿段-580m以下矿体厚度总体趋势变簿，上部采空区的存在，高效的大盘区开采及大孔爆破工艺受到限制，下部生产能力受到影响。xx矿段-580m中段以下分为五个盘区。#盘区、#盘区、#盘区-610m底82、盘采场和#盘区-565m底台回收采用中深孔落矿；#盘区、#盘区和#盘区-730m采场中深孔落矿；#盘区-580m以下局部薄矿体采用浅孔空场法回采；其余适用于大孔落矿的采场采用大孔落矿。中深孔落矿采场，每米崩矿量4.5t/m，堑沟受矿，无轨设备出矿，单个采场生产能力600t/d；大孔落矿采场，每米崩矿量25t/m，堑沟受矿，无轨设备出矿，单个采场生产能力1000t/d；少量浅孔采矿采场，单个采场生产能力100t/d。xx矿床-580m以下同时二个盘区进行生产，结合上部盘区生产情况，-670m中段按排1800t/d的生产能力，是可以达到的。-730m 中段X2主矿体，主要是赋存在27线以北，相对应83、的、#盘区。因矿体薄-730m至-670m矿体产状适合采用中深孔落矿，无轨设备出矿单个采场生产能力400t/d；三个盘区，每个盘区可布三个采场；同时生产采场三个，生产能力1200t/d 老区“十二五”规划排产计划充分考虑矿山生产经营现状和资源保有情况，最大限度地开发利用好现有资源，以提高矿山整体经济效益，实现矿山较长时间的稳产；设计初步规划老区“十二五”规划排产计划如下表（表3-2）。表3-2 xx铜矿老区“十二五”规划排产方案一览表 作业地点地质储量(万吨)地质品位(%)储量级别预计可采矿量(万吨)出矿量2009年四季度2010年2011年2012年2013年2014年2015年2016年284、017年2018年2019年2020年一、老区111b+112b1522.7 1043.3 3300352030003000300030003000280026002600260026001xx72.3 54.6 400400300200200200200100-340m中段9.11.102112b4.4 3.6 505050-390m中段53.40.949112b30.1 23.2 25025015010010060-460m中段43.80.863112b22.0 20.1 100100100100100100100-520m中段31.50.75112b15.8 7.7 401001002x85、x1042.1 690.4 220025801900190019001900180018001800180018001800-520m南沿33.360.86111b26.7 22.4 400300-580mxx626.40.969111b336.4 300.0 220025801900150010001000800-580m以下 970.40.975112b679.0 368.0 6009001000180018001800180018003xx顶盘78.3 68.8 200100200200200200200200200200200200-520m中段103.21.4112b78.3 68.86、8 2001002002002002002002002002002002004、桦树坡330.0 229.5 500440600700700700800700600600600600-520m中段320.889111b19.2 16.0 200200100-580m中段199.061.355111b71.8 61.6 500200700700200-580m中段以下1501.313112b239.0 151.9 240600300600600600600600600注：表中可采矿量以2009年9月底生产矿量表为基础。 服务年限xx矿段-580m-730m采矿进度计划安排以确保1800t/d为原87、则,结合各中段矿量及均衡生产需要进行安排,矿山基建终了开始投产。回采顺序：(1)#盘区-610m底盘采场，同时回收上部底台，采后立即充填；#盘区-670m采场，采后充填；#和#盘区-580m以上采场；(2)#盘区-610m顶盘采场；(3)#盘区-670m采场，采后充填；#盘区-670m采场；(4)#盘区-670m采场，采后充填；从(1)至(4)开采顺序，同一个顺序可依次进行，也可同时开采。盘区内间柱为永久间柱。#盘区-580m以下矿体变小以浅采为主，作为其余采场生产能力的补充。矿山采矿进度计划安排见表3-3。xx-580m-730m矿段生产服务年限19年（不含基建期）表3-3 xx-580m-88、730m矿段开采排产计划 xx-580m-730m矿段开采排产计划中段地质矿量(万t)损失率(%)贫化率(%)采出矿量(万t)第 1 年第 2 年第 3 年第 4 年日产(t/d)年产(万t/a)日产(t/d)年产(万t/a)日产(t/d)年产(万t/a)日产(t/d)年产(万t/a)-610530.75 15 15 530.75 60019.80 90029.70 100033.00 180059.40 -670280.36 15 15 280.36 -730131.60 15 15 131.60 合计942.71 942.71 60019.80 90029.70 100033.00 18089、059.40 续表中段第 510 年第11 年第 12 年第1315年第 16 年第 1718 年第 19 年日产(t/d)年产(万t/a)日产(t/d)年产(万t/a)日产(t/d)年产(万t/a)日产(t/d)年产(万t/a)日产(t/d)年产(万t/a)日产(t/d)年产(万t/a)日产(t/d)年产(万t/a)-610180059.40 32.45 -67026.95 180059.40 180059.40 15.81 -73039.60 120039.60 12.80 合计180059.40 180059.40 180059.40 180059.40 167955.41 12003990、.60 12.80 3.6 大隆组矿体开采矿床的次要矿体主要分布在大隆组、小凉亭组和塔山组。小矿体均呈透镜体状，多数分布在石英闪长岩岩枝穿插频繁、围岩蚀变剧烈的外变质带，因而产状多变，形态复杂。主次要铜矿体的赋存特征见表3-4。表3-4 xx铜矿床铜矿体赋存特征一览表 层位矿体编号长度(m)厚度(m)空 间 位 置矿体形态矿体产状勘查线标高 (m)走向倾向倾角()T1xX125623.331121-350-557透镜、似层状NESE3040X281929.211947-330-790似层状NESE3550X25246.5215A35-301-714薄层状不连续NESE3050X1206.43291、327-300-451透镜状NESE3545P2dD13404.111121A-421-708薄层状NESE2555D24195.619A33A-546-840薄层状NESE2550D3863.4135B39A-587-799透镜状NESE4050D12323.81521A-416-500薄层状不连续NESE3040D26115.41939B-534-799薄层状NESE2550钼矿体分布于大隆组的上、中、下各层位，赋矿层位稳定，厚度及品位变化都不大，具有一定的规模。全矿床累计查明11个钼矿体，其中主矿体1个，编号为Mo2，次要矿体5个，编号分别为Mo1、Mo2、Mo1、Mo1、Mo2，其余为92、零星矿体。主要钼矿体Mo2赋存于大隆组中部偏上层位，呈薄层状，平面上分布于21A线47线，从23线39A线部分与D2铜矿体边界吻合，矿体头部基本有工程控制，深部边界尚未控制。矿体形态为薄层状，矿体膨胀、收缩、分支复合现象明显，矿体走向NE30倾向SE，倾角3040，走向长726米，最大延深205米，赋存标高-507-742米，平均厚度7.37米，厚度变化系数为99，属不稳定变化类型。其他钼矿体较小，产状多变，形态复杂，多为薄层状狭窄透镜体状，一般都未有很好控制。大隆组次要矿体距离小凉亭组主要矿体510m，最远的30m；所以大隆组次要矿体的开采严重影响主要矿体的安全开采，以下按主、次矿体先后回采93、顺序研究大隆组次要矿体开采的可行性。（1）小凉亭组主要矿体开采、充填结束后开采大隆组次要矿体此种状况下进行开采是属于“三下”采矿，因为采空区中的全尾砂含水呈流态化，底盘的矿体开采需留安全隔离层，根据我国水下矿体开采实例：a湘西金矿河下矿体开采，矿体上端距河床3036m。b锡矿山河下矿体开采，矿体上部有90多米厚的页岩。大隆组次要矿体距离小凉亭组主要矿体510m，最远的30m；所以大隆组次要矿体在此种状况下进行开采是不可行的。（2）大隆组次要矿体开采、充填结束后、开采小凉亭组主要矿体。此种状况下进行开采需要委托科研单位进行摸拟试验研究，探讨开采的可行性，不要因小失大。根据以上两种状况，本次可研不94、考虑大隆组次要矿体的开采。3.7 矿床开拓 提升运输现状.1 老区现有提升系统a.xx副井：净5.6m（72m-820m）配4.02.4m双层单罐笼带平衡锤，在-730m和-790m与xx矿床石门相通，为xx和xx（基建期间）人员、材料、设备输送服务以及进风。b.措施井（断面3.981.74m）配1.421.02m双罐笼，提升高度（107m-310m），为xx矿区的辅助井。.2 新区xx的主要提升系统a.xx主井：净5.6m（95m-1025m），提升能力13000t/d，2003年7月投入使用。b.xx辅助井（上部原为xx副井）。4.5m，（135.5-966m），井筒配置14t单箕斗及平衡95、锤，3.254多绳提升机，配套电机1000kW，设计提升能力2300t/d，作为xx基建期的废石和副产矿石提升，待xx投产后，作为新、老区废石提升井。该井筒已投入运行。c.xx副井：净6.5m（107-916m）；由xx混合井改造为xx副井，承担xx人员、材料设备和通风任务。.3 矿石、废石溜井系统依据北京院对狮矿的整体设计，老区的矿石由溜井下放到-875m中段，经破碎机破碎后，卸入xx主井矿仓，由xx主井箕斗提升至地表选厂。废石经电机车牵引运输至废石溜井下到-790m中段，经坑内卡车直接运到需充填的采空区进行充填。.4 -580m以下开拓工程现状(至2010年3月底)(1)-610m中段底板96、沿脉已施工至33A，23线和27线穿脉施工结束，31A穿脉正在施工；-670m中段底板沿脉施工至35线，回风巷道施工至29A，23线和27线穿脉施工结束，31A穿正在施工。底盘沿脉工程主要在龙谭组岩体内，岩体完整性一般。(2)-580m顶板探矿巷道已施工结束，坑内探矿21线至35线，35线以北正在进行探矿，探矿深度到约-670-700m。 开拓方案结合xx矿新老区的建设和生产现状，xx矿床采用主副井开拓方案。即主井为xx主井（提升矿石），副井为xx副井（提升人员和材料设备）；通风由xx副井和冬进风井进风，污风排至东风井+100m地表。-670m中段与-730m中段运输及通风排水方案主要内容有：97、a.矿石提升运输：xx580m以下矿石由铲运机卸入溜井直接下放到-730m中段；再由10t电机车牵引4m3底侧卸式矿车运到xx矿石卸矿站卸矿，经溜井溜至-875m中段,再由875m转运至xx主井旁矿石卸矿站卸矿，经破碎后由xx主井提至地表矿仓。b.废石提升运输：580m以下产生的废石由铲运机铲运到废石溜井至670m中段，再由20t卡车卸入新溜井（-670m-730m）至-730m中段，再由10t电机车牵引4m3底侧卸式矿车运到新废石溜井（-730m-790m），下到790m，由卡车运送到需要充填的采场或冬辅助井卸载站从冬辅助井提升至地表。c.人员、材料、设备的提升由xx副井罐笼承担。 错动界线98、圈定根据北京院对xx矿床的岩石力学研究，该矿体及顶板围岩强度大、稳定性好，选取的岩石移动角为65。以此圈出开采到-730m中段的移动范围和最终移动范围。由于采矿方法采用空场嗣后尾砂充填，而-460m开采至今对地表无明显影响，故xx深部开采对地表影响不大。但建设单位应加强地压监测，及时采取应急措施。 井巷工程及硐室工程支护.1 井巷支护根据地质资料和xx矿床顶底板稳固性，设计对巷道长度的70%采用喷浆支护、支护厚度50mm。30%采用网喷砼支护，支护厚度100mm或砼支护，支护厚度250mm。硐室工程一般采用网喷砼支护，支护厚度100mm，局部岩性不好地段采用钢筋砼支护、支护厚度视具体情况决定。99、.2 硐室工程硐室主要有采区变电所硐室及-730电机车修理硐室；铲运机修理硐室、井下炸药库可利旧，不再设置。 基建进度计划.1 编制依据及原则为了确保老区稳产3000t/d生产能力的原则，结合矿山生产现状及施工条件，建设时间按2年考虑。建设工程安排在-580m、-610m、-670m、-730m中段。工程施工进度指标见表3-5。表3-5 施工进度指标表 序号井巷名称单位掘进速度备 注1回风井m/月302石门、运输巷道单 轨m/月120双轨及斜坡道m/月80（含车场）3天 井m/月604硐 室m3/月4005采准、切割巷道m3/月400.2 基建工程量xx-580m-730m中段基建工程量包括开100、拓工程量158483m3，不计采切工程量。见基建工程量表3-6。 表3-6 基建工程量表 序号工程名称支护净掘长度(m)掘进(m3)支护(m3)掘进断面规格(m)备注断面(m2)1-460m中段7620.7 382.0 1.1充填巷6.15 6.50 900.0 6338.03 315.00 2.5*2.71.221线绕道6.15 6.50 191.5 1225.91 67.02 2.5*2.81.323线存车段12.0 56.78 2-580m中段10107.1 2.1顶岩探矿巷7.42 632.38 4693.5 2.223线穿增加量8.73 28.00 244.3 2.327线穿8.73101、 154.30 1346.3 2.435线穿8.73 194.40 1696.1 2.543A穿8.73 126.54 1104.1 2.6探矿硐室1022.8 3-610m中段24114.21 1942.83 3.123线穿喷砼11.64 12.88 235.0 3027.74 292.11 4.1*3.153.2底沿运输巷喷砼11.64 12.88 528.0 6802.75 656.30 4.1*3.153.327线穿喷砼11.64 12.88 153.0 1971.25 190.18 4.1*3.153.431A线穿喷砼11.64 12.88 143.0 1842.41 177.75 102、4.1*3.153.535线穿喷砼11.64 12.88 132.6 1707.97 164.78 4.1*3.153.6回风巷喷砼8.59 9.08 700.0 6352.50 342.30 3.2*3.03.7采区变电所喷砼11.33 12.27 10.0 122.70 9.40 3.821至23线探矿工程喷砼10.56 11.10 73.0 815.12 39.37 3.7*3.153.919A至23线探矿工程喷砼10.56 11.10 131.0 1471.77 70.65 3.7*3.154-670m中段35141.88 3637.16 4.123线穿脉喷砼13.28 15.13 3103、95.0 5974.4 730.4 4.2*3.6错车段增加量喷砼6.62 7.19 40.0 287.8 22.8 4.2底沿运输巷喷砼13.28 15.13 545.0 8243.1 1007.7 4.2*3.64.327线穿喷砼13.28 15.13 168.9 2554.6 312.3 4.2*3.64.431A线穿喷砼13.28 15.13 155.2 2347.4 287.0 4.2*3.64.535线穿喷砼13.28 15.13 142.0 2147.8 262.6 4.2*3.64.6回风巷喷砼8.59 9.08 745.0 6760.9 364.3 3.2*3.04.7探矿道104、喷砼10.56 11.10 60.0 665.9 32.4 3.7*3.154.8装矿硐室428.0 4.9探矿硐室1042.9 17个4.10采区变电所喷砼15.508119.142717608.0 69.9 4.7*4.3254.11炸药存放点喷砼8.976210.170498.14501.2 547.9 3.5*3.155-690m中段11034.98 529.64 5.1底沿喷砼10.56 11.10 333.8 3704.5 180.0 3.7*3.155.223穿喷砼10.56 11.10 136.4 1513.7 73.6 3.7*3.155.327穿喷砼10.56 11.10 105、152.6 1693.5 82.3 3.7*3.155.431A穿喷砼10.56 11.10 176.2 1955.3 95.0 3.7*3.155.535穿喷砼10.56 11.10 183.1 2031.7 98.7 3.7*3.155.623线2#溜井联络道10.49 10.49 6.0 62.9 0.0 3.6*3.15.731A溜井联络道10.49 10.49 7.0 73.4 0.0 3.6*3.16-710m中段8431.83 402.57 6.1底沿喷砼10.56 11.10 298.2 3308.9 160.8 3.7*3.156.223穿喷砼10.56 11.10 157.106、4 1746.7 84.9 3.7*3.156.327穿喷砼10.56 11.10 126.5 1403.8 68.2 3.7*3.156.431A穿喷砼10.56 11.10 141.0 1564.7 76.0 3.7*3.156.523线2#溜井联络道喷砼10.49 10.49 7.0 73.4 0.0 3.6*3.16.629A溜井联络道喷砼10.56 11.10 23.4 259.7 12.6 3.7*3.156.731A溜井联络道喷砼10.49 10.49 7.1 74.5 0.0 3.6*3.17-730m中段46136.00 3355.81 7.123线石门喷砼10.80 11.107、66 1473.0 17178.1 1272.7 3.5*3.5错车段增加量喷砼5.59 5.97 20.0 119.5 7.7 7.2底沿运输巷喷砼10.62 11.68 577.0 6738.8 613.9 3.5*3.57.327线穿喷砼10.62 11.68 111.0 1296.4 118.1 3.5*3.57.431A线穿喷砼10.62 11.68 111.0 1296.4 118.1 3.5*3.57.535线穿喷砼10.62 11.68 111.0 1296.4 118.1 3.5*3.57.6回风巷喷砼10.38 10.46 775.5 8108.2 55.1 3.5*3.5108、7.7机车维修硐室喷砼5650.1 473.2 7.8牵引配电硐室喷砼682.4 74.9 7.9探矿硐室1555.9 7.10装矿硐室720.0 120.0 7.11矿石卸矿站（4m3底侧卸式）钢筋砼747.0 192.0 7.12废石卸矿站（4m3底侧卸式）钢筋砼747.0 192.0 7斜坡道8264.54 742.64 8.1-670至-710段喷砼10.527211.6726452.4 5280.7 518.2 3.7*3.358.2调车硐室及联络道43.0 600.0 3.6*3.158.3-730至-710段喷砼10.527211.6726111.8 1305.3 128.1 3109、.7*3.358.4调车硐室12.0 166.9 3.6*3.158.5错车段喷砼20.315222.716940.1 911.6 96.4 9井筒6077.78 9.1-670至-580回风井9.62 90865.4 9.2-730至-670回风井9.62 60577.0 9.327线回风井(-670至-690)4.00 2080.0 9.423线溜井(-580至-730)7.07 1501060.3 9.523线措施井(-670至-730)4.00 60240.0 9.623线措施井(-610至-670)4.00 120480.0 9.727线措施井(-610至-670)4.91 6029110、4.6 9.833线溜井(-670至-730)7.07 60424.1 9.935线措施井(-610至-670)4.00 60240.0 9.1035线措施井(-580至-610)4.00 30120.0 9.1135B线溜井(-670至-730)7.07 60424.1 9.1229A线溜井(-670至-730)7.07 60424.1 9.1331A线溜井(-610至-730)7.07 120848.2 团山开拓合计156929 10993 说明:由业主提供的资料可资xx的近矿围岩稳定性相对差,计价时以上巷道50%锚网喷支护计价。3.8 充填设施充填系统xx矿床充填系统利用xx铜矿开拓设计111、充填系统，即充填料在地表制备，共6路充填管路通过充填钻孔下至-280m中段，其中4路经-280m中段充填巷道通过充填钻孔下至-670m中段接xx矿段井下充填管道。另外2路充填管道为改建的老区充填系统，通过团山盲井下至-390m、-460m；xx矿段充填巷道分别布设在-390m中段23线、29线、31B和35A穿脉线上，充填巷道和充填管道正在施工。-580m以上采空区充填，充填管路布置在-390m 中段由充填钻孔放尾砂浆进入采空区。-580m以下采空区充填：是在-390m中段35线的充填管线上破口接管至回风井（长36m），由35线回风井（-390-460）下放至-460m中段（长75m），由35112、线回风井（-390-460）下口接水平管至xx风井（-520-460）上口（长324m），由xx风井（-520-460）下放至-520m中段（长60m），由xx风井（-520-460）下口接水平管至回风井（-520-580）上口（长108m），由回风井（-520-565）下放至-565m水平（长45m），接管沿底板沿和盘区间柱中的川脉对、盘区的采空区进行充填（长343m），由29线接管至已报废溜井（520580）（长132m），由-565m下放至-580m（长15m），由-580m接管沿底板沿和盘区间柱中的川脉对、盘区的采空区进行充填（长369m）。全线长1507m，采用双金属复合管D =15113、2mm，=18mm，长1507m2。打倾斜钻孔=165mm，共10个钻孔，每个钻孔平均长20m，钻孔套管采用双金属复合管D =152mm，=18mm，长20m10。充填-670m中段的采空区。钻机硐室4.543.5=63m3，共7个。充填方案矿床采用大盘区阶段矿房法回采嗣后充填，充填方案以尾砂充填为主。各盘区充填方案及充填顺序安排如下：(1)#和#盘区-490m以上：-490m以上23#矿柱回采结束后，即可进行充填；充填方式为全尾砂充填，下部采用尾胶垫层，尾胶垫层高度为堑沟拉底层高度约15m。-490m以下：-580m 中段采后充填，充填后方可进行-580m以下回采，采用全尾砂充填，下部采用尾114、胶垫层，垫层厚度10m；-670m 中段采后充填，采用全尾砂充填。(2)#盘区本盘区-580m以上目前还没有回采。-527m以上回采结束后进行全尾砂充填，下部尾胶垫层，垫层厚度为拉底层高度约15m。-565m采场和-670m采场采后同时充填，采用全尾砂充填，其中-670m采场尾胶垫层1015m。(3)#盘区本盘区是-580m以上大盘区首采盘区，盘区跨度大，采空区能否及时处理关系矿床整体开采的安全。-610m以上：-610m底盘采场应及时开采，回收上部底台，采后进行充填处理。充填方式：下部胶结充填8m，然后尾砂充填15m，之后胶结充填1015m，以上全部尾砂充填。-670m以上：-610m顶板采115、场和-670m采场采后全尾砂充填，-670m底部充填15m尾胶垫层。(4)#盘区-610m以上：-565m回采结束及-565m底柱回收后进行全尾砂充填处理采空区，下部尾砂胶结充填垫层15m。670m采场采后全尾砂充填，底部充填尾胶垫层15m。充填料(1)尾砂充填料全尾砂充填料为选矿厂排出，经脱水浓度达到70%以上高浓度全尾砂，全尾砂未经分级处理，含泥量较大，渗水性不好，但经东、西xx空区和xx矿体二步骤回采充填表现，全尾充填满足充填要求。(2)尾砂胶结充填料xx铜矿全尾砂胶结充填料为水泥和全尾砂混合物，根据所需充填体强度要求，现xx矿床一步骤矿柱采场充填体灰砂比分别为：1:4、1:8和1:10116、不等。xx矿体尾砂胶结充填体作用主要为防止裂隙跑砂，改善矿柱受力条件，充填体强度不小于0.5MPa。3.9 矿井通风 通风系统及通风方式选择采用对角式通风系统，新鲜风从xx付井进入，东风井回风的对角式通风系统，多级站抽出式通风方式。根据系统风量风阻，设计仍利用-460m、-520m风机为一级机站，东风井+100m井口风机为二级机站的两级通风系统。xx矿段现采用多级机站的通风方式，分别在-460m和-520m回风道安装一台K45-6-19风机，功率为200kW，东风井+100m井口风机FCDZ-8-23，功率为2200kW。3.9.2 风量及通风系统的确定根据1800t/d生产能力，估算xx矿段117、矿井总需要风量为60m3/s。矿井的需风网按用风点的需风量强制通风设计，xx矿段-670m、-730m开拓时，新鲜风流由xx付井进入各种需风巷道，清洗工作面后，污风经回风巷道进入东风井排至地表。 局部通风独头巷道掘进以及通风困难地点采用局部通风机通风，局扇型号为JK40-15.5，两台。3.10 坑内排水根据日常水文观测数据，目前xx-580米以上（-520-580米）坑道涌水量约为2000米3/d，矿坑水主要是生产用水，预测未来（-670m-730m）矿坑水量约2500米3/d(含生产用水)。根据目前正在施工的xx铜矿-730m排水方案，由于坑道涌水量不大，所以xx铜矿老区各中段涌水分别采用118、放水钻孔下到-730m水泵房、扬送至地表。3.11 辅助设施-730m中段设电机车修理硐室; -670m中段设无轨设备修理硐室;工程需要的其他辅助设施可以利旧,本工程不再设置。4 公用辅助设施4.1 提升、运输系统提升系统利用xx铜矿现有的提升系统，人员、设备和材料由xx副井提升，矿石由xx主井提升，废石由xx辅助井提升。主运输系统考虑与花树坡580m下部系统共用，将主运输系统设在730m。xx580m以下矿石由铲运机卸入溜井直接下放到-730m中段；再由10t电机车牵引4m3底侧卸式矿车运到新主溜井（-730m-875m）,875m转运至920m破碎后通过962m胶带机送到箕斗计量硐室，装箕119、斗后经xx主井提至地表矿仓。580m以下产生的废石由铲运机铲运到废石溜井至670m中段，再由20t卡车卸入新溜井（-670m-730m）至-730m中段，再由10t电机车牵引4m3底侧卸式矿车运到新主溜井（-730m-790m），下到790m，由卡车运送到xx二步骤回采充填采场或冬辅助井卸载站从冬辅助井提升至地表。-730m 中段铺设30kg/mg钢轨，轨距762mm。4.2 通风系统采用对角式通风系统，新鲜风从xx付井进入，东风井回风的对角式通风系统，多级站抽出式通风方式。根据系统风量风阻，设计仍利用-460m、-520m中段风机为一级机站，东风井+100m井口风机为二级机站的两级通风系统。120、xx矿段现采用多级机站的通风方式，分别在-460m和-520m回风道安装一台K45-6-19风机，功率为200kW，东风井+100m井口风机FCDZ-8-23，功率为2200kW。4.3 排水系统xx铜矿老区各中段涌水分别采用放水钻孔下到-730m水泵房、扬送至地表。4.4 供风、供水系统xx铜矿床的开采为老区3000t/d的重要组成部分，其供风、供水利用老区现有的供风、供水系统。利用xx副井中的现有供风、供水管道，在670m接出8寸、4寸无缝钢管至团山副井石门，再用6寸无缝钢管和3寸无缝钢管将风、水接到xx670m中段。4.5 电气4.5.1 设计依据矿山电力设计规范 GB 50070-20121、09；有色金属矿山电力设计规范 YS 5030-1996；金属非金属露天矿山安全规程 GB16423-1996；10kV及以下变电所设计规范 GB50053-1994；供配电系统设计规范 GB50052-1995；低压配电设计规范 GB50054-1995；采矿等相关专业提供的技术条件和资料。4.5.2 设计范围本工程为xx铜矿xx矿床-580m以下矿段探采工程项目的可研设计,内容包括-610m、-670m、-730m三个中段的所有用电设备：中、低压供配电系统；电气传动及相关的控制系统、电气安全；4.5.3 负荷性质本工程用电设备属于三级电力负荷。4.5.4 电源本工程一回中压6kV电源从xx122、-580m中段引来至-670m主采区变电所，长约1km，其供电能力、质量均可满足本工程全部电气计算负荷需量要求。4.5.5 负荷计算安装数量：34台（套）；工作数量：31台（套）；安装容量：1110kW；工作容量：1094kW；计算负荷：有功功率Pjs=761kW；无功功率Qjs=695kvar；视在功率Sjs=1034kVA。总企业年电能消耗量计算：Wy=nPjsTn=0.527615580=221104kWh；式中：年平均有功负荷系数n=0.55(考虑到-610m中段和-670m中段生产不会同步生产,故调整将n=0.52)；有功功率Pis=761kW；年实际工作小时Tn=5580h。备注：123、计算参数取自工业与民用配电设计手册2005年三版。4.5.6 供配电电压中压供电源电压：6kV；铲运机电源电压：1kV；低压配电、电气传动电压：0.38kV；控制电压：0.22kV；巷道固定式照明电压：0.22kV；采区移动照明电压：0.036kV；4.5.7 供配电系统本工程在610m中段及-670m中段中段各设置一座采区变电所， 所内各设:一台250kVA矿用6/1kV铲运机专用干式变压器；一台315kVA矿用6/0.4kV配电干式变压器。在-730m中段中段设置一座采+牵变电所， 所内各设:一台160kVA矿用6/0.4kV配电干式变压器；一套矿用一般型牵引电机车整流装置。4.5.8 设124、备装备水平（1）电力变压器选用H级绝缘低损耗有外壳矿用干式变压器；（2）中压6kV开关设备选用KGS1-D型矿用一般型手车真空开关柜，交流操作；（3）低压0.4kV配电屏选用KDC-1型矿用一般型开关柜；（4）照明配电箱、电源检修箱及磁力起动器一般采用IP54防护；4.5.9接地及电气安全（1）本工程低压配电系统为中性点不接地系统（不引出载流中性线）。（2）所有电气设备、管线的金属外壳导电部分均接PE线保护。移动用电设备附近应加装独立的局部接地装置。（3）低压配电（含照明）系统的馈电线路均装设检漏保护装置,动作于信号。（4）电气系统接地电阻：2。4.6 电信本工程电话通信系统延续xx原有调度交125、换系统,在-610m中段、-670m中段、-730m中段各相对重要位置各布置两门终端电话。用电负荷计算表序号用电设备名称数量(台)设备功率（kW）Kxcostg计算负荷备注安装工作安装工作kWkvarkVA一-610m采区变电所1铲运机226321260.80.780.72100.80 72.58 额定电压：1kV小计22126126101.00 73.00 1256/1kV变压器容量.变损2502502.64 0.73 =0.5折合到6kV側104.00 74.00 1282T150钻机配套空压机112002000.80.71.02160.00 163.20 3局扇22112220.650.126、780.8814.30 12.58 4照明4444160.950.780.3315.20 5.02 5铲运机检修1130300.250.352.677.50 20.03 小计88268268197.00 200.83 同时系数P=0.9Q=.95177.00 191.00 2606/0.4kV变压器容量.变损3153152.94 0.85 =0.83折合到6kV側180.00 192.00 263二-670m采区变电所1铲运机336331890.80.780.72151.20 108.86 额定电压：1kV小计33189189151.20 108.86 1866/1kV变压器容量.变损2502127、502.64 0.73 =0.75折合到6kV側154.00 110.00 1892T150钻机配套空压机112002000.80.71.02160.00 163.20 3局扇22112220.650.780.8814.30 12.58 4照明4444160.950.780.3315.20 5.02 5铲运机检修1130300.250.352.677.50 20.03 小计88268268197.00 200.83 同时系数P=0.9Q=.95177.00 191.00 2606/0.4kV变压器容量.变损3153152.94 0.85 =0.85折合到6kV側180.00 192.00 26128、3三_730m采+牵变电所1振动放矿机635.5616.50.550.651.179.08 10.62 2掘进设备1160600.550.780.8833.00 29.04 583照明4444160.950.780.3315.20 5.02 4电机车检修1130300.250.352.677.50 20.03 小计129139122.564.78 64.70 同时系数P=0.9Q=.9558.00 62.00 926/0.4kV变压器容量.变损1601601.41 0.38 =0.585牵引整流装置113041200.70.80.7584.00 63.00 108附6kV整流变压器合计1310129、259242.5折合到6kV側143.00 127.00 191总计343111101094761.00 695.00 10345 安全与工业卫生5.1 设计依据和设计原则 设计依据（1）金属非金属矿山安全规程 GB16423-2006（2）工业企业设计卫生标准 GBZ1-2002（3）其它相关专业的设计规范、规程。 设计原则（1）贯彻安全第一、预防为主的方针，保障劳动者在劳动过程中的安全健康。（2）认真做好“三同时”使职工安全和卫生技术措施与主体工程同时设计、同时施工、同时投产。（3）采用先进工艺和设备，提高生产过程中的安全性和可靠性。5.2 工业卫生措施 井下防尘凿岩、爆破、破碎装运等作业130、点为产尘点处，危害操作人员的身体健康，必须采取防治措施。坑内凿岩均采用湿式凿岩，矿石卸载处等局部产尘点均进行喷雾降尘，操作人员配戴防尘口罩。加强通风防尘管理，确保坑内空气中含尘量低于2mg/m3。 防噪井下凿岩机、局扇、压风机房等产生噪声的工作岗位，工作人员配备防声棉、耳塞或耳罩等个体防护措施外，为控制空压机系统噪音，设计隔音室作为降噪方式。5.3 矿山安全措施（1）矿山必须严格执行国家颁布的有关安全卫生条例和规程组织生产，坚持安全第一、预防为主，、。建立安全责任制，确保井下生产安全、通风、防尘、防火、排水等设施齐全、运转正常。（2）防坠措施：竖井、天井、溜井口处采取安全措施。竖井井口和各中段131、连接处设安全门、调车场安装阻车器；天井、溜井和漏斗口处安装红灯示警标志、照明、护栏和盖板。及时封闭已结束放矿的采空区出入口。（3）对开采过程中逐步形成的采空区，在生产过程中应加强观察和监测，及时充填采空区。合理安排采充顺序，确保回采过程中的人员安全。（4）井下主要巷道岔点处设安全口标志，各中段付井车场处设中段平面简图，标明进出方向。（5）通风井应设人行梯子，作为第二安全出口。5.4 安全技术措施 xx矿床-580m以下采矿方法论证与矿岩稳定性研究是采用数值模拟对影响-580m以下回采和上部采空区的稳定性进行分析以及-580m以下采场回采后的矿柱和顶底板的稳定性进行了分析，从模拟结果来看，盘区的132、尺寸还是顶板破坏的主要因素，模拟结果所显示出的破坏是必然破坏，一是因为在强度折减上采用的折减系数较小，二是仅仅考虑了静力作用，动力作用因无法定量来予以考虑。模拟结果表现出的顶板拉应力说明盘区尺寸过大，其超过抗拉强度说明必然会出现垮落，由于回采过程是一个渐进过程，因此垮落所表现出的方式以局部冒落为主。对-580m以下的开采其盘区尺寸通过留设矿柱进行了调整，由于岩体构造的存在，仍有可能出现局部冒落，鉴于此，对上部采空区及对下部开采提出如下措施及要求：（1）对上部采空区尺寸过大的采场，需要对回采方案进行调整，具体矿柱留设已体现在方案设计中。但由于已形成的空区已成事实，因此在生产中要预防因顶板冒落所造133、成的危害，具体在出矿过程中应采取留矿石垫层，使采空区和出矿工作面隔离，对于频繁出现冒落的采场应暂停出矿，待顶板相对稳定后再行出矿，对已形成与采空区联通的出矿进路设置阻波墙或进行封闭。（2）上部采场出矿结束后应尽快安排充填对空区进行处理。充填处理空区后，一是限制了顶板围岩的位移，改善顶板的受力状态，同时也消除顶板冒落的势能，不致造成因冒落而产生的强大冲击波。（3）下部采场回采后，中段矿柱应力集中明显，因剪切作用而造成矿柱表面出现拉应力，虽不致使矿柱失稳破坏，但开采过程应加强对矿柱的保护，一是在凿岩时进行控制，炮孔与矿柱应保持一定的距离；二是爆破时降低装药量，有条件的采场尽可能采用光面或预裂爆破等134、控制爆破的措施；三是充填时采用适当尾胶垫层，改善矿柱受力条件。（4）上部采场充填时，下部采场回采工作应错开进行。充填将使下部采场矿岩含水量增加，矿岩特别是顶板围岩的强度将降低，并因此可能造成顶盘围岩失稳冒落。充填水进入采场恶化采出矿作业条件，严重时可能产生突水事故。（5） 考虑到间柱和中段矿柱的资源量较大，为给今后矿柱回采创造条件，上部采空区充填时应考虑在采场底部采用胶结充填，充填高度与矿柱高度有关，否则将给今后二次资源利用增加困难；另外胶结充填还可改善中段矿柱的受力状态。（6）无论是上部采空区的顶板还是下部采场的顶板应进行顶板位移监测，xx铜矿与中钢马鞍山矿山研究院已签订老区地压监测合同，及135、时掌握顶板围岩的位移变化，指导矿山的安全生产。 5.5 其它措施（1）按公安消防部门的规定，在重要部位配置相应种类数量的消防器材、消防设备和设施。（2）利用矿山原有医疗室、矿山救护队、坑口浴室、洗衣房、更衣室等设施，本设计不另增加。（3）矿山已设安全人员编制、负责矿山安全管理及职工安全教育工作，新增工区应配安全员。（4）井下设就餐室、室内供符合卫生标准的饮用水。6 环境保护6.1 建设地区环境现状xx铜矿位于安徽省铜陵市xx区境内，为一地下开采矿山。距芜铜铁路xx站2公里，距铜陵市7.5公里。水陆交通十分便利。矿区地理环境优美，自矿山建设以来，在各级主管部门及矿山职工的努力下，加大环保投资力度136、，设有井下水处理及回风设施，尾矿处理设施，地面充填站等环保设施，基本做到“三废”排放。各项环境指标均达到环保法规的要求。6.2 主要污染源和主要污染物及治理措施 建设工程简介xx铜矿老区生产规模为3000t/d，随着矿山的持续开采，开采水平逐渐下降，要保证矿山的持续稳产，矿山生产能力仍为3000t/d，故矿山没有增加新的污染源和污染物。采矿工艺采用中深孔和大孔回采空场采矿法，空区采用全尾砂充填。 设计采用的环境保护标准大气污染物综合排放标准 GB16297-1996（二级）污水综合排放标准 GB8978-1996（二级）环境空气质量标准 GB3095-1996（二级） 主要污染物及治理措施（1137、）该矿现有通风设施齐全，xx矿体开拓增加部分通风量，地表风机的容量能够满足设计要求，废气中含微量尘（约2mg/m3），远低于大气污染物综合排放标准（GB1629-1996规定的限值150mg/m3，颗粒物），故对该地区大气环境无明显影响。（2）废 水井下废水主要为裂隙涌水及生产用水，xx矿体利用xx-875m中段排水泵房，将涌水排到地表，经地表水池沉淀后，作为工业用水经选厂工业污水合并处理后，返回矿区工业用水系统。坑内排水对该地区的水环境无明显影响。矿山将细粒尾矿用砂泵扬至尾砂库、尾矿库回水，返回矿区高位水池作工业用水，鉴于xx矿石性质和上部矿石性质基本一致，预测尾矿库排放水质无明显变化。（3138、）固体废弃物a.废 石本开拓工程生产掘进废石和基建废石可充填采空区。所有废石全部用于充填井下采空区，矿山基本无废石外排。b.尾 矿该矿所产尾矿经分级后，绝大部分尾矿用于井下充填，细颗粒尾砂输送到尾矿库堆存，本工程投产后，维持现有的尾砂日产量水平。尾矿库在服务年限结束时将进行复垦、绿化。（4）噪 声本项工程新增设备均在井下，不增加地表噪声源，因此对矿区及周围环境无噪声影响。6.3 建设项目对环境影响分析本项目为采选工程，在设计中工艺及各专业认真落实“三同时”，基本无“三废”外排。预计项目投产后，对该地区的大气环境、水环境及声环境均无明显影响。7 投资估算及资金筹措7.1 说明建设项目估算总投资=139、建设投资+建设期利息+流动资金建设投资=工程费用（建筑工程费、设备购置费、安装工程费）+工程建设其它费用+预备费7.2 概述建设项目估算总投资为：14962.01万元。其中：建设投资13503.61万元，建设期利息725.49万元，流动资金732.91万元。项目资本金4488.60万元，资本金比例30%。投资估算详见表7-1 、7-2。7.3 建设投资7.3.1 编制依据（1）主要工程量：由各专业设计人员提供工程量及设备材料清单。（2）井巷工程：按有色金属工业协会2008年矿山井巷工程预算定额直接费部分，辅助费部分及现行类似工程指标计取。（3）建筑及安装工程：依据类似工程指标计取。（4）设备价140、格：采用2012年机电产品报价手册及厂家报价计取。（5）材料价格：主要材料价格依据2012年6期铜陵市建设工程造价信息及市场价。（6）其它费用：采用2008年有色金属工业协会建安工程费用定额及工程建设及其他费用定额计取。（7）预备费：按12计取。7.3.2 估算结果项目建设投资13503.61万元，其中：建筑(开拓)工程费用9281.52万元，设备购置费430.84万元，安装工程费719.01万元，工程建设其他费用1625.42万元，预备费1446.82万元。7.4 流动资金流动资金采用分项详细估算法，达产年所需全部流动资金：732.91万元。流动资金估算详见表7-3。7.5 建设投资使用计划141、项目建设期2年，运营期19年。建设投资根据工程实施情况安排。流动资金在投产期初按生产负荷投入使用。投资计划详见表7-4。7.6 资金筹措项目建设投资13503.61万元，其中：自有资金3370万元，申请银行长期借款10069.27万元。长期贷款年利率为6.55%，建设期还息不还款，建设期利息为725.49万元。项目流动资金732.91万元，其中：30%为自有资金，70%申请银行短期借款，借款年利率年利率为6%。项目资本金为4315.36万元，其中：用于建设投资3370.00万元，用于铺底流动资金219.87万元，用于建设期利息725.49万元。资本金比例为30%。项目资金筹措详见表7-4。表7142、-4 项目总投资使用计划与资金筹措表 单位：万元序号项目名称合计计 算 期第1年第2年第3年第4年第5年第6年1投资总额14962.01 8261.42 5903.34 490.96 207.36 0.00 0.00 1.1建设投资13503.61 8063.56 5375.71 -34.60 0.00 0.00 0.00 1.2建设期利息725.49 197.86 527.63 1.3流动资金732.91 525.55 207.36 0.00 0.00 2资金筹措14962.01 8261.42 5903.34 490.96 207.36 0.00 0.00 2.1项目资本金4315.36 143、2219.86 1875.63 123.07 62.21 0.00 0.00 用于建设投资3370 2022.00 1348.00 -34.60 0.00 0.00 0.00 用于流动资金219.87 157.67 62.21 0.00 0.00 用于建设期利息725.49 197.86 527.63 0.00 0.00 0.00 0.00 2.2债务资金10582.31 6041.56 4027.71 367.89 145.15 0.00 0.00 用于建设投资10069.27 6041.56 4027.71 0.00 0.00 0.00 0.00 用于流动资金513.04 367.89 1144、45.15 0.00 0.00 用于建设期利息2.3其他资金表7-1 总 估 算 表 序号工程和费用名称估 算 价 值 （ 万 元 ）技术经济指标建筑(开拓)工程设 备安装工程其它费用总 值单位数量单位价值（元）一工程费用1巷道工程9181.88 9181.88 2铺轨133.32 133.32 3井下运输设备180.2180.20 4供风管、供水管195.10 195.10 5供电设备及安装250.64 20.05 270.69 6供电材料及安装103.78 103.78 7地质探矿70.41 70.41 8充填29.24 266.76 296.00 小计9281.52 430.84 719145、.01 10431.37 二其他费用1625.42 1625.42 三工程预备费1446.82 1446.82 四建设期贷款利息725.49725.49五流动资金732.91732.91六建设项目总投资9281.52 430.84 719.01 4530.64 14962.01 表7-2 综合估算表序号工程和费用名称估 算 价 值 （ 万 元 ）技术经济指标建筑工程(开拓)设 备安装工程其它费用总 值单位数量单位价值（元）一工程费用1巷道工程1.1 -460m中段充填巷323.24 323.24 m36338.03 51021线绕道51.49 51.49 m31225.91 42023线存车段146、2.56 2.56 m356.78 4501.2-580m中段顶岩探矿巷211.21 211.21 m34693.50 45023线穿增加量10.99 10.99 m3244.31 45027线穿60.58 60.58 m31346.27 45035线穿76.33 76.33 m31696.14 45043A穿49.68 49.68 m31104.06 450探矿硐室46.02 46.02 m31022.77 4501.3-610m中段23线穿196.80 196.80 m33027.74 650底沿运输巷442.18 442.18 m36802.75 65027线穿128.13 128.13147、 m31971.25 65031A线穿119.76 119.76 m31842.41 65035线穿111.02 111.02 m31707.97 650回风巷349.39 349.39 m36352.50 550采区变电所7.36 7.36 m3122.70 60021至23线探矿工程44.83 44.83 m3815.12 55019A至23线探矿工程80.95 80.95 m31471.77 5501.4-670m中段23线穿脉406.26 406.26 m35974.38 680错车段增加量17.27 17.27 m3287.76 600底沿运输巷560.53 560.53 m3824148、3.13 68027线穿173.71 173.71 m32554.61 68031A线穿159.62 159.62 m32347.40 68035线穿146.05 146.05 m32147.75 680回风巷371.85 371.85 m36760.88 550探矿道36.62 36.62 m3665.85 550装矿硐室0.36 0.36 m38.00 450探矿硐室46.93 46.93 m31042.93 450采区变电所40.74 40.74 m3608.01 670炸药存放点301.58 301.58 m34501.19 6701.5-690m中段底沿203.75 203.75 m149、33704.46 55023穿83.25 83.25 m31513.70 55027穿93.14 93.14 m31693.48 55031A穿107.54 107.54 m31955.27 55035穿111.75 111.75 t2031.73 55023线2#溜井联络道2.83 2.83 m362.93 45031A溜井联络道3.30 3.30 m373.42 4501.6-710m中段底沿181.99 181.99 m33308.94 55023穿96.07 96.07 m31746.75 55027穿77.21 77.21 m31403.83 55031A穿86.06 86.06 m150、31564.75 55023线2#溜井联络道3.30 3.30 m373.42 45029A溜井联络道14.28 14.28 m3259.68 55031A溜井联络道3.35 3.35 m374.47 4501.7-730m中段23线石门1030.69 1030.69 m317178.13 600错车段增加量6.93 6.93 m3119.46 580底沿运输巷431.28 431.28 m36738.78 64027线穿82.97 82.97 m31296.37 64031A线穿82.97 82.97 m31296.37 64035线穿82.97 82.97 m31296.37 640回风巷151、389.19 389.19 m38108.17 480机车维修硐室339.01 339.01 m35650.11 600牵引配电硐室44.35 44.35 m3682.35 650探矿硐室70.02 70.02 m31555.90 450装矿硐室54.00 54.00 m3720.00 750矿石卸矿站（4m3底侧卸式）56.03 56.03 m3747.00 750废石卸矿站（4m3底侧卸式）56.03 56.03 m3747.00 7501.8斜坡道-670至-710段343.25 343.25 m35280.70 650调车硐室及联络道27.00 27.00 m3600.00 450-7152、30至-710段84.85 84.85 m31305.35 650调车硐室7.51 7.51 m3166.93 450错车段59.25 59.25 m3911.58 6501.9井筒-670至-580回风井41.54 41.54 m3865.44 480-730至-670回风井27.69 27.69 m3576.96 48027线回风井(-670至-690)3.84 3.84 m380.00 48023线溜井(-580至-730)50.89 50.89 m31060.26 48023线措施井(-670至-730)11.52 11.52 m3240.00 48023线措施井(-610至-670)153、23.04 23.04 m3480.00 48027线措施井(-610至-670)14.14 14.14 m3294.60 48033线溜井(-670至-730)20.36 20.36 m3424.10 48035线措施井(-610至-670)11.52 11.52 m3240.00 48035线措施井(-580至-610)5.76 5.76 m3120.00 48035B线溜井(-670至-730)20.36 20.36 m3424.10 48029A线溜井(-670至-730)20.36 20.36 m3424.10 48031A线溜井(-610至-730)40.71 40.71 m384154、8.21 480小计9181.88 9181.88 2铺轨133.32 133.32 3井下运输设备180.20 180.20 4供风管、供水管195.10 195.10 5供电设备及安装250.64 20.05 270.69 6供电材料及安装103.78 103.78 7地质探矿7.1坑内钻48.30 48.30 m2100 230 7.2钻机硐室8.82 8.82 m3232 380 7.3刻槽取样1.20 1.20 7.4钻孔取样1.20 1.20 7.5化验分析10.89 10.89 小 计70.41 70.41 8充填8.1管道安装266.76 266.76 8.2充填钻孔11.60155、 11.60 8.3硐室17.64 17.64 小 计29.24 266.76 296.00 合计9281.52 430.84 719.01 10431.37 二其他费用1业主管理费104.31 104.31 2工程监理费250.83 250.83 3工程前期费用487.08 487.08 4工程保险费52.16 52.16 5办公及生产家具购置费20206设计费430.34 430.34 7环评费30.00 30.00 8安评费65.00 65.00 9联合试运转费62.59 62.59 10工程招标费31.29 31.29 11巷道工程维护费用91.82 91.82 合计1625.42 1156、625.42 三工程预备费1446.82 1446.82 四建设期贷款利息725.49725.49 五流动资金732.91732.91 六建设项目总投资9281.52 430.84719.014530.64 14962.01 表7-3 流动资金估算表 单位：万元序号项目名称最低周转天数周转次数计 算 期1234567891011121314151617181920211流动资产670 973 973 973 973 973 973 973 973 973 973 973 973 906 906 906 906 906 906 1.1应收账款3012318 454 454 454 454 454157、 454 454 454 454 454 454 454 407 407 407 407 407 407 1.2存货288 442 442 442 442 442 442 442 442 442 442 442 442 435 435 435 435 435 435 原材料3012130 216 216 216 216 216 216 216 216 216 216 216 216 216 216 216 216 216 216 燃料301214 24 24 24 24 24 24 24 24 24 24 24 24 24 24 24 24 24 24 在产品57243 59 59 59 59158、 59 59 59 59 59 59 59 59 59 59 59 59 59 59 产成品1036 101 143 143 143 143 143 143 143 143 143 143 143 143 136 136 136 136 136 136 1.3现金152464 77 77 77 77 77 77 77 77 77 77 77 77 64 64 64 64 64 64 2流动负债144 240 240 240 240 240 240 240 240 240 240 240 240 240 240 240 240 240 240 2.1应付账款3012144 240 240 240159、 240 240 240 240 240 240 240 240 240 240 240 240 240 240 240 3流动资金526 733 733 733 733 733 733 733 733 733 733 733 733 666 666 666 666 666 666 4流动资金当期增加额526 207 0 0 0 0 0 0 0 0 0 0 0 -67 0 0 0 0 0 8 财务评价依据国家发展改革委、建设部发布的建设项目经济评价方法与参数（第三版）和投资项目可行性研究指南的评价原则和方法、国家有关的财税法规及建设单位提供的有关资料，对本项目效益进行分析。项目计算期21年，其160、中：建设期2年，运营期19年。8.1 成本与费用依据国家现行的企业财务会计制度及有关税法规定，总成本费用系指在运营期内为生产产品或提供服务所发生的全部费用。本项目总成本费用按生产成本加期间费用估算法进行计算：总成本费用=生产成本+期间费用生产成本=直接材料费+直接燃料和动力费+直接工资及福利费+制造费用期间费用=管理费用+营业费用+财务费用经营成本=总成本费用-折旧性质维简费-利息支出8.1.1 生产成本生产成本是指企业生产过程中实际消耗的直接材料、直接燃料和动力、直接工资和制造费用。（1）直接材料费本项目主要直接材料为企业生产过程中实际消耗的辅助材料，价格参照国内过去一年的原材料市场价格，同161、时考虑价格走势确定。（2）直接燃料及动力费生产所需燃料及动力主要包括柴油和电，各消耗量根据工艺确定，均按市场价计。（3）直接工资及福利费直接工资包括企业直接从事产品生产人员的工资、奖金、津贴和补贴。直接福利费是指直接从事产品生产人员的职工福利费。本项目直接从事生产的人员65人，工资及福利按80000元/人年计。（4）选矿加工费选矿加工费含税价按65元/吨计。（5）制造费用制造费用包括企业各个生产单位（车间）为组织和管理生产所发生的生产单位管理人员、生产服务人员的工资和福利费，生产单位房屋建筑物、机器设备等的折旧费，修理费（生产单位和管理用房屋、建筑物、设备）、维简费、办公费、差旅费、水电费、机162、物料消耗费、劳动保护费、季节性和修理期间的停工损失等。为简化计算，可归纳为以下几类进行估算。a.维简费根据矿业权评估收益途径评估方法修改方案，采矿系统固定资产不再按其服务年限提取折旧，而是按财政部门的规定以原矿产量计提维简费，列入总成本。本项目按18元/t原矿计取，达产年维简费为1782万元。b.修理费修理费即各生产单位对其固定资产进行维护、修理所发生的费用（包括修理人员的工资及福利）。本项目修理费：投资按建筑工程固定资产原值的的2%和设备固定资产原值的5%计取。c.安全费用依据安徽省关于调整煤矿、非煤矿山、危险化学品、民用爆破器材、烟花爆竹生产企业安全费用提取标准的通知中的规定，对井下非煤矿163、山按16.5元/吨提取安全生产费用. d.其它制造费用其它制造费用是制造费用中扣除维简费、折旧费和修理费后其余部分。本项目其它制造费用按类似指标计取。8.1.2 期间费用期间费用是指在一定的会计期间发生的与生产经营没有直接关系和关系不密切的管理费用、财务费用和销售费用。期间费用不计入产品的生产成本，直接体现为当期损益。（1）管理费用指企业为组织和管理企业生产经营所发生的管理费用，包括企业的董事会和行政管理部门在企业的经营管理中发生的，或者应当由企业统一负担的公司经费(包括行政管理部门职工、全厂性生产服务人员工资和福利费、修理费、物料消耗、低值易耗品摊销、办公费和差旅费等)、工会经费、劳动保险费164、董事会费、聘请中介机构费、咨询费(含顾问费)、诉讼费、业务招待费、房产税、车船使用税、土地使用税、印花税、技术转让费、矿产资源补偿费、无形资产摊销、职工教育经费、研究与开发费、排污费、存货盘亏或盘盈(不包括应计入营业外支出的存货损失)、计提的坏账准备和存货跌价准备等。管理费用按企业类似指标计取，年费用约650万元。（2）财务费用指企业为筹集所需资金而发生的费用。本次可研主要是指各贷款在生产期发生的利息。（3）营业费用本项目销售费用参照类似企业指标，年费用约305.17万元。8.1.3 成本与费用估算估算结果见详见表8-1。8.2 损益估算8.2.1 销售收入本项目产品为铜精矿。产品计价(含税165、)方式如下：铜精矿中铜的价格=50000计价系数=500000.738=36900（元/吨）。表8-2 达产年营业收入估算表产品名称单位年产量含税单价(元)达产年总收入(万元)含税不含税铜精矿中铜吨4135.133690015258.713041.68.2.2 增值税各原辅材料、燃料动力及产品税率均为17%；固定资产中设备进项税税率为17%。经计算，项目年均增值税金为：1750.52万元。增值税详见表8-3。8.2.3 销售税金及附加本项目的销售税金及附加包括城市维护建设税、教育费附加和资源税：城市维护建设税税率为增值税的7%，教育费附加费率为增值税的5%，资源税率为7.14元/吨。项目年均销166、售税金及附加：902.04万元。销售税金及附加详见表8-3。8.2.4 利润及分配利润总额的估算公式为：利润总额=产品销售收入-销售税金及附加-总成本费用项目取得利润后，按下列顺序分配：（1）依据税法规定，先向国家缴纳利润总额的25%的所得税。（2）按税后利润10%提取法定盈余公积金。（3）向投资者分配利润。（4）未分配利润：经过上述分配后，为未分配利润；经计算：本项目年均利润总额：6238.85万元，年均所得税：1559.49万元，年均净利润：4679.37万元。项目利润及利润分配详见表8-4。8.3 盈利能力分析（1）静态指标总投资收益率是项目运营期内年平均息税前利润与项目总投资比率。项目167、投资回收期是指以项目的净收益回收项目投资所需要的时间。经计算：总投资收益率为42.45%，税后项目投资回收期5.02年，税前项目投资回收期4.47年。具体参见表8-4和表8-5。（2）动态指标融资前项目现金流量见表8-5。融资后项目现金流量见表8-6。各项动态指标见表8-7。表8-7 动态指标表动 态 评 价 指 标数 值可行标准评价结果项目投资财务内部收益率（）所得税后29.6610项目可行所得税前36.512项目可行项目投资财务净现值（万元）所得税后（Ic=10 %）21893.230项目可行所得税前（Ic=10 %）32338.330项目可行（3）指标分析以上各静态动态指标均超过同行业平168、均水平，说明项目具有较强的盈利能力。8.4 偿债能力分析本项目长期贷款金额为10069.27万元，贷款年利率为6.55%。项目投产后企业拟采用在保证偿债备付率为130%的情况下，以最大偿还能力进行还款，还款期限为5.66年（含建设期2年）。项目流动资金借款金额为513.04万元，流动资金借款年利率6%。长期借款本金偿还来源为：可用于还款的折旧费、未分配利润；流动资金借款按期末偿还、期初再借的方式进行，在此简化处理为计算期最后一年偿还。项目还本付息计划详见表8-8。资产负债详见表8-9。表中各指标表明，项目有较强的抗风险能力。8.5 财务生存能力分析通过编制项目财务计划现金流量表8-10，我们得169、出：（1）项目均拥有足够的经营净现金流量，说明项目方案比较合理；（2）项目在整个运营期间，任一年份的累计盈余资金均为正值，说明项目达产后可以持续运营。通过以上分析，可以确定本项目有较强的财务生存能力。8.6 不确定性分析8.6.1 盈亏平衡分析以生产能力利用率表示的盈亏平衡点（BEP）为：34.08%，即项目生产期平均生产能力利用率达到34.08%时，项目可保本，表明项目在生产经营期内具有较强的抗风险能力。8.6.2 敏感性分析对项目投资效果影响较大的建设投资、销售价格、经营成本和产量等因素做单因素敏感性分析。详见表8-11。表8-11 项目单因素敏感性分析结果项目名称变化率所得税前后评价指标170、财务内部收益率FIRR净现值（万元）FNPV投资回收期基本方案税前36.50%32338.33 4.47 税后29.66%21893.23 5.02 营业收入增加10.00%税前41.60%31056.57 4.10 10.00%税后34.84%22251.86 4.45 营业收入减少10.00%税前27.61%14953.69 5.03 10.00%税后18.47%6148.98 6.02 经营成本增加10.00%税前32.33%19991.25 4.65 10.00%税后24.22%11186.54 5.32 经营成本减少10.00%税前37.52%26019.00 4.31 10.00%171、税后30.24%17214.29 4.78 固定资产投资增加10.00%税前32.18%21827.80 4.66 10.00%税后24.84%13023.09 5.26 固定资产投资减少10.00%税前38.24%24182.45 4.28 10.00%税后30.20%15377.74 4.78 8.7 综合分析建设项目估算总投资为：14897.67万元。其中：建设投资13439.27万元，建设期利息725.49万元，流动资金732.91万元。项目建成投产后，年均销售收入14937.4万元；年均总成本费用6045.98万元；年均增值税金为：1750.52万元；年均销售税金及附加为902.04172、万元；年均利润总额6238.85万元；年均所得税为1559.49万元；年均净利润为4679.37万元。税前财务内部收益率36.5%，大于基准收益率10%，项目可行。税后财务内部收益率为29.66%，大于基准收益率10%，项目可行。 综上：（1）项目有较强的经济效益和抗风险能力，项目从财务角度是可行的。（2）建议项目加强生产管理，提高生产效率，以降低产品生产成本，通过扩大利润空间以抵抗产品市场波动带来的风险。项目综合经济指标详见表8-12。表8-12 经济评价指标汇总表序号指标名称单位数量备注1投资总额万元14897.67 1.1建设投资万元13439.27 1.2建设期利息万元725.49 1173、.3流动资金万元732.91 2资金筹措万元14897.67 2.1项目资本金万元4315.36 2.2项目负债资金万元10582.31 2.3其他资金万元0.00 3年均营业收入万元14937.40 4年均总成本费用万元6045.98 5年均营业税金及附加万元902.04 6年均增值税万元1750.52 7年均息税前利润（EBIT）万元6323.74 8年均利润总额万元6238.85 9年均所得税万元1559.49 10年均净利润万元4679.37 11总投资收益率%42.45 12投资利税率%59.68 13项目资本金净利润率%108.43 14贷款偿还期银行借款年5.66 含建设期15平174、均利息备付率%1459.98 16平均偿债备付率%107.65 17项目投资税前指标财务内部收益率%36.50 财务净现值(I=10.%)万元32338.33 全部投资回收期年4.47 18项目投资税后指标财务内部收益率%29.66 财务净现值(I=10.%)万元21893.23 全部投资回收期年5.02 19资本金内部收益率%43.41 20盈亏平衡点生产能力利用率%34.08 表8-1 总成本费用计算表 单位：万元序号项目名称合计计 算 期1234567891011121314151617181920210生产负荷（%）60%100%100%100%100%100%100%100%100%175、100%100%100%100%100%100%100%100%100%100%产量(万吨)1841 59 99 99 99 99 99 99 99 99 99 99 99 99 99 99 99 99 99 99 1生产成本90937 3694 4847 4847 4847 4847 4847 4847 4847 4847 4847 4847 4847 4847 4847 4847 4847 4847 4847 4847 1.1直接材料费48238 1556 2593 2593 2593 2593 2593 2593 2593 2593 2593 2593 2593 2593 2593 25176、93 2593 2593 2593 2593 1.2燃料及动力0 1.3汽车运输材料消耗0 1.4直接燃料及动力费5344 172 287 287 287 287 287 287 287 287 287 287 287 287 287 287 287 287 287 287 1.5直接工资及福利费19760 1040 1040 1040 1040 1040 1040 1040 1040 1040 1040 1040 1040 1040 1040 1040 1040 1040 1040 1040 1.6制造费用17595 926 926 926 926 926 926 926 926 926 9177、26 926 926 926 926 926 926 926 926 926 折旧费11629 612 612 612 612 612 612 612 612 612 612 612 612 612 612 612 612 612 612 612 修理费5086 268 268 268 268 268 268 268 268 268 268 268 268 268 268 268 268 268 268 268 其它制造费用880 46 46 46 46 46 46 46 46 46 46 46 46 46 46 46 46 46 46 46 1.7委托选矿加工费0 2管理费用18462 70178、9 1073 1073 1073 1073 1073 1073 1073 1073 1073 1073 1073 1073 812 812 812 812 812 812 2.1无形资产摊销3086 162 162 162 162 162 162 162 162 162 162 162 162 162 162 162 162 162 162 162 2.2其他资产摊销0 0 0 0 0 0 0 0 0 0 0 0 0 0 0 0 0 0 0 0 2.2其他管理费用12090 390 650 650 650 650 650 650 650 650 650 650 650 650 650 650 179、650 650 650 650 2.3资源补偿费3286 156 261 261 261 261 261 261 261 261 261 261 261 261 0 0 0 0 0 0 3财务费用1630 682 539 228 -85 31 31 31 31 31 28 28 28 28 0 0 0 0 0 0 3.1利息支出1630 682 539 228 -85 31 31 31 31 31 28 28 28 28 0 0 0 0 0 0 长期借款利息1250 660 509 197 -116 0 0 0 0 0 0 0 0 0 0 0 0 0 0 0 流动资金借款利息380 22 31180、 31 31 31 31 31 31 31 28 28 28 28 0 0 0 0 0 0 短期借款利息0 4营业费用3845 183 305 305 305 305 305 305 305 305 305 305 305 305 0 0 0 0 0 0 5总成本费用合计114874 5268 6765 6453 6140 6256 6256 6256 6256 6256 6253 6253 6253 6253 5659 5659 5659 5659 5659 5659 5.1其中：可变成本53581 1728 2881 2881 2881 2881 2881 2881 2881 2881 2181、881 2881 2881 2881 2881 2881 2881 2881 2881 2881 5.2固定成本61292 3540 3884 3573 3259 3375 3375 3375 3375 3375 3372 3372 3372 3372 2778 2778 2778 2778 2778 2778 6经营成本98529 3812 5451 5451 5451 5451 5451 5451 5451 5451 5451 5451 5451 5451 4885 4885 4885 4885 4885 4885 7盈亏平衡点%0 0.61 0.40 0.37 0.34 0.35 0.3182、5 0.35 0.35 0.35 0.35 0.35 0.35 0.35 -0.96 -0.96 -0.96 -0.96 -0.96 -0.96 8单位总成本62.38 88.69 68.33 65.18 62.02 63.19 63.19 63.19 63.19 63.19 63.16 63.16 63.16 63.16 57.16 57.16 57.16 57.16 57.16 57.16 表8-3 营业收入、营业税金及附加估算表 单位：万元序号项目名称合计计 算 期123456789101112131415161718192021生产负荷60%100%100%100%100%100%10183、0%100%100%100%100%100%100%100%100%100%100%100%100%1营业收入283811 9155 15259 15259 15259 15259 15259 15259 15259 15259 15259 15259 15259 15259 15259 15259 15259 15259 15259 15259 1.1铜精矿含铜283811 9155 15259 15259 15259 15259 15259 15259 15259 15259 15259 15259 15259 15259 15259 15259 15259 15259 15259 152184、59 单价元36900 36900 36900 36900 36900 36900 36900 36900 36900 36900 36900 36900 36900 36900 36900 36900 36900 36900 36900 年产（吨）76913 2481 4135 4135 4135 4135 4135 4135 4135 4135 4135 4135 4135 4135 4135 4135 4135 4135 4135 4135 销项税额41237 1330 2217 2217 2217 2217 2217 2217 2217 2217 2217 2217 2217 2217185、 2217 2217 2217 2217 2217 2217 2营业税金及附加17139 553 921 921 921 921 921 921 921 921 921 921 921 921 923 923 923 923 923 923 2.1 营业税2.2 消费税2.3 资源税13148 424 707 707 707 707 707 707 707 707 707 707 707 707 707 707 707 707 707 707 2.4城市维护建设税2328 75 125 125 125 125 125 125 125 125 125 125 125 125 126 126 12186、6 126 126 126 教育费附加1663 53 89 89 89 89 89 89 89 89 89 89 89 89 90 90 90 90 90 90 3增值税33260 1070 1783 1783 1783 1783 1783 1783 1783 1783 1783 1783 1783 1783 1798 1798 1798 1798 1798 1798 销项税金41237 1330 2217 2217 2217 2217 2217 2217 2217 2217 2217 2217 2217 2217 2217 2217 2217 2217 2217 2217 进项税金7978 187、260 434 434 434 434 434 434 434 434 434 434 434 434 419 419 419 419 419 419 表8-4 利润和利润分配表 单位：万元序号项目名称合计计 算 期1234567891011121314151617181920211营业收入283811 9155 15259 15259 15259 15259 15259 15259 15259 15259 15259 15259 15259 15259 15259 15259 15259 15259 15259 15259 2增值税及附加50416 1622 2704 2704 2704 2188、704 2704 2704 2704 2721 2704 2704 2704 2704 2721 2721 2721 2721 2721 2721 3总成本费用114874 5268 6765 6453 6140 6256 6256 6256 6256 6256 6253 6253 6253 6253 5659 5659 5659 5659 5659 5659 4补贴收入5利润总额118521 2265 5790 6101 6414 6299 6299 6299 6299 6281 6301 6301 6301 6301 6878 6878 6878 6878 6878 6878 6弥补以前年189、度亏损7应纳税所得额118521 2265 5790 6101 6414 6299 6299 6299 6299 6281 6301 6301 6301 6301 6878 6878 6878 6878 6878 6878 8所得税29630 566 1447 1525 1604 1575 1575 1575 1575 1570 1575 1575 1575 1575 1720 1720 1720 1720 1720 1720 9净利润88891 1698 4342 4576 4811 4724 4724 4724 4724 4711 4726 4726 4726 4726 5159 5159190、 5159 5159 5159 5159 10期初未分配利润262835 1529 5437 9555 10746 11998 13378 14481 15364 16060 16629 17084 17448 17739 18318 18782 19152 19449 19686 11可供分配的利润（9+10）351726 1698 5871 10013 14366 15470 16722 18102 19205 20075 20786 21355 21810 22174 22898 23477 23940 24311 24608 24845 12提取法定盈余公积金2015 170 434 191、458 481 472 13可供投资者分配的利润349711 1529 5437 9555 13885 14998 16722 18102 19205 20075 20786 21355 21810 22174 22898 23477 23940 24311 24608 24845 14投资各方利润分配67000 3139 3000 3344 3620 3841 4015 4157 4271 4362 4435 4580 4695 4788 4862 4922 4969 15未分配利润1529 3908 4118 4330 4252 4724 4724 4724 4711 4726 4726 192、4726 4726 5159 5159 5159 5159 5159 5159 16累计未分配利润1529 5437 9555 10746 11998 13378 14481 15364 16060 16629 17084 17448 17739 18318 18782 19152 19449 19686 19876 17息税前利润120151 2946 6329 6329 6329 6329 6329 6329 6329 6312 6329 6329 6329 6329 6878 6878 6878 6878 6878 6878 18息税折旧摊销前利润134866 3721 7104 710193、4 7104 7104 7104 7104 7104 7087 7104 7104 7104 7104 7653 7653 7653 7653 7653 7653 表8-5 项目投资现金流量表 单位：万元序号项目名称合计计 算 期1 2 3 45 678910111213141516171819年第20年第21年1现金流入270162 9155 15259 15259 15259 15259 15259 15259 15259 15259 15259 15259 15259 15259 15259 15259 0 15259 15259 16869 1.1营业收入268552 9155 152194、59 15259 15259 15259 15259 15259 15259 15259 15259 15259 15259 15259 15259 15259 0 15259 15259 15259 1.2补贴收入1.3回收固定资产余值877 877 1.4回收流动资金733 733 1.4其他2现金流出163015 8064 5376 5925 8362 8155 8155 8155 8155 8155 8155 8172 8155 8155 8155 8155 7539 7606 7606 7606 7606 7606 2.1建设投资13405 8064 5376 -35 0 0 0 0195、 0 0 0 0 0 0 0 0 0 0 0 0 0 0 2.2流动资金666 526 207 0 0 0 0 0 0 0 0 0 0 0 -67 0 0 0 0 0 2.3经营成本98529 3812 5451 5451 5451 5451 5451 5451 5451 5451 5451 5451 5451 5451 4885 4885 4885 4885 4885 4885 2.4营业税金及附加50416 1622 2704 2704 2704 2704 2704 2704 2704 2721 2704 2704 2704 2704 2721 2721 2721 2721 2721 27196、21 2.5维持运营投资0 0 0 0 0 0 0 0 0 0 0 0 0 0 0 0 0 0 0 3所得税前净现金流量107147 -8064 -5376 3230 6896 7104 7104 7104 7104 7104 7104 7087 7104 7104 7104 7104 7720 7653 -7606 7653 7653 9263 4累计所得税前净现金流量947853 -8064 -13439 -10210 -3313 3791 10895 17998 25102 32206 39310 46396 53500 60604 67708 74812 82532 90184 825197、78 90231 97884 107147 5调整所得税30038 737 1582 1582 1582 1582 1582 1582 1582 1578 1582 1582 1582 1582 1720 1720 1720 1720 1720 1720 6所得税后净现金流量77109 -8064 -5376 2493 5314 5521 5521 5521 5521 5521 5521 5509 5521 5521 5521 5521 6000 5933 -9325 5933 5933 7543 7累计所得税后净现金流量660443 -8064 -13439 -10946 -5632 -11198、1 5411 10932 16454 21975 27497 33005 38527 44048 49570 55091 61092 67025 57699 63632 69566 77109 表8-6 项目资本金现金流量表 单位：万元序号项目名称合计计算期1234567891011121314151617181920211现金流入270162 9155 15259 15259 15259 15259 15259 15259 15259 15259 15259 15259 15259 15259 15259 15259 15259 15259 16869 1.1营业收入268552 9155 199、15259 15259 15259 15259 15259 15259 15259 15259 15259 15259 15259 15259 15259 15259 15259 15259 15259 1.2补贴收入1.3回收固定资产余值877 877 1.4回收流动资金733 733 2现金流出194555 2220 1876 9108 14887 14801 7864 9760 9760 9760 9760 9773 9758 9758 9758 9758 9325 9325 9325 9325 9325 9325 2.1项目资本金4281 2220 1876 123 62 2.2借款本200、金偿还10069 2303 4683 4893 -1809 2.3借款利息支付1630 682 539 228 -85 31 31 31 31 31 28 28 28 28 2.4经营成本98529 3812 5451 5451 5451 5451 5451 5451 5451 5451 5451 5451 5451 5451 4885 4885 4885 4885 4885 4885 2.5营业税金及附加50416 1622 2704 2704 2704 2704 2704 2704 2704 2721 2704 2704 2704 2704 2721 2721 2721 2721 2721201、 2721 2.6所得税29630 566 1447 1525 1604 1575 1575 1575 1575 1570 1575 1575 1575 1575 1720 1720 1720 1720 1720 1720 2.7维持运营投资3净现金流量75607 -2220 -1876 47 372 458 7394 5498 5498 5498 5498 5486 5500 5500 5500 5500 5933 5933 -9325 5933 5933 7543 计算指标：资本金财务内部收益率（%）43.41%表8-8 项目还本付息计划表 单位：万元序号项目名称合计计 算 期第1年第2年202、第3年第4年第5年第6年一借款还本付息1银行借款1.1期初本息余额6041.5610069.277766.203083.57-1809.211.2当期借款10069.276041.564027.711.3当期应计利息1975.27197.86527.63659.54508.69197.35-115.791.4当期还本金10069.272303.074682.634892.78-1809.211.5当期付利息1975.27197.86527.63659.54508.69197.35-115.791.6期末借款余额6041.5610069.277766.203083.57-1809.21二还本资金203、来源2303.074682.634892.78-1809.211当期可还本的未分配利润7745.921528.623908.184118.33-1809.212当期可还本的折旧费1836.16612.05612.05612.053当期可还本的摊销费487.19162.40162.40162.404其他还本资金725.49197.86527.635以前年度结余可用于还本资金三指标计算1息税前利润（EBIT）2946.236329.366329.362还利息197.86527.63681.61539.47228.133还本金2303.074682.634892.78-1809.214息税折旧摊销前204、利润（EBITDA）3720.687103.817103.815所得税566.161447.471525.316利息备付率（%）432.251173.262774.447偿债备付率（%）100.00100.00105.69108.32108.948银行借款5.66年表8-9 资产负债表 单位：万元序号项目名称计 算 期1234567891011121314151617181920211资产8261 14165 14195 14158 13841 12005 13761 18515 19619 20502 21198 7359 7842 12596 12887 13419 13882 2645 205、2941 8100 -6969 1.1流动资产总额839 1577 2035 973 3503 9032 10910 12567 14038 973 2230 7759 8825 10131 11369 906 1977 7910 -6384 货币资金234 681 1139 77 2607 8136 10014 11671 13142 77 1334 6863 7929 9290 10527 64 1135 7068 -7226 应收帐款318 454 454 454 454 454 454 454 454 454 454 454 454 407 407 407 407 407 407 预付206、账款存货288 442 442 442 442 442 442 442 442 442 442 442 442 435 435 435 435 435 435 1.2在建工程8261 14165 1.3固定资产净值11894 11282 10670 10058 9446 8834 8222 7610 6998 6386 5774 5162 4549 3937 3325 2713 2101 1489 877 1.4无形及递延资产1462 1299 1137 974 812 650 487 325 162 -162 -325 -487 -650 -812 -974 -1137 -1299 -146207、2 2负债及所有者权益8261 14165 14195 14158 13841 17323 19047 20427 21530 22413 23109 23678 24133 24497 24788 25320 25784 26154 26451 26688 26878 2.1流动负债总额144 240 240 240 240 240 240 240 240 240 240 240 240 240 240 240 240 240 240 短期借款应付帐款144 240 240 240 240 240 240 240 240 240 240 240 240 240 240 240 240 240208、 240 预收账款2.2建设投资借款6042 10069 7766 3084 -1809 2.3流动资金借款368 513 513 513 513 513 513 513 513 513 513 513 513 466 466 466 466 466 466 2.4负债小计6042 10069 8278 3837 -1056 753 753 753 753 753 753 753 753 753 753 706 706 706 706 706 706 2.5所有者权益2220 4095 5917 10322 14898 16570 18294 19674 20777 21660 22356 2209、2925 23380 23744 24035 24614 25078 25448 25745 25982 26172 项目资本金2220 4095 4219 4281 4281 4281 4281 4281 4281 4281 4281 4281 4281 4281 4281 4281 4281 4281 4281 4281 4281 资本公积金累计盈余公积金170 604 1062 1543 2015 2015 2015 2015 2015 2015 2015 2015 2015 2015 2015 2015 2015 2015 2015 累计未分配利润1529 5437 9555 1074210、6 11998 13378 14481 15364 16060 16629 17084 17448 17739 18318 18782 19152 19449 19686 19876 计算指标：资产负债率%58.32%27.10%-7.63%6.27%5.47%4.07%3.84%3.67%3.55%10.23%9.60%5.98%5.84%5.26%5.09%26.70%24.01%8.72%-10.13%表8-10 财务计划现金流量表 单位：万元序号项目名称合计计 算 期1234567891011121314151617181920211 经营活动净现金流量89977 3155 5656 211、5579 5500 5529 5529 5529 5529 5516 5528 5528 5528 5528 5933 5933 5933 5933 5933 -9325 1.1 现金流入268552 9155 15259 15259 15259 15259 15259 15259 15259 15259 15259 15259 15259 15259 15259 15259 15259 15259 15259 营业收入268552 9155 15259 15259 15259 15259 15259 15259 15259 15259 15259 15259 15259 15259 1525212、9 15259 15259 15259 15259 增值税销项税额1.2 现金流出178575 6001 9602 9680 9758 9729 9729 9729 9729 9742 9730 9730 9730 9730 9325 9325 9325 9325 9325 9325 经营成本98529 3812 5451 5451 5451 5451 5451 5451 5451 5451 5451 5451 5451 5451 4885 4885 4885 4885 4885 4885 增值税进项税额营业税金及附加17141 553 921 921 921 921 921 921 921 213、923 921 921 921 921 923 923 923 923 923 923 增值税33275 1070 1783 1783 1783 1783 1783 1783 1783 1798 1783 1783 1783 1783 1798 1798 1798 1798 1798 1798 所得税29630 566 1447 1525 1604 1575 1575 1575 1575 1570 1575 1575 1575 1575 1720 1720 1720 1720 1720 1720 2 投资活动净现金流量-13869 -8064 -5376 -491 -207 134 67 67214、 2.1 现金流入2.2 现金流出13869 8064 5376 491 207 -134 -67 -67 建设投资13405 8064 5376 -35 维持运营投资流动投资464 526 207 -134 -67 -67 3 筹资活动净现金流量-179199 8064 5376 -2494 -5015 -5121 -90004 -3000 -3651 -3872 -4046 -37718 -4271 -4463 -4627 -4695 -9831 -4862 -4969 3.1 现金流入14675 8261 5903 491 207 -94 -47 -47 项目资本金投入4281 2220215、 1876 123 62 建设投资借款10069 6042 4028 流动资金借款325 368 145 -94 -47 -47 3.2 现金流出193874 198 528 2985 5222 5121 89910 3000 3651 3872 4046 37671 4271 4463 4580 4695 9831 4862 4969 各种利息支出2471 198 528 682 539 228 148 31 31 31 28 28 偿还债务本金11878 2303 4683 4893 应付利润（股利分配）179524 89762 3000 3620 3841 4015 37643 4271216、 4435 4580 4695 9831 4862 4969 4 净现金流量（1+2+3）10721 170 434 458 4830 2530 5529 1878 1657 1471 -4118 1257 5528 1066 1374 1238 -7290 1071 5933 -14294 5 累计盈余资金170 604 1062 2530 8059 9937 11594 13065 1257 6786 7852 9225 10463 1071 7004 -7290 9 存在问题与建议（1）确保xx老区3000t/d规模，应尽快安排xx-730m中段开拓工程，使之按期投产。（2）本设计推荐的217、采矿方法，在实际生产中应根据矿体具体情况，对所选取的设计参数进行调整，以满足矿山生产的需求。（3）由于开采深度的增加，地压也将随之增大，建议矿山在生产中加强地压管理和地压监测工作，特别对采矿场顶板要加强管理，如遇顶板破碎处，要采用长锚索维护顶板，以保证生产的安全。（4）本次钼资源统计与地质报告相比有较大的误差，建议矿山核实。钼资源未进行可选性试验，其经济意义不明，建议进行可选性试验，评价其经济意义。（5）Au、Ag是xx铜矿的重要伴生组分，随铜在铜精矿中富集、回收，经济意义明显，但有关Au、Ag的赋存状态及其含量查定等工作在-460米中段以下未有效的进行，建议今后加强这方面的工作，提高其回收率218、。（6）加强矿山水文地质、工程地质工作，查清阴涝破碎带的产状及延伸情况，监测阴涝破碎带涌水量的变化，为矿山安全生产提供依据。附表:xx主要设备表序号设备名称型号数量备注一现有主要设备1出矿电铲EJC145E2台2大孔钻机T1502台3中孔钻机YQ-908台4电机车10吨6台5矿车4立方30挂6凿岩台车Rocket Boomer 2811台7铲运机CY-2B衡阳柴铲2台8卡车JZC-10矿用卡车2台9多功能服务车（油）JY-5油罐车1台二新增主要设备10出矿电铲EJC145E1台11振动放矿机6台12掘进设备12.1凿岩台车Rocket Boomer 2811台12.2卡车JZC-10矿用卡车1台12.3铲运机CY-3衡阳柴铲1台