1、矿冶公司矿库与钒钛磁铁矿地下开采项目可行性研究报告XX工程咨询有限公司二零XX年XX月矿冶公司矿库与钒钛磁铁矿地下开采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93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前 言11.1项目由来142421.2工作内容31.3主要成果42某矿库概况62.1某矿库设计概况6尾矿库库容及等别6尾2、矿初期坝6堆积坝6库区截洪系统7库区排洪系统71、防洪设计标准72、尾矿库水文计算83、尾矿坝安全超高和最小滩长84、排洪水设施85、库区排渗系统96、尾矿矿浆输送及排放107、尾矿库回水108、尾矿库监测设施102.2某矿库相关批复文件102.3某矿库现状与发展11尾矿库现状11尾矿库发展123某钒钛磁铁矿概况153.1资源评审、登记情况153.2矿山开采原设计方案概述153.2.1一期露天开采153.2.2二期地下开采161、开拓运输系统布置162、采矿方法173、生产规模及服务年限174、通风系统173.3地下开采一采区的资源量、品位计算183.3.1矿床地质181、地下开采一采区范围13、82、矿床地质特征18含矿岩体及含矿岩相带地质特征183.3.2资源量、品位计算223.3.2.1工业指标223.3.2.2勘探成果223.3.2.3本次论证对资源量、品位的计算241、资源量计算主要参数的确定242、矿体的圈定及矿石品级划分原则433、资源类别及块段划分454、本次资源量、品位计算结果465、可靠性分析及资源量、品位指标推荐473.4矿山开发现状与存在的问题493.5本次论证地下开拓运输方案的确定503.5.1开拓运输系统方案501、北面主运输平硐硐口方案（一方案）502、西面主运输平硐硐口方案（二方案）523、南面主运输平硐硐口方案（三方案）523.5.2开拓运输系统方案比4、较533.5.3平硐溜井通过能力计算553.6生产规模确定561、按矿山工业储量及服务年限，验证矿山生产能力562、按矿山开采年下降速度验证矿山能力573、按各中段可布置的有效矿块数验证矿山生产能力57根据矿体开拓系统平面布置图，按中段可布矿块数验证生产能力583.7采出矿石量及采出矿石品位计算591、采出矿石量计算592、采出矿石品位计算594某矿库与某钒钛磁铁矿地下开采地质环境条件614.1工程地质条件61地层岩性61断层构造611、F2断层612、F3断层623、F4断层624、F5断层625、F7断层634.1.3 地震634.2水文地质条件64地下水的补给、径流与排泄条件64地下水的5、动态变化规律64地下水动态主要影响因素651、气象因素652、地质因素65含水层（带）特征661第四系（Q）含水带（透水带）662、风化节理裂隙含水带673、断层构造含水带67地下水理化性质684.3环境地质条件685某矿库与某钒钛磁铁矿地下开采相互影响695.1尾矿库对地质环境的影响691、库水渗漏692、库岸失稳693、淹没695.2地下开采对地质环境的影响701、矿山水灾702、围岩破坏715.3尾矿库与地下开采的相互影响72地下开采岩体变形及移动分析721、地下开采采空区变形和特征722、地下开采岩体变形及移动的预测745.3.2尾矿库影响下的矿坑涌水量分析791、水径流形成及运动规律6、792、涌水量分析805.3.3尾矿库与地下开采的相互影响及措施建议826解决方案研究846.1总体原则和思路841、总体原则842、总体思路856.2提前地下开采方案856.3滞后地下开采方案866.4尾矿库在运行过程中的地下开采方案866.5某钒钛磁铁矿地下开采效益初步分析886.5.1成本估算881、生产成本估算882、总成本费用估算90经济效益计算901、计算参数902、效益计算917结论911前 言1.1项目由来四川xx矿冶有限责任公司位于攀枝花市xx县xx乡xx附近，是一家以钒钛磁铁矿开发与综合利用为主的大型矿产资源开发利用民营股份制企业。根据xx设计院完成的xx县攀西xx矿业有限7、责任公司xx钒钛磁铁矿（北矿区）800万t/a采矿工程可行性研究，截止2007年12月底，xx北矿区四川xx矿冶有限责任公司采矿权范围内保有地质资源量30620.87万t，其中表内矿17231.7万t，表外矿13389.17万t。目前，其采矿权内保有钒钛磁铁矿地质资源量表内矿和表外矿约2.9亿t。 矿山现开采原矿（含表外矿）规模500万t/a，尾矿产率65%，年尾矿量325万t（合217万m3），尾矿排往某矿库，该尾矿库位于攀枝花市xx县xx乡xx村xx社，距xx乡约5km。尾矿库总库容7024.9万m3，最终堆积标高为1680m，尾矿坝高285m，尾矿等级为二等库。尾矿库区汇水面积3.23k8、m2，按7度地震烈度设防，属于山谷型尾矿库，筑坝方式采用冲积法筑坝（后退式），放矿方式为采用坝前均匀放矿法。尾矿库系统包括：初期坝、堆积坝、排洪系统、排渗系统及回水系统。 攀枝花xx矿业有限公司xx县某钒钛磁铁矿矿区位于攀枝花市xx县xx乡xx村境内，距攀枝花市中心约27km。矿区中心点地理座标：东经xx，北纬xx。2007年9月，攀枝花xx钒钛有限公司（2008年1月18日，攀枝花xx钒钛有限公司更名为“攀枝花xx矿业有限公司”）通过拍卖获得了“四川省xx县某钒钛磁铁矿2009年6月23日2011年1月21日），探矿权范围由4个拐点圈闭，面积4.80km2，探矿权范围各拐点坐标见表1-1。表9、1-1 探矿权范围拐点座标编号经纬度座标编号直角座标（北京坐标系）东经北纬XY1101581526400012950749.50834497096.5302101593026400022950749.20334499170.4373101593026384532948440.86834499170.2874101581526384542948441.17334497096.003矿区面积4.80km2。矿区距xx县xx乡政府所在地有约10km水泥矿山公路相连，xx距310省道（宁华路）的xx镇有12km的水泥县道公路相连，xx镇距成昆铁路三堆子站约10km，矿区至攀枝花市区（渡口桥）公路里程约10、为51km。成昆铁路纵贯攀枝花市，市区有支线横贯东西及各矿区；公路可以直通成都、昆明而与全国各地连通，市区内公路四通八达。攀枝花至成都、重庆等地有定期航班当日往返，交通方便。2007年12月27日攀枝花xx钒钛有限公司对四川省xx县某钒钛磁铁矿区矿产资源勘探进行公开招标，xx地质勘查局六一大队中标，并于2008年1月7日与攀枝花xx钒钛有限公司签定了四川省攀枝花市xx县某钒钛磁铁矿矿产资源勘探合同。2009年7月，xx地质勘查局六一大队提交了四川省xx县某钒钛磁铁矿区勘探地质报告。20xx年12 月15日，四川xx地矿勘测有限责任公司对四川xx矿冶有限责任公司某矿库拟建建设项目压覆矿产资源进行11、了调查与评价，其结论是工程用地范围未压覆矿产资源。攀枝花xx矿业有限公司在现场调查的基础上，结合某矿库和某钒钛磁铁矿区开采设计资料及相关地形图初步分析认为，某矿库库尾紧临某钒钛磁铁矿区地下开采部分的一采区，尾矿库设计最终堆积标高为1680m，某矿区地下开采一采区范围为16701550m，尾矿库运行对某钒钛磁铁矿区地下开采一采区有一定影响。20xx年6 月5日，四川xx矿冶有限责任公司委托xx集团研究院有限公司矿业设计研究院开展某矿库与xx钒钛磁铁矿地下开采的相互影响及解决方案论证的论证工作，寻求解决某矿库正常使用和xx钒钛磁铁矿合理开发的方案和途径。1.2工作内容本次论证针对某矿库与xx钒钛磁12、铁矿地下开采的相互影响问题，采用岩土技术和科学的计算方法对二者的相互影响关系进行论证。为保证质量和水平，以地质科学与采矿工程理论为基础，以现场调查理论分析地环影响研究分析计算方案研究为主线开展论证工作。 自接受任务以来，通过近40天的现场调查、理论分析、地质环境影响研究、方案研究等工作，全面完成了委托书规定的内容。主要完成的工作有：对某矿库、某矿区外部环境及现场情况进行实地踏勘。对现有尾矿库工程、矿山开采设计资料进行分析，掌握工程的布局及有关参数。对已有的地质资料进行分析，掌握场地水文与工程地质性质和不良工程地质现象，弄清有关的岩体性质、构造分布状况。就尾矿库对地质环境的影响、地下开采对地质环13、境的影响、尾矿库与地下开采的相互影响进行相关分析。计算与校核地采的矿石量，尾矿库内水影响下的矿坑涌水量，地采影响下的地面塌陷范围，并进行相应的数值分析。对地采方案进行相应研究，推荐合理的解决方案。 1.3主要成果通过论证工作，取得了如下主要成果：对某钒钛磁铁矿地采部分的地质资源量、质量指标采用剖面法和分层平面法进行了校核计算，提供了分矿体、分级别、分品级的分层矿量表。对某矿库、某钒钛磁铁矿的地质环境条件进行了分析评述。对某矿库、某钒钛磁铁矿地下开采对地质环境的影响和某矿库、某钒钛磁铁矿地下开采的相互影响进行了分析评述，计算了尾矿库影响下的矿坑涌水量。对某钒钛磁铁矿地下开采的合理开采规模进行了确14、定。对某钒钛磁铁矿地下开采的开拓运输系统进行了确定。分析某尾矿库按设计使用对某钒钛磁铁矿开采的影响，提出解决方案。2某矿库概况2.1某矿库设计概况尾矿库库容及等别该尾矿库总库容7024.9万m3，总坝高285m，属于二等尾矿库。 尾矿初期坝尾矿初期坝采用碾压堆石坝，坝高45m，坝顶标高1440m，坝底标高1395m，初期坝库容162万m3，有效库容为81万m3，可满足堆存选矿厂达产量70%半年的尾矿量。坝轴线长236.2m，坝顶宽5m，上游边坡比1：2，在坝内上游坡，设碎石-无纺布-碎石作反滤层，反滤层坡比为1：1.75，厚度为1m，下游边坡比为1：1.75，在1430m、1420m、141015、m、1400m标高分别设2m宽的马道。沿初期坝下游坡与山体的交界线，在山坡上修建排水沟并引至下游。堆积坝堆积坝采用上游式尾矿水力冲积筑坝堆坝方式，外边坡平均坡比为1:4.5。采用尾矿堆子坝，尾矿堆积边坡每隔10m高差留5m宽的平台，子坝外坡比为1:4，子坝内坡比为1:2。最终堆积标高1680m时，尾矿堆积总高度为240m，尾矿坝总坝高285m，总库容为7024.9万m3。按500t/a的采、选矿规模计算，该尾矿库服务年限约为24a。在尾矿库区2支沟出口与3支沟之间有一垭口，垭口标高约为1545m。尾矿堆积到1550m时，为防止尾矿溢流至3支沟，设计一副坝，坝型为浆砌石坝，坝顶标高1551m，坝16、轴线长约87.4m，坝高约7m，上游坡比为1：0.3，下游坡比为1：0.7。库区截洪系统3冲沟1480m以上的汇水采用截洪坝-排水沟的方式排泄洪水。在3冲沟沟底标高约1483m处修建一座截洪坝，再利用侧堰式溢洪道-排洪沟将水导排至下游。截洪坝坝型为浆砌石坝，采用M7.5浆砌块石砌筑，坝顶标高为1490m，坝顶宽2m，坝高约7m，坝轴线长24.5m。截洪坝下游坡比为1：0.75，上游坡比为铅直边坡。为了避免上游来的泥石流随着洪水进入截洪排水系统，采用在截洪坝上游3冲沟修建梯级拦泥坝。拦泥坝采用钢筋石笼坝，高度为5m,坝顶宽3m，上下游坡比均为1：1.5。在截洪坝上游设侧堰式溢洪道，将截洪坝上游的17、汇水导入排洪沟内，排洪沟与尾矿库左坝肩的排水沟相连。侧堰式溢洪道进水口标高为1488m，堰长为10m，排洪沟采用梯形断面，底宽1.5m，深1.5m，边坡比为1：0.5，采用C20混凝土浇筑，边墙厚0.2m。库区排洪系统1、防洪设计标准尾矿库设施设计规范规定的二等库防洪标准为：洪水重现期初期100200a，中后期5001000a。本次防洪设计标准采用初期取200a一遇，中后期取1000a一遇。2、尾矿库水文计算尾矿库汇水面积为3.23km2，200a一遇初期库内洪峰流量为Q0.5%=45.5 m3/s；初期坝库内24小时洪水总量（W24）0.5%=60万m3。中后期按照1000a一遇（P=0.218、%）计算洪峰流量Q0.2%=457.6 m3/s，库内24h洪水总量（W24）0.2%=75.4万m3。3、尾矿坝安全超高和最小滩长尾矿库设施设计规范规定的二等尾矿坝最高洪水时的安全超高为1.0m，同时要求最高洪水位的滩长不小于100m。4、排洪水设施尾矿库的防排洪采用在主沟内建溢水塔-隧洞-排水管排泄洪水。在支沟内建排水斜槽-排水管排泄洪水，再引至主沟下游的排水管主管内。排水主管为圆拱直墙断面，内径为2.5m，总水平长度为388.223m，采用C25钢筋混凝土结构，壁厚0.4m。主沟内隧洞采用高2.5m，底宽2.5m城门洞型断面，开挖断面5.622m2,纵坡坡比0.05，总水平长度1603.19、626m，排水主管长662.7m，排水支管长485.45m，排水斜槽长1215.19m。在S1+085.708处设一竖井，竖井为圆形断面，直径为2m，竖井高约87m。隧洞与竖井永久衬砌均采用C25钢筋混凝土结构形式，壁厚0.3m。主排洪隧道1698.4m，初期坝下排洪主管96米，溢水塔共计13座（原设计14座，后来5#、6#塔合并为1座），溢水塔支洞隧道、措施洞、错车道共计443.3米，溢水塔竖井、主道竖井共计437.8米，溢水塔架总高267米。1溢水塔塔高为12m，2溢水塔塔高为15m，3-12溢水塔塔高均为21m，13溢水塔塔高为12m；1溢水塔进水标高为1417m。溢水塔塔坐下的竖井采用20、内径为2m的圆形断面，竖井总高度为763m。溢水塔下的支洞断面尺寸与排洪隧道相同，总长度为400m，排水坡度均为0.05。在初期坝和堆积坝两坝坝肩设截水沟，截水沟底宽1m，高1m梯形断面。在堆积坝坡面设人字型排水沟，排水沟为底宽0.3m、高1m梯形断面。均采用C20混凝土结构。由洪水计算及调洪演算结果可知，运行初期，调洪库容不大，排水系统的进水能力、过流能力、尾矿库的调洪库容能满足尾矿库200a一遇洪水的防洪要求，同时满足规范要求的最小干滩长度及安全超高要求。运行中、后期，由于库面大、库身长，调洪库容进一步增加，而此时汇水面积进一步减小，排水系统的进水能力、过流能力、尾矿库的调洪库容能满足尾矿21、库1000a一遇洪水的防洪要求，并且满足规范要求的最小干滩长度及安全超高要求。5、库区排渗系统待尾矿堆至初期坝坝顶后，在尾矿库沉积滩面埋设软式滤水管盲沟排渗。现场踏勘发现，目前该尾矿库排放量还很小，排渗系统目前还未使用。平初期坝顶滩面软式滤水罐盲沟的布置为：平行初期坝顶且距离坝顶80100m处埋设，并以UPVC管引至坝坡排水沟。运行期间每隔10m高差埋一道。6、尾矿矿浆输送及排放选厂尾矿矿浆全部采用压力输送。选择渣浆泵6台，一次工作使用台，台备用。采用尾矿输送管路，目前使用的一期钢管径为DN300，外径为325的焊接钢管，随着堆积量的增加，以后使用的二期钢管径为DN450，外径为480的焊接钢22、管，总长均为5200m。尾矿库放矿采用坝前排放方式。在坝上输送管线上设置放矿支管线，每隔10m左右设置一个排放口，输送管线共设22根放矿支管，放矿支管采用管径1085mm的焊接钢管，支管间距为10m，放矿支管铠装胶管，通至库底放矿阀门压力为4MPa，用闸阀控制，分组轮流向坝内放尾矿库矿浆。7、尾矿库回水采用在库内初期坝下游设置回水池，再利用水泵泵压回水。采用离心泵6台，设置回水管型号为DN600，管径为630的绿色输送钢管1条，全长5000m。8、尾矿库监测设施尾矿库设计了安全监测预警系统，监测项目包括：浸润线监测、库水位监测、滩顶高程监测、最小干滩长度监测、坝体变形位移监测、排洪构筑物监测、23、视频监控系统。2.2某矿库相关批复文件2010年1月，经四川省安全生产监督管理局评审通过，并下发了关于四川xx集团有限责任公司xx钒钛磁铁矿（北矿区）某矿库技改工程安全设施设计审查的批复。某矿库相关批复文件如下：企业营业执照。xx县经济商务局关于四川xx集团有限责任公司xx钒钛磁铁矿（北矿区）某矿库技改工程项目备案通知书。xx地质勘查局六0一大队四川xx矿冶有限责任公司某矿库建设用地地质灾害危险性评估报告。四川省蜀通岩土工程公司四川xx集团有限责任公司xx钒钛磁铁矿（北矿区）某矿库技改工程地质勘察报告。四川恒昌安全评价技术咨询有限公司四川xx集团有限责任公司某矿库安全预评价报告。中冶长天国际工24、程有限责任公司四川xx集团有限责任公司xx钒钛磁铁矿（北矿区）某矿库技改工程初步设计安全专篇。中冶长天国际工程有限责任公司2008年9月完成的四川xx集团有限责任公司xx钒钛磁铁矿（北矿区）某矿库技改工程排洪系统设计图。四川xx地矿勘测有限责任公司xx矿冶公司某矿库建设用地压覆矿产评估报告。2.3某矿库现状与发展尾矿库现状四川xx矿冶有限责任公司取得尾矿库设施建设项目安全设施初步设计批复后，根据四川省安全生产监督管理局意见，按照中冶长天国际工程有限责任公司完成的四川xx矿冶有限责任公司某矿库技改工程项目设施改造初步设计的要求，委托四川省第七建筑工程公司、云南明岭建筑工程有限公司进行了尾矿库的建25、设，委托湖南和天工程项目管理有限公司进行了施工监理。某矿库于2008年6月26日开始动工建设，2011年1月30日建设完成。经xx县安监局批复(【2010】211号文)，该尾矿库于2010年12月1日至2011年2月底进入试运行期，试生产期间，尾矿库运行正常。尾矿库发展按照中冶长天国际工程有限责任公司完成的四川xx矿冶有限责任公司某矿库技改工程项目设施改造初步设计，尾矿堆积标高、库容、服务年限见表2-1。表2-1 尾矿堆积标高-库容-服务年限标高（m）累加库容（万m3）服务年限（a）1400014104.598142025.286143074.03351440162.87180.514502826、7.24840.81475716.78042.215001311.25774.215251986.38266.415502728.06878.815753462.908116004211.606514.616255001.113216505865.742816807024.875124注：尾矿干密度取1.5t/m3，尾矿量500万t/a目前，四川xx矿冶有限责任公司正在进行选矿扩能，扩能后尾矿量将达810万t/a，由于选矿扩能后尾矿量增加，某矿库堆积上升速度将加快，服务年限将缩短，由原设计的24a变为14a，变化情况见表2-2。按照中冶长天国际工程有限责任公司的设计安排，尾矿库水上升到155027、 m标高要8.8a左右，但xx矿冶有限责任公司选矿扩能后，尾矿库水上升到1550 m标高仅需要5a左右。表2-2 某矿库逐年入库尾矿量（选矿扩能后）年份矿山预分选前（万t）磨选原矿（万t）堆存尾矿（万t）占用库容（万m3）标高（m）本年累计本年累计2011400.00 240.00 216.00 216.00 144.00 144.00 20121500.00 900.00 810.00 1026.00 540.00 684.00 20131500.00 900.00 810.00 1836.00 540.00 1224.00 150020141500.00 900.00 810.00 26428、6.00 540.00 1764.00 20151500.00 900.00 810.00 3456.00 540.00 2304.00 20161500.00 900.00 810.00 4266.00 540.00 2844.00 155020171500.00 900.00 810.00 5076.00 540.00 3384.00 20181500.00 900.00 810.00 5886.00 540.00 3924.00 20191500.00 900.00 810.00 6696.00 540.00 4464.00 160020201500.00 900.00 810.00 729、506.00 540.00 5004.00 20211500.00 900.00 810.00 8316.00 540.00 5544.00 20221500.00 900.00 810.00 9126.00 540.00 6084.00 165020231500.00 900.00 810.00 9936.00 540.00 6624.00 20241500.00 900.00 810.00 10746.00 540.00 7164.00 1680注：尾矿干密度取1.5t/m33某钒钛磁铁矿概况3.1资源评审、登记情况四川省矿产资源储量评审中心于2009年79月组织专家对四川省xx县某钒钛磁30、铁矿区勘探地质报告进行了评审，于2009年9月8日从川评审【2009】411号文件下达了评审意见书；2010年3月15日四川省国土iO2 473199t，V2O5 19185t；332类别铁矿石资源量567.7万t，TiO2 265296t，V2O5 7779t；333类别铁矿石资源量2323.5万t，TiO2 1149182t，V2O5 39696t。3.2矿山开采原设计方案概述2010年8月，攀枝花xx集团设计研究院有限公司完成了攀枝花xx矿业有限公司xx县某钒钛磁铁矿可行性研究，某钒钛磁铁矿区分两期开采，其中一期采用露天开采，二期采用地下开采。3.2.1一期露天开采某钒钛磁铁矿区一期露天31、开采设计分两个独立的露天采场，其中二道坝露天采场主要开采P23P18线间的矿体，花坪子露天采场主要开采P006P000线间的矿体。二道坝露天采场最底开采标高1600m，最高开采标高1882m，采场封闭圈标高1620m，圈入境界内矿石量1295.27万t，岩石量5292.10万t，平均剥采比4.09t/t，设计开采规模70万t/a，采出矿石品位TFe22.09%；花坪子露天采场最底开采标高1700m，最高开采标高1936m，采场封闭圈标高1750m，圈入境界内矿石量304.51万t，岩石量1209.14万t，平均剥采比3.97t/t，设计开采规模30万t/a，采出矿石品位TFe25.72%。一期32、露天开采采用公路开拓运输方式，矿石采用25t自卸汽车直接外运至选矿厂，岩石采用25t自卸汽车直接运往排土场排弃。一期露天开采剥离的废石排往罗家林排土场，罗家林排土场位于二道坝采场和花坪子采场的东南侧约2km处的山沟内，排土场总容积约3500万m3，采用多台阶堆置，台阶高度15至40m，台阶宽30m，排土场共设6个台阶，排土场顶高1710，最低平台标高为1585m。3.2.2二期地下开采某钒钛磁铁矿区二期地下开采主要开采矿区中部及南部深部矿体，分两个地下开采区，其中一采区主要开采P17P7线1670m1550m之间埋藏较深的、矿体，二采区主要开采P011P003线1600m1540m之间、矿体深33、部矿体。1、开拓运输系统布置一采区设计采用平硐开拓运输方式，在矿区西北侧1550m、 1580m、1610m及1640m水平分别布置主运输平硐及中段运输平巷，中段高度30m，各主运输平硐负责各中段的矿石、废石、人员、材料及设备等运输，同时在采区南部掘一主回风竖井，回风竖井顶部标高1704m，底部标高1550m，全长154m，各中段采用中段石门与回风竖井联通。矿石运输采用3t电机车牵引1.2m3侧卸式矿车运至地表矿石堆场，废石运输采用3t电机车牵引0.7m3侧卸式矿车运至地表废石堆场。二采区设计采用斜井开拓运输方式，设计在二道坝采场3露天底1600m标高掘一主运输斜井至1540m，该斜井分别与134、570m及1540m中段运输平巷相通，中段高度30m，各中段采下的矿石、废石通过中段运输平巷及1600m1540m主运输斜井提升至二道坝采场3露天底1600m水平堆放。人员、材料、设备等通过该运输斜井下放至各中段水平。同时在采区西部掘一主回风竖井，回风竖井顶部标高1632m，底部标高1540m，全长92m，各中段采用中段石门与回风竖井联通。矿石运输采用3t电机车牵引1.2m3侧卸式矿车运输，废石材料运输采用3t电机车牵引0.7m3侧卸式矿车运输。2、采矿方法根据地下开采区矿体产状、围岩稳固性等情况，设计地下开采采矿方法为普通房柱采矿法及底盘漏斗空场采矿法，矿石损失率15%，贫化率12%。3、生35、产规模及服务年限某钒钛磁铁矿区二期地下开采设计生产规模40万t/a，其中一采区设计生产规模30万t/a，二采区设计生产规模10万t/a。一采区服务年限19a，其中基建期1a，稳产期15a；二采区服务年限15a，其中基建期1a，稳产期12a，地下开采服务年限以一采区服务年限为准。4、通风系统某钒钛磁铁矿二期地下开采分两采区，其中一采区采用分层平硐开拓运输方式，二采区采用斜井开拓运输方式。根据采区划分设计采用两套通风系统，。通风方式为抽出式，采用主扇与局扇联合作业方式。一采区新鲜风由各主运输平硐及中段运输平巷进入工作面，污风由总回风平巷、上中段运输平巷及1550m1704m主回风竖井至地表；二采区36、新鲜风由主运输斜井及中段运输平巷进入工作面，污风由总回风平巷、上中段运输平巷及1540m1632m主回风竖井至地表。3.3地下开采一采区的资源量、品位计算3.3.1矿床地质1、地下开采一采区范围某钒钛磁铁矿地下开采一采区的矿体赋存于矿区南段的P17线以北80m至P7线以南100m,走向长1180m,矿体赋存标高18301480m。本次论证将对一采区矿体的资源量、品位指标进行计算，为采矿及其它专业提供论证依据。2、矿床地质特征含矿岩体及含矿岩相带地质特征含矿岩体为海西早期形成的辉长岩体，与xx北矿区相连，分为上下两个含矿相带（2、3），一采区的矿体赋存于下含矿相带（3）中，岩相带主要由暗色中细粒37、流层状辉长岩夹含长辉石岩、橄榄岩及斜长岩等组成。含矿岩体、含矿岩相带、矿体三者的产状基本一致，一采区3平均厚度230余m,东倾，平均倾角25左右。但由于F7等断层的影响，F7下盘局部水平或西倾；在F7上盘则西倾，平均倾角30左右。矿体特征 一采区矿体为、两个矿体。矿体矿体由一品级矿石（Fe2+3）和二品级矿石（Fe4）组成。一品级矿石平面分布在P17线以北50m至P11线以南100m,长度750m；埋藏深度56278m, 赋存标高18421480m。厚度2.3524.38m，主矿体赋存于P11线附近，矿石TFe21.0627.44%；在P13、P11剖面上被F7断层分成上、下盘矿体，主要矿体分38、布于F7断层下盘。二品级矿石平面分布在P17线以北80m至P7线以南100m,长度1180m；埋藏深度4265m, 赋存标高18421542m；厚度3.3918.53m，矿石TFe15.2618.08%，在P13、P11剖面上被F7断层分成上、下盘矿体，主要矿体分布于F7断层下盘，并在P17P13线和P9线两段最厚，规模较大。矿体主要为二品级矿石，一品级矿石仅在P15线附近零星存在。二品级矿石平面分布在P17线以北65m至P11线以南100m,长度765m；埋藏深度4134m, 赋存标高18161636m；厚度2.3410.72m，矿石TFe15.0016.46%，在P17线附近矿体规模较大，39、但品位很低。矿体特征详见表3-1。矿石特征矿石组构及自然类型矿石自然类型为单一的钒钛磁铁矿，矿石构造以星散浸染状（Fe4）为主，稀疏中等稠密浸染（Fe2+3）状次之；矿石结构主要为填隙状、海绵陨铁结构，其它结构较少。矿石组分矿石的矿物成分主要有铁钛金属氧化物、硫化物和脉石矿物组成。 矿石的主要有益组分为TFe、TiO5、V2O5等，有害组分主要为S、P，但在有用的工业矿物中含量都很低。表3-1 矿体特征一览表勘探线矿体编号矿石品级埋藏深度（m）赋存标高（m）铅直厚度（m）真厚度（m）品 位（%）备注TFeTiO2V2O5P17Fe2+3132106164816243.30 3.29 21.0640、 9.15 0.170 P15208157165016122.72 2.28 26.15 12.39 0.213 P1325488171116254.72 4.44 20.38 10.50 0.174 231226168816365.29 4.49 27.44 11.62 0.221 F7上盘P112781021654148028.15 24.38 26.28 11.49 0.210 12056184217242.64 2.35 27.23 9.26 0.234 F7上盘P17Fe41211481660161016.90 16.84 16.98 7.95 0.134 P15181147165741、160619.52 18.10 15.83 8.96 0.152 P13265951703159219.72 18.53 16.65 8.53 0.127 236226168816324.71 3.99 15.86 6.11 0.139 F7上盘P1120288154216644.10 3.55 15.26 6.96 0.112 12056184217243.80 3.39 16.96 7.21 0.147 F7上盘P9222541688157019.99 18.53 15.83 7.53 0.138 P71264167815845.90 4.52 18.08 8.91 0.117 P15Fe42、2+39382176717525.64 5.55 20.30 10.48 0.174 P17Fe495621677165610.76 10.72 15.00 8.19 0.115 P15794181617605.14 4.98 16.46 8.03 0.096 P13134101807174310.03 9.43 16.14 8.32 0.095 P1110420172416362.70 2.34 15.11 8.29 0.113 3.3.2资源量、品位计算3.3.2.1工业指标沿用地质勘探报告所采用的工业指标：1、矿石边界品位 TFe15%；2、矿石最低工业品位 TFe20%；3、工业矿石 43、Fe2+320%；4、特低品位矿石 Fe415%；5、矿石最小可采取厚度 2m；6、夹石剔除厚度 1m。3.3.2.2勘探成果勘探阶段采用矿体水平投影地质块段法进行了资源量、品位计算，经本次分析统计，其结果见表3-2。表3-2 勘探阶段某钒钛磁铁矿地下开采一采区资源量、品位计算结果一览（地质块段法）矿体编号矿石品级资源类别块段编号分布范围铅直厚度（m）块段平均品位（%）体重（t/)面积（）资源量TFeTiO2V2O5铁矿石量（万t）TiO2（t）能利用TiO2（t）V2O5（t）Fe2+333325F17F7、P17以北50m3.30 21.06 9.15 0.170 3.50 60783.544、1 321216066026F4F7、P17P153.01 23.14 10.48 0.188 3.57 2254212.11 12691634622827F4F7、P15P133.72 22.34 11.14 0.187 3.54 2732717.99 200411002133628F4F7、P15P1116.44 25.37 11.34 0.204 3.64 41355123.74 14032170161252429F4F7、P11以南100m28.15 26.28 11.49 0.210 3.67 21687112.02 12871164356235230F7上盘、P13以北100m5.45、29 27.44 11.62 0.221 3.71 66196.05 7553377714431F7上盘、P13P113.97 27.37 10.81 0.225 3.70 3297024.21 261711308654532F7上盘、P11以南100m2.64 27.23 9.26 0.234 3.70 203939.96 92234612233253225.65 11.22 0.207 310.04 3479231739656422Fe43328F4F7、P17P1515.39 16.44 7.80 0.062 3.35 1919798.97 77197385996149F4F7、P15P46、1316.33 16.32 8.04 0.062 3.35 19032104.12 83712418566468916.38 7.92 0.062 203.09 16090980455126033356F17F7、P17以北80m16.90 16.98 7.95 0.134 3.37 719320.48 16282814127457F4F7、P17P1520.32 16.57 7.35 0.056 3.36 1038535.45 260561302819958F4F7、P17P1511.23 16.61 8.78 0.131 3.36 1295324.44 214581072932059F4F47、7、P15P1321.73 16.44 7.63 0.056 3.35 1546456.29 429492147531560F4F7、P15P1312.64 16.37 9.20 0.125 3.35 1217325.77 237081185432261F4F7、P13P1111.91 16.43 8.28 0.125 3.35 3804875.90 628453142394962F4F7、P11P912.05 15.74 7.44 0.134 3.33 3602372.27 537692688596863F5F7、P9P712.95 16.27 7.80 0.134 3.35 300006548、.07 507552537887264F5F7、P7以南100m5.90 18.08 8.91 0.117 3.41 1161011.68 10407520413765F7上盘、P13以北100m4.71 15.86 6.11 0.139 3.33 66255.20 317715897266F7上盘、P13P114.26 16.37 6.62 0.143 3.35 3296323.52 15570778533667F7上盘、P11以南100m3.80 16.96 7.21 0.147 3.37 2042913.08 94314716192566716.39 7.84 0.116 429.15 49、3364071682074956332+33316.39 7.87 0.098 632.24 4973162486626216Fe2+3+433216.38 7.92 0.062 203.09 16090980455126033320.27 9.26 0.154 739.19 68433034217211378332+33319.43 8.97 0.134 942.28 84523942262712638Fe2+333395F4F7、P15以北100m5.64 20.30 10.48 0.154 3.48 67326.61 6927346410296F4F7、P15以南100m5.64 20.50、30 10.48 0.154 3.48 61065.99 6278313992959620.30 10.48 0.154 12.60 132056603194Fe433211F4F7、P17P157.01 15.71 8.12 0.091 3.33 951822.22 18043902220212F4F7、P15P136.77 16.31 8.17 0.079 3.35 958521.74 177628881172111216.01 8.14 0.085 43.96 358051790337433397F17F7、P17以北65m10.76 15.00 8.19 0.115 3.31 709651、12.64 10352517614598F17F7、P17P157.26 15.59 8.18 0.086 3.33 910111.00 899844999599F17F7、P17P158.64 15.37 8.11 0.110 3.32 1624623.30 188969448256100F4F7、P15P136.89 16.46 8.27 0.068 3.35 48285.57 4606230338101F4F7、P15P138.28 16.08 8.18 0.098 3.34 1614222.32 182589129219102F4F7、P13P116.37 15.94 8.31 0.052、99 3.34 2848330.30 2517912590300103F4F7、P11以南100m2.70 15.11 8.29 0.113 3.31 157977.06 58532927809710315.68 8.21 0.101 112.19 92142460721133332+33315.77 8.19 0.097 156.15 127947639751507Fe2+3+433216.01 8.14 0.085 43.96 358051790337433316.15 8.44 0.106 124.79 105347526751327332+33316.11 8.36 0.101 16853、.75 141152705781701+Fe2+333325.44 11.19 0.205 322.64 3611281805686616Fe433216.31 7.96 0.066 247.05 19671498358163433316.24 7.92 0.112 541.34 4285492142796089332+33316.26 7.93 0.098 788.39 6252633126377723Fe2+3+433216.31 7.96 0.066 247.05 19671498358163433319.68 9.14 0.147 863.98 7896773948471270533254、+33318.93 8.88 0.129 1111.03 98639149320514339从表3-2知，勘探阶段探获地下开采一采区+矿体Fe2+3 333类别资源量322.64万t，TFe 25.44%,TiO2 11.19%,V2O5 0.205%；Fe4 332类别资源量247.05万t，TFe 16.31%,TiO2 7.96%,V2O5 0.066%；Fe4 333类别资源量541.34万t，TFe 16.24%,TiO2 7.92%,V2O5 0.112%；Fe4 332+333类别资源量788.39万t，TFe 16.26%,TiO2 7.93%,V2O5 0.098%；Fe2+55、3+4 332+333类别资源量1111.03万t，TFe 18.93%,TiO2 8.88%,V2O5 0.129%。3.3.2.3本次论证对资源量、品位的计算 为了对地下开采一采区的资源量、品位进行校核，采用剖面法重新计算了资源量和品位指标；为了满足采矿等专业论证的需要，又采用了分层法对资源量、品位指标进行计算。1、资源量计算主要参数的确定平均品位的计算本次论证对TFe 、TiO2、V2O5平均品位计算是在勘探单样基本分析的基础上进行的，全部采用样长真厚度加权平均计算的，矿石的平均品位计算是从各探矿工程分矿体、分矿石品级（Fe2+3和Fe4，下同）平均品位计算开始直到块段（体积）内分矿体、56、分矿石品级的平均品位计算止的。单工程平均品位的计算所有单个探矿工程的平均品位计算都是分矿体、分矿石品级以样长真厚度为权进行加权平均的，即以该工程同矿体中同矿石品级的样品品位与相应样长真厚度的乘积之和除以相应样长真厚度之和为该工程分矿体、分矿石品级的加权平均品位。计算公式如下：式中：单个样品中TFe的品位，%；单个样长所代表的真厚度，m； 探矿工程内分矿体每个相同矿石品级的加权平均品位，%。TiO2、V2O5的加权平均品位与TFe计算方法一样（下同）。面积内加权平均品位的计算是用面积内各探矿工程同矿石品级的平均品位（）与其相应的样长真厚度累计之乘积之和除以相应样长真厚度累计值之和得出面积内分矿体57、分矿石品级的加权平均品位。计算公式如下： 式中：探矿工程中分矿体每个相同矿石品级的样长累计真厚度，m；面积内分矿体的每个相同矿石品级的加权平均品位，%。块段（体积）内加权平均品位的计算是块段内分矿体相同矿石品级的面积内平均品位（）与其相对应面积乘积之和除以相应的面积之和得出该块段（体积）内分矿体、分矿石品级的平均品位。计算公式如下： 式中：块段内分矿体相同矿石品级对应的面积，m2； 块段内分矿体每个相同矿石品级的加权平均品位，%。分矿体、分资源类别的矿石平均品位计算是以铁矿石的资源量为权进行加权平均求得的，即用各个块段内相应品级的平均品位（）与各块段内相应品级对应的资源量乘积之和除以各个块段58、相应品级对应的资源量之和求得。计算公式如下： 式中：各块段内相应品级对应的资源量，t；相应要求的资源量加权平均品位，%。各品位计算结果详见表3-3、3-4、3-5、3-6。表3-3 某钒钛磁铁矿地下开采一采区矿体品位计算表(剖面法)勘探线矿体编号矿石品级面积编号工程编号样号铅直厚度(m)真厚度(m)分析结果(%)工程加权品位（%）面积加权品位（%）TFeTiO2V2O5TFeTiO2V2O5TFeTiO2V2O5P17Fe4S1ZK170573.2610.763.2510.7215.057.790.11615.008.190.11515.008.190.11583.403.3915.599.059、80.11692.502.4914.057.350.107101.601.5915.118.410.125Fe4S2ZK1705172.0016.901.9916.8416.887.660.11016.987.950.13416.987.950.134182.001.9916.007.680.138213.703.6917.719.000.119234.954.9318.068.610.165254.254.2315.596.550.119Fe2+3S3ZK1705223.303.303.293.2921.069.150.17021.069.150.17021.069.150.170P15Fe60、4S4CK19523.753.753.693.6917.298.150.08517.298.150.08516.478.040.096ZK1507133.416.523.286.2716.598.480.10616.007.970.102143.112.9915.357.420.097Fe2+3S5CK19535.645.645.555.5520.3010.480.15420.3010.480.15420.3010.480.154Fe4S6CK19523.753.753.693.6917.298.150.08517.298.150.08517.298.150.085Fe4S7ZK150713361、.416.523.286.2716.598.480.10616.007.970.10216.007.970.102143.112.9915.357.420.097Fe4S8CK195136.3123.736.2123.3715.798.2216.286.920.09816.407.500.118153.553.5015.097.69164.334.2615.307.19193.493.4417.888.45206.055.9617.284.03ZK1509463.4515.302.8912.8317.657.920.14416.588.390.149473.052.5618.369.570.162、48482.982.5015.218.030.144503.322.7815.578.880.157512.502.1015.937.360.152Fe4S9CK195136.3123.736.2123.3715.798.2216.286.920.09816.286.920.098153.553.5015.097.69164.334.2615.307.19193.493.4417.888.45206.055.9617.284.03Fe4S10ZK1509463.4515.302.8912.8317.657.920.14416.588.390.14916.588.390.149473.052.563、618.369.570.148482.982.5015.218.030.144503.322.7815.578.880.157512.502.1015.937.360.152Fe2+3S11ZK1509492.722.722.282.2826.1512.390.21326.1512.390.21326.1512.390.213P13Fe4S12ZK130344.057.453.817.0016.878.950.09316.498.670.09216.498.670.09251.751.6414.277.430.08861.651.5517.939.280.094Fe2+3S13ZK13031164、4.724.724.444.4420.3810.500.17420.3810.500.17420.3810.500.174Fe4S14ZK1303121.7019.721.6018.5318.8110.180.13416.658.530.12716.658.530.127131.000.949.443.940.070143.733.5118.669.540.138152.972.7919.2010.080.138172.302.1615.338.220.114183.703.4815.227.550.105194.324.0615.928.000.146Fe2+3S15ZK1307282.7965、5.292.374.4926.3011.920.21027.4411.620.22127.4411.620.221292.502.1228.7211.290.233Fe4S16ZK1307302.414.712.043.9915.575.780.15215.866.110.13915.866.110.139312.301.9518.188.470.126P11Fe4S17ZK1107122.702.702.342.3415.118.290.11315.118.290.11315.118.290.113Fe4S18ZK1107324.104.103.553.5515.266.960.11215.66、266.960.11215.266.960.112Fe2+3S19ZK1107343.8028.153.2924.3820.229.580.16826.2811.490.21026.2811.490.210351.601.3920.8810.400.173404.103.5527.2214.420.220414.003.4628.5214.580.225424.003.4629.3414.590.238434.003.4634.9512.380.276443.002.6024.146.910.178452.852.4720.175.580.159Fe2+3S20ZK111352.642.64267、.352.3527.239.260.23427.239.260.23427.239.260.234Fe4S21ZK111362.503.802.233.3914.305.460.13116.967.210.14716.967.210.14771.301.1622.0710.580.177P9Fe4S22CK105223.5019.993.2518.5315.627.200.05015.837.530.13815.837.530.138236.205.7515.187.910.150275.555.1517.199.260.170284.744.3915.245.260.150P7Fe4S23Z68、K70332.605.901.994.5117.968.780.11419.139.510.12719.139.510.12740.50 0.38 12.32 5.95 0.124 52.80 2.14 21.43 10.82 0.140 表3-4 某钒钛磁铁矿地下开采一采区资源量、品位计算表(剖面法)矿体编号矿石品级勘探线资源类别面积编号面积S()面积品位（%）影响距离L(m)利用公式块段体积V（）矿石体重D（t/)资源量（t）块段品位(%)TFeTiO2V2O5TiO2TiO2V2O5Fe2+3P17N333S3226 21.06 9.15 0.170 5056503.50 197752169、.069.150.170 P17333S3226 21.06 9.15 0.170 200350503.56 12477722.9110.330.186P15S11129 26.15 12.39 0.213 P15333S11129 26.15 12.39 0.213 200615313.52 21658921.5110.870.182P13WS13532 20.38 10.50 0.174 P13NE333S15447 27.44 11.62 0.221 100223503.71 8291927.4411.620.221P13W333S13532 20.38 10.50 0.174 200370、892033.65 142059125.5711.370.206P11WS193871 26.28 11.49 0.210 P13E333S15447 27.44 11.62 0.221 200653733.70 24188027.3710.840.225P11ES20220 27.23 9.26 0.234 P11SW333S193871 26.28 11.49 0.210 1332574223.67 94473926.2811.490.210 P11SE333S20220 27.23 9.26 0.234 100110003.70 4070027.239.260.234P17NP11S3371、3309197025.5811.250.207Fe4P15N332 S8、S9、S103450 16.40 7.44 0.119 2003450003.35 115575016.40 7.440.119P15S332 S8、S9、S103450 16.40 7.44 0.119 2003450003.35 115575016.40 7.440.119 P17N333 S22701 16.98 7.95 0.134 80720273.37 24273116.987.950.134P17333 S22701 16.98 7.95 0.134 2003988483.36 134012916.787.72、850.128P15S9、S101363 16.39 7.65 0.116 P15333 S9、S101363 16.39 7.65 0.116 2003428003.36 115180816.558.180.123P13WS142065 16.65 8.53 0.127 P13NE333 S16354 15.86 6.11 0.139 100118003.33 3929415.866.110.139P13W333 S142065 16.65 8.53 0.127 2002283143.35 76485216.418.260.124P11WS18424 15.26 6.96 0.112 P1373、E333 S16354 15.86 6.11 0.139 200650003.35 21775016.366.610.143P11ES21296 16.96 7.21 0.147 P11W333 S18424 15.26 6.96 0.112 2002975103.33 99070815.767.460.135P9S222925 15.83 7.53 0.138 P11SE333 S21296 16.96 7.21 0.147 100148003.37 4987616.96 7.210.147P9333 S222925 15.83 7.53 0.138 2002741733.34 94315574、16.12 7.700.137P7S23281 19.13 9.51 0.127 P7S333 S2328119.13 9.51 0.127 100140503.44 4833219.13 9.510.127P15NP15S332 231150016.40 7.440.119P17NP7S333 578863516.41 7.830.130P17NP7S332+333810013516.41 7.720.127Fe2+3P15N333 S5425 20.30 10.48 0.154 100212503.48 7395020.30 10.480.154P15S333 S5425 20.30 1075、.48 0.154 100212503.48 7395020.30 10.480.154P15NP15S333 14790020.30 10.480.154Fe4P15N332 S4、S6、S7537 16.71 8.08 0.093 200537003.36 18043216.71 8.080.093P15S332 S4、S6、S7537 16.71 8.08 0.093 200537003.36 18043216.71 8.080.093P17N333 S11657 15.00 8.19 0.115 65359023.31 11883615.00 8.190.115P17333 S116576、7 15.00 8.19 0.115 2001845693.31 61092315.198.150.113P15S6、S7350 16.10 7.98 0.101 P15333 S6、S7350 16.10 7.98 0.101 200767003.35 25694516.318.360.096P13S12417 16.49 8.67 0.092 P13333 S12417 16.49 8.67 0.092 200522413.34 17448516.168.580.097P11S17132 15.11 8.29 0.113 P11S333 S17132 15.11 8.29 0.113 1077、066003.31 2184615.118.290.113P15NP15S332 36086416.718.080.093P17NP11S333 118303515.568.270.107+Fe2+3333323987025.3411.210.205Fe4332267236416.447.530.115333697167016.277.900.126332+333964403416.327.800.123Fe2+3+4332267236416.447.530.1153331021154019.158.950.151332+3331288390418.598.670.144注：P13NE-E表示78、分布在剖面东部的矿体，即F7上盘矿体；N表示在走向上以剖面为界向北外推的矿块。 特别说明：勘探阶段计算资源量采用的是地质块段法，由于ZK1509钻孔Fe4厚度有误：资源量计算图上铅直厚度为5.55m，真厚度4.19m；但经钻孔柱状图等资料分析，钻孔铅直厚度应为15.30m,真厚度应为12.83m.故少算了Fe4 322资源量约30万t, Fe4 333资源量约150万t。 表3-5 某钒钛磁铁矿地下开采一采区分层面积、品位计算（分层法）分层标高(m)矿体编号矿体品级资源类别面积S（m2）面积加权品位（%）备注TFeTiO2V2O51820Fe2+3333427.23 9.26 0.234 F779、上盘Fe4333816.96 7.21 0.147 F7上盘1810Fe2+3333727.23 9.26 0.234 F7上盘Fe43331516.96 7.21 0.147 F7上盘Fe433355317.29 8.15 0.085 1800Fe2+33331327.23 9.26 0.234 F7上盘Fe43332316.96 7.21 0.147 F7上盘Fe433217817.29 8.15 0.085 333122217.29 8.15 0.085 1790Fe2+33332127.23 9.26 0.234 F7上盘Fe43333416.96 7.21 0.147 F7上盘Fe480、33289817.29 8.15 0.085 33370217.29 8.15 0.085 1780Fe2+33332827.23 9.26 0.234 F7上盘Fe43335716.96 7.21 0.147 F7上盘Fe4332120717.29 8.15 0.085 33319317.29 8.15 0.085 1770Fe2+33334727.23 9.26 0.234 F7上盘Fe43338616.96 7.21 0.147 F7上盘Fe4332126417.29 8.15 0.085 33323617.29 8.15 0.085 1760Fe2+33335527.23 9.26 081、.234 F7上盘Fe43339816.96 7.21 0.147 F7上盘Fe2+333385620.30 10.48 0.154 Fe4332118717.29 8.15 0.085 333151817.29 8.15 0.085 1750Fe2+33333927.23 9.26 0.234 F7上盘Fe43336216.96 7.21 0.147 F7上盘1740Fe2+33332327.23 9.26 0.234 F7上盘Fe43334516.96 7.21 0.147 F7上盘1730Fe2+33331527.23 9.26 0.234 F7上盘Fe43332116.96 7.21 82、0.147 F7上盘1720Fe43332215.11 8.29 0.113 1710Fe2+33331920.38 10.50 0.174 Fe43333715.11 8.29 0.113 1700Fe2+33339620.38 10.50 0.174 Fe43331816.65 8.53 0.127 Fe433316915.11 8.29 0.113 1690Fe2+333316520.38 10.50 0.174 Fe433334616.65 8.53 0.127 Fe433328715.11 8.29 0.113 1680Fe2+333345620.38 10.50 0.174 33383、33427.44 11.62 0.221 F7上盘Fe4333405816.75 8.20 0.195 33328315.86 6.11 0.139 F7上盘Fe4333724515.00 8.19 0.115 1670Fe2+333357320.38 10.50 0.174 33355127.44 11.62 0.221 F7上盘Fe4333665316.77 8.43 0.188 33362515.86 6.11 0.139 F7上盘Fe43331032215.01 8.19 0.115 1660Fe2+3333212720.38 10.50 0.174 333120527.44 11.684、2 0.221 F7上盘Fe4333933416.74 8.33 0.130 33391615.86 6.11 0.139 Fe4333268315.01 8.20 0.115 1650Fe2+3333204821.36 10.67 0.180 333193827.44 11.62 0.221 F7上盘Fe43321057616.62 7.72 0.118 3331671316.59 8.10 0.129 33398515.86 6.11 0.139 F7上盘Fe43334815.11 8.29 0.113 1640Fe2+3333734922.58 10.43 0.182 33318372785、.44 11.62 0.221 F7上盘Fe43321498716.53 7.76 0.123 3332559616.57 7.73 0.126 33390315.86 6.11 0.139 F7上盘1630Fe2+3333752822.75 10.11 0.184 Fe43322539716.46 7.80 0.126 3333545816.64 7.82 0.129 1620Fe2+3333496326.25 11.72 0.211 Fe43321322116.46 7.81 0.129 3332685916.52 7.87 0.132 1610Fe2+3333542926.28 11.486、9 0.210 Fe43321759316.48 7.69 0.121 3332083316.40 7.68 0.123 1600Fe2+3333722126.28 11.49 0.210 Fe4333556716.35 7.85 0.131 1590Fe2+3333709326.28 11.49 0.210 Fe4333244715.70 7.40 0.132 1580Fe2+3333805126.28 11.49 0.210 Fe4333151515.78 7.33 0.130 1570Fe2+3333709926.28 11.49 0.210 Fe43339615.26 6.96 0.187、12 1560Fe2+3333650326.28 11.49 0.210 Fe43333415.26 6.96 0.112 1550Fe2+3333542526.28 11.49 0.210 1540Fe2+3333417926.28 11.49 0.210 1530Fe2+3333264726.28 11.49 0.210 1520Fe2+3333159626.28 11.49 0.210 1510Fe2+3333103226.28 11.49 0.210 1500Fe2+333355826.28 11.49 0.210 1490Fe2+333311526.28 11.49 0.210 表388、-6 某钒钛磁铁矿地下开采一采区资源量、品位计算(分层法)分层标高(m)矿体 编号矿石品级资源类别面积S (m2)面积品位（%）块段加权品位（%）体重D (t/m3)利用 公式资源量(t)备注TFeTiO2V2O5TFeTiO2V2O51820以上Fe2+3333427.23 9.26 0.234 27.23 9.260.234 3.70 49 F7上盘Fe4816.96 7.21 0.147 16.96 7.210.147 3.37 90 F7上盘18201810Fe2+3333427.23 9.26 0.234 27.23 9.260.234 3.70 201 F7上盘7Fe433381689、.96 7.21 0.147 16.96 7.210.147 3.37 381 F7上盘15Fe433355317.29 8.15 0.085 17.29 8.150.085 3.38 6230 18101800Fe2+3333727.23 9.26 0.234 27.23 9.260.234 3.70 364 F7上盘13Fe43331516.96 7.21 0.147 16.96 7.210.147 3.37 640 F7上盘23Fe433217817.29 8.15 0.085 17.29 8.150.085 3.38 2005 Fe433355317.29 8.15 0.085 17.90、29 8.150.085 3.38 29260 122218001790Fe2+33331327.23 9.26 0.234 27.23 9.260.234 3.70 629 F7上盘21Fe43332316.96 7.21 0.147 16.96 7.210.147 3.37 960 F7上盘34Fe433217817.29 8.15 0.085 17.29 8.150.085 3.38 16627 898Fe4333122217.29 8.15 0.085 17.29 8.150.085 3.38 32112 70217901780Fe2+33332127.23 9.26 0.234 2791、.23 9.260.234 3.70 907 F7上盘28Fe43333416.96 7.21 0.147 16.96 7.210.147 3.37 1517 F7上盘57Fe433289817.29 8.15 0.085 17.29 8.150.085 3.38 35575 1207Fe433370217.29 8.15 0.085 17.29 8.150.085 3.38 14231 19317801770Fe2+33332827.23 9.26 0.234 27.23 9.260.234 3.70 1372 F7上盘47Fe43335716.96 7.21 0.147 16.96 7.292、10.147 3.37 2410 F7上盘86Fe4332120717.29 8.15 0.085 17.29 8.150.085 3.38 41760 1264Fe433319317.29 8.15 0.085 17.29 8.150.085 3.38 7250 23617701760Fe2+33334727.23 9.26 0.234 27.23 9.260.234 3.70 1887 F7上盘55Fe43338616.96 7.21 0.147 16.96 7.210.147 3.37 3100 F7上盘98Fe2+333385620.30 10.48 0.154 20.30 10.4893、0.154 3.48 9930 Fe4332126417.29 8.15 0.085 17.29 8.150.085 3.38 41422 1187Fe433323617.29 8.15 0.085 17.29 8.150.085 3.38 26505 151817601750Fe2+33335527.23 9.26 0.234 27.23 9.260.234 3.70 1739 F7上盘39Fe43339816.96 7.21 0.147 16.96 7.210.147 3.37 2696 F7上盘62Fe2+333385620.30 10.48 0.154 20.30 10.480.15494、 3.48 9930 Fe4332118717.29 8.15 0.085 17.29 8.150.085 3.38 13374 Fe4333151817.29 8.15 0.085 17.29 8.150.085 3.38 17103 17501740Fe2+33333927.23 9.26 0.234 27.23 9.260.234 3.70 1134 F7上盘23Fe43336216.96 7.21 0.147 16.96 7.210.147 3.37 1803 F7上盘4517401730Fe2+33332327.23 9.26 0.234 27.23 9.260.234 3.70 795、03 F7上盘15Fe43334516.96 7.21 0.147 16.96 7.210.147 3.37 1087 F7上盘2117301720Fe2+33331527.23 9.26 0.234 27.23 9.260.234 3.70 185 F7上盘Fe43332116.96 7.21 0.147 16.96 7.210.147 3.37 236 F7上盘Fe43332215.11 8.29 0.113 15.11 8.290.113 3.31 243 17201710Fe2+33331920.38 10.50 0.174 20.38 10.50 0.174 3.48 220 Fe496、3332215.11 8.29 0.113 15.11 8.29 0.113 3.31 966 3717101700Fe2+33331920.38 10.50 0.174 20.38 10.50 0.174 3.48 1829 96Fe43331816.65 8.53 0.127 16.65 8.53 0.127 3.36 202 Fe43333715.11 8.29 0.113 15.11 8.29 0.113 3.31 3145 16917001690Fe2+33339620.38 10.50 0.174 20.38 10.50 0.174 3.48 4488 165Fe43331816.97、65 8.53 0.127 16.65 8.53 0.127 3.36 4961 346Fe433316915.11 8.29 0.113 15.11 8.29 0.113 3.31 7461 28716901680Fe2+333316520.38 10.50 0.174 20.38 10.50 0.174 3.48 10385 456Fe2+333333427.44 11.62 0.221 27.44 11.62 0.221 3.71 4130 F7上盘Fe433334616.65 8.53 0.127 16.74 8.230.190 3.36 62596 405816.75 8.20 0.98、195 Fe433328315.86 6.11 0.139 15.86 6.11 0.139 3.33 3141 F7上盘Fe433328715.11 8.29 0.113 15.00 8.190.115 3.31 99013 724515.00 8.19 0.115 16801670Fe2+333345620.38 10.50 0.174 20.38 10.50 0.174 3.48 17905 573Fe2+333333427.44 11.62 0.221 27.44 11.62 0.221 3.71 16417 F7上盘551Fe4333405816.75 8.20 0.195 16.799、6 8.340.191 3.36 179945 665316.77 8.43 0.188 Fe433328315.86 6.11 0.139 15.86 6.11 0.139 3.33 14747 F7上盘625Fe4333724515.00 8.19 0.115 15.01 8.190.115 3.31 290734 1032215.01 8.19 0.115 16701660Fe2+333357320.38 10.50 0.174 20.38 10.50 0.174 3.48 44126 2127Fe2+333355127.44 11.62 0.221 27.44 11.62 0.221 100、3.71 31793 F7上盘1205Fe4333665316.77 8.43 0.188 16.75 8.370.154 3.36 268582 933416.74 8.33 0.130 Fe433362515.86 6.11 0.139 15.86 6.11 0.139 3.33 25658 F7上盘916Fe43331032215.018.19 0.115 15.01 8.190.115 3.31 201551 268316601650Fe2+3333212720.38 10.50 0.174 20.86 10.580.177 3.49 72854 204821.36 10.67 0.1101、80 Fe2+3333120527.44 11.62 0.221 27.44 11.62 0.221 3.71 58303 F7上盘1938Fe43321057616.62 7.72 0.118 16.62 7.72 0.118 3.36 118451 Fe4333933416.67 8.33 0.130 16.62 8.180.129 3.36 431614 1671316.59 8.10 0.129 Fe433391615.86 6.11 0.139 15.86 6.11 0.139 3.33 31652 F7上盘985Fe4333268315.01 8.19 0.115 15.01 8.102、190.115 3.31 34092 4815.11 8.29 0.113 16501640Fe2+3333204821.36 10.67 0.180 22.31 10.480.182 3.54 156663 734922.58 10.43 0.182 Fe2+3333193827.44 11.62 0.221 27.44 11.62 0.221 3.71 70026 F7上盘1837Fe43321057616.62 7.72 0.118 16.57 7.740.121 3.36 429458 1498716.53 7.76 0.123 Fe43331671316.59 8.10 0.129 103、16.58 7.90.127 3.36 710791 2559616.57 7.73 0.126 Fe433398515.86 6.11 0.139 15.86 6.11 0.139 3.33 31435 F7上盘903Fe43334815.11 8.29 0.113 15.11 8.29 0.113 3.31 530 16401630Fe2+3333734922.58 10.43 0.182 22.67 10.270.183 3.55 132131 752822.75 10.11 0.184 Fe2+3333183727.44 11.62 0.221 27.44 11.62 0.221 3.104、71 22718 F7上盘Fe43321498716.53 7.76 0.123 16.49 7.790.125 3.35 668812 2539716.46 7.80 0.126 Fe43332559616.57 7.73 0.126 16.61 7.780.128 3.36 1025707 3545816.64 7.82 0.129 Fe433390315.86 6.11 0.139 15.86 6.11 0.139 3.33 10023 F7上盘16301620Fe2+3333752822.75 10.11 0.184 24.14 10.750.195 3.60 224838 49632105、6.25 11.72 0.211 Fe43322539716.46 7.80 0.124 16.46 7.80.127 3.35635854 1322116.46 7.81 0.129 Fe43333545816.64 7.82 0.129 16.59 7.840.130 3.361046926 2685916.52 7.87 0.132 16201610Fe2+3333496326.25 11.72 0.211 26.27 11.60.213.67190693 542926.28 11.49 0.210 Fe43321322116.46 7.81 0.129 16.47 7.740.1243106、.35516135 1759316.48 7.69 0.121 Fe43332685916.52 7.87 0.132 16.47 7.790.1283.35798841 2083316.40 7.68 0.123 16101600Fe2+3333542926.28 11.49 0.210 26.28 11.49 0.210 3.67 232128 7221Fe43331759316.48 7.69 0.121 16.48 7.69 0.121 3.35 196455 Fe43332083316.40 7.68 0.123 16.39 7.720.1253.35415057 556716.35107、 7.85 0.131 16001590Fe2+3333722126.28 11.49 0.210 26.28 11.49 0.210 3.67 262662 7093Fe4333556716.35 7.85 0.131 16.15 7.710.1313.34130314 244715.70 7.40 0.132 15901580Fe2+3333709326.28 11.49 0.210 26.28 11.49 0.210 3.67 277892 8051Fe4333244715.70 7.40 0.132 15.73 7.370.1313.3365967 151515.78 7.33 0.1108、30 15801570Fe2+3333805126.28 11.49 0.210 26.28 11.49 0.210 3.67 278003 7099Fe4333151515.78 7.33 0.130 15.71 7.310.1293.3322115 9615.26 6.96 0.112 15701560Fe2+3333709926.28 11.49 0.210 26.28 11.49 0.210 3.67 249597 6503Fe43339615.26 6.96 0.112 15.26 6.96 0.112 3.31 2065 3415601550Fe2+3333650326.28 11109、.49 0.210 26.28 11.49 0.210 3.67 218879 5425Fe43333415.26 6.96 0.112 15.26 6.96 0.112 3.31 375 15501540Fe2+3333542526.28 11.49 0.210 26.28 11.49 0.210 3.67 176233 417915401530Fe2+3333417926.28 11.49 0.210 26.28 11.49 0.210 3.67 125257 264715301520Fe2+3333264726.28 11.49 0.210 26.28 11.49 0.210 3.67 110、77859 159615201510Fe2+3333159626.28 11.49 0.210 26.28 11.49 0.210 3.67 48224 103215101500Fe2+3333103226.28 11.49 0.210 26.28 11.49 0.210 3.67 28734 55815001490Fe2+333355826.28 11.49 0.210 26.28 11.49 0.210 3.67 11332 1151490以下Fe2+333311526.28 11.49 0.210 26.28 11.49 0.210 3.67 1407 1670以上+Fe2+333322111、.82 10.43 0.187 84404 Fe433217.29 8.150.085 150763 Fe433315.96 8.160.134 814756 Fe4332+33316.17 8.160.126 965519 Fe2+3+4332+33316.70 8.340.131 1049923 16701640+Fe2+333323.76 10.920.195 433765 Fe433216.58 7.740.120 547909 Fe433316.37 7.990.131 1735905 Fe4332+33316.42 7.930.128 2283814 Fe2+3+4332+3331112、7.59 8.410.139 2717579 16401610+Fe2+333324.64 10.960.198 570380 Fe433216.47 7.780.125 1820801 Fe433316.56 7.80.129 2881497 Fe4332+33316.53 7.790.127 4702298 Fe2+3+4332+33317.41 8.130.135 5272678 16101580+Fe2+333326.28 11.490.210 772682 Fe433216.48 7.690.121 196455 Fe433316.27 7.680.127 611338 Fe4332113、+33316.32 7.680.126 807793 Fe2+3+4332+33321.19 9.540.167 1580475 15801550+Fe2+333326.28 11.490.210 746479 Fe4332Fe433315.67 7.280.127 24555 Fe4332+333Fe2+3+4332+33325.94 771034 1550以下+Fe2+333326.28 11.490.210 469046 Fe4332Fe4333Fe4332+333Fe2+3+4332+33326.28 11.490.210 469046 合计+Fe2+333325.53 11.270.114、205 3076756 Fe433216.54 7.790.121 2715928 Fe433316.39 7.890.130 6068051 Fe4332+33316.44 7.860.127 8783979 Fe2+3+4332+33318.80 8.740.147 11860735 面积测定在勘探线剖面图和分层地质平面图上分矿体、分矿石品级、分资源类别、分F7断层上、下盘矿体用CAD实际测定。在同矿体中相同品级的矿石面积相加即为该品级矿石在该剖面或分层上的总面积，即采用压缩法求得同品级矿石在块段界面上的面积，见详表3-4、3-5。影响距离在没有干扰的正常情况下，即为相邻勘探线或上下分层之115、间的距离。某一勘探剖面或分层上有某品级的矿石，而相邻勘探剖面或分层上没有与之相对应的面积，则根据矿体产状特征，结合综合图件，并视面积的大小，采用1/4、1/3、1/2、2/3外推求其影响距离。一般面积小于50 m2，外推1/4勘探间距；面积在50100m2，外推1/3；面积在100200m2，外推1/2；面积大于200m2,外推2/3。在这个过程中，考虑了地形、断层、岩脉的影响，有的直接推到地形或断层或岩脉就结束了，不硬性按上述面积外推。在综合分析利用剖面图、水平投影图和分层图的同时，对由于断层、岩脉造成两勘探剖面图上面积不能对应的，一般用图解法求解其影响距离，具体做法：在剖面图上求出有面积块116、段的中心点；以该中心点的高程作临时分层图；在临时分层图上作矿体中心线，中心线与断层、岩脉相交于一点，该点到勘探线的直距即为影响距离；对于图解较困难的块段则直接在勘探时求资源量的水平投影图上量取。这两种方法在本次用得很少。至于采用平行垂直水平分层法求资源量时，由于上下分层之间只有10m，一般直接推到分层上，根据矿体产状特征，用相应的体积计算公式去约束。体重矿石体重（D）同矿石品位（TFe）关系密切，呈线性正相关，矿石体重与TFe品位的关系式为：D=0.03211TFe+2.82498 在求矿石体重时，用块段每个品级矿石的TFe品位代入上式即可得出相应TFe品位矿石的体重值。块段体积计算块段体积计117、算公式的选择依据是组成块段的两个相对应的矿石面积差率及矿体的空间产状特征，分别选取以下五个公式计算：梯形体公式 （时，其中）式中：V块段体积，m3； 、块段内相对应矿石品级的相应面积， m2（下同）；L影响距离，m（下同）。截锥体公式 （时，其中）楔形体公式 用于相邻两勘探剖面、分层上不能对应，而矿体在空间上呈楔形尖灭时。锥形体公式 用于相邻两勘探剖面、分层上不能对应，而矿体在空间上呈锥形尖灭时。矩形体公式多用于单剖面、分层作等面积外推，或等面积推到地形、断层、岩脉而矿体在空间上可看作矩形体时。块段矿石的资源量资源量的计算公式如下：式中：Q矿石资源量，t；V块段体积，m3；D块段矿石体重，t/118、 m3。2、矿体的圈定及矿石品级划分原则矿体的圈定矿体的圈定，依照以下准则连图：利用矿体产状与含矿岩体产状一致性连图；不允许跨越矿体、断层、岩脉连图；利用某些可作标志层的岩石层位划分矿体；根据已掌握的各矿体地质特征，稳定的用稳定的连法，不稳定的用较灵活的连法；对边缘工程外推，不论矿体还是岩石均作等厚（面积）外推；不论采用何种连法，都不允许采用扩大资源量的连法。矿石品级的划分根据样品分析成果及地质规律，按工业指标圈定一品级矿石、二品级矿石及夹石的范围；在以一品级矿石为主的部位，二品级矿石或夹石尖灭于一品级矿石中；在以二品级矿石或夹石为主的部位，则一品级矿石尖灭于其中。划分矿石品级涉及到的样品合并119、应遵循如下准则：一、二品级样品合并时，以不改变主要品级的矿体为前提条件；当一品级矿石与上下二品级矿石或夹石合并时，应优先与能提高品级的样品合并；矿体中小于2m的夹石与矿体合并时，应先与低品位或不足2m的矿体合并；小于2m的高品位矿石与低品位矿石和夹石合并时，与低品位矿石合并；小于2m的矿体或夹石，其上下或上下任一侧被断层或岩脉占据时，经相邻工程对比，可将断层或岩脉的相应部位列为矿体或夹石厚度，使之达到工业指标厚度的要求；样品合并时，应充分考虑地质规律的变化，使矿体连接更为合理；样品合并后，矿体品位采用样长真厚度加权平均求得，当夹石无分析结果时，则采用矿区夹石的平均品位代替（TFe 11.88%120、,TiO2 3.44%,V2O5 0.087%；）；不论采取何种样品合并的方法，都不允许扩大资源量。3、资源类别及块段划分资源类别根据铁、锰、铬矿地质勘查规范（DZ/T0200-2002）和勘探时确定的勘查类型，基本网度为200200m，本次论证仍然沿用该勘查类型的网度分别计算各类别的资源量。在地下开采一采区只有332、333资源类别，332为地表用100m间距槽探和深部用200200m钻孔控制的资源量；333为332沿走向或倾向外推部分或单个钻孔控制的资源量。块段划分块段是资源量计算的基本单元，是依据矿床的整体规律和工程控制情况划分的，具有一定的空间位置、一定的数量和质量概念。由以下几个面围121、成：勘探剖面或分层，矿体与围岩的接触界面，资源量计算高程面。本次剖面法计算时，在走向上由北向南，在剖面上由浅至深、由西到东，分F7断层上、下盘，分别赋予了矿体一个面积编号，见表3-4，要求面积编号连续，允许缺号，但不允许重号；块段界面主要由剖面界面和剖面上矿体与围岩界面构成的几何体，少量由剖面界面和剖面上矿体与围岩及矿体与断层或岩脉共同构成的几何体。分层法计算时，F7断层上、下盘矿体也是分别计算的，块段界面主要由分层界面和分层上矿体与围岩界面构成的几何体，少量由分层界面和分层上矿体与围岩及矿体与断层或岩脉共同构成的几何体。4、本次资源量、品位计算结果剖面法从表3-4可知，剖面法计算结果为Fe2122、+3 333类别资源量323.99万t，TFe 25.34%,TiO2 11.21%,V2O5 0.205%；Fe4 332类别资源量267.24万t，TFe 16.44%,TiO2 7.53%,V2O5 0.115%；Fe4 333类别资源量697.17万t，TFe 16.27%,TiO2 7.90%,V2O5 0.126%；Fe4 332+333类别资源量964.40万t，TFe 16.32%,TiO2 7.80%,V2O5 0.123%；Fe2+3+4 332+333类别资源量1288.39万t，TFe 18.59%,TiO2 8.67%,V2O5 0.144%。分层法从表3-6可知，分123、层法计算结果为Fe2+3 333类别资源量307.68万t，TFe 25.53%,TiO2 11.27%,V2O5 0.205%；Fe4 332类别资源量271.59万t，TFe 16.54%,TiO2 7.79%,V2O5 0.121%；Fe4 333类别资源量606.81万t，TFe 16.39%,TiO2 7.89%,V2O5 0.130%；Fe4 332+333类别资源量878.40万t，TFe 16.44%,TiO2 7.86%,V2O5 0.127%；Fe2+3+4 332+333类别资源量1186.07万t，TFe 18.80%,TiO2 8.74%,V2O5 0.147%。5、124、可靠性分析及资源量、品位指标推荐可靠性分析通过对资源量的分量、总量和品位指标的误差分析，可以判定本次资源量、品位计算的可靠程度，为采矿等专业提供依据，误差分析矿石品级资源类别剖面法分层法误差（%）资源量（万t）品 位（%）资源量（万t）品 位（%）资源量TFeTiO2V2O5TFeTiO2V2O5TFeTiO2V2O5Fe2+3333323.9925.3411.210.205307.68 25.53 11.270.205 -5.30 +0.74 +0.53 0.00 Fe4332267.2416.447.530.115271.59 16.54 7.790.121 +1.60 +0.60 +0.125、33 +5.00 Fe4333697.1716.277.900.126606.81 16.39 7.890.130 -14.89 +0.73 -0.13 +3.08 Fe4332+333964.4016.327.800.123878.40 16.44 7.860.127 -9.79 +0.73 +0.76+3.15 Fe2+3+4332+3331288.3918.598.670.1441186.07 18.80 8.740.147 -8.63 +1.12 +0.80 +2.04 注:1、由于勘探采用的地质块段法在对矿体厚度进行计算时，有一个钻孔出现了差错，计算的资源量有一定的出入，故未纳入误差126、分析； 2、误差分析基数以分层法所得数据为基准。 详见表3-7。 表3-7 资源量、品位误差分析表从表3-7可知，剖面法和分层法计算的总资源和品位误差都在10%以内，说明两种方法计算的资源量和品位指标都是基本可靠的。Fe4333类别资源量误差较大的原因主要是由于控制程度较低、推测较多造成的。本次论证推荐的资源量和品位指标由于采矿等专业需要地下开采一采区的分层资源量和品位指标，故推荐分层法计算的资源量、品位指标为本次论证的依据，即推荐：Fe2+3 333类别资源量307.68万t，TFe 25.53%,TiO2 11.27%,V2O5 0.205%；Fe4 332类别资源量271.59万t，TF127、e 16.54%,TiO2 7.79%,V2O5 0.121%；Fe4 333类别资源量606.81万t，TFe 16.39%,TiO2 7.89%,V2O5 0.130%； Fe2+3+4 332+333类别资源量1186.07万t，TFe 18.80%,TiO2 8.74%,V2O5 0.147%作为本次论证的地质依据。 3.4矿山开发现状与存在的问题攀枝花xx矿业有限公司委托攀枝花xx集团设计研究院有限公司于2010年8月完成了攀枝花xx矿业有限公司xx县某钒钛磁铁矿可行性研究，由于各种原因，该可行性研究至今未进行审查。攀枝花xx矿业有限公司目前正在进行矿山开发前期准备工作，未委托开展矿128、山开发的初步设计工作。在某钒钛磁铁矿区的西面为四川xx矿冶有限责任公司某矿库，该尾矿库设计的最终堆积标高为1680m，库尾紧临某钒钛磁铁矿区地下开采一采区，一采区开采范围1670m1550m，最高开采标高1670m距离尾矿库最终堆积标高1680m保护层厚度仅有10m。在P9P7线之间，地下开采地表岩移（塌陷）圈位于1660m以上，当尾矿库上升至1660m以上时，该部分塌陷范围与尾矿库尾部在空间上重叠，随着尾矿的逐渐堆高，尾矿的尾水渗透将会改变某钒钛磁铁矿区地下开采一采区的水文地质条件，导致巷道内涌水量增加。因此，某矿库在后期将对某钒钛磁铁矿地下开采一采区的开采有一定的影响。3.5本次论证地下开129、拓运输方案的确定3.5.1开拓运输系统方案地下矿山开拓运输系统布置与矿体赋存条件、地表地形条件及选厂位置等密切相关。根据攀枝花xx矿业有限公司提供的资料，某矿区地下开采采出矿石可运至矿区北面的宏缘选矿厂或矿区南面的天润选矿厂进行加工。本次论证在对原设计平硐开拓运输方案进行优化的基础上，根据不同的选厂位置和不同的主运输平硐硐口位置提出了三个开拓运输方案，即北面主运输平硐硐口方案（一方案）、西面主运输平硐硐口方案（二方案）、南面主运输平硐硐口方案（三方案）。各方案主要要点如下：1、北面主运输平硐硐口方案（一方案）该方案主要是对原设计平硐开拓运输方案进行优化，原设计1550m主平硐硐口位置不变，将分130、层平硐开拓运输方案调整为平硐+溜井开拓运输方案，各中段采出矿石经溜井溜至1550m主平硐，通过3t电机车牵引1.2m3矿车运至硐口工业广场转汽车运至矿区北面的宏缘选矿厂（天润选矿厂位于矿区的西南面，若采出的矿石通过汽车转运至天润选矿厂，外部运输距离达8.0km，矿石运输成本高）。宏缘选矿厂场地标高1580m。该方案有轨运输距离1.36km，公路运输距离约1.6km。矿石主运输平硐硐口坐标：X=2950364.436，Y=34497505.894，Z=1540m），平硐全长1360m，断面与原设计断面一致；矿石溜井位于主运输平硐端部（坐标：X=2949159.631，Y=34498037.443131、），溜井上口标高1640m，下口标高1550m，全长90m，溜井直径4m。开拓运输方式调整为平硐+溜井运输方式后，原设计1640m、1610m及1580m主运输平硐只作人员、材料及设备等联络通道，不作矿石运输通道，断面净宽可由原设计的2.5m调整为2.1m。开拓运输方式调整后，1580m以上各主运输平硐可减少掘进工程量3448.55m3（巷道总长2065m，掘进断面由原设计的6.45m2减少到4.78m2，未考虑支护），增加溜井、装矿平巷及装矿硐室等掘进工程量2401.64m3。原设计方案1640m、1610m及1580m主运输平硐长分别为300m、691m和1074m，硐内采用有轨运输，硐外132、需采用汽车运输至宏缘选矿厂，汽车运输距离长，运输成本高，地表转运设施多、分散运输不易管理。而采用平硐+溜井运输方式，掘进工程量少，外部汽车运输距离短、运输成本低，生产过程中集中出矿易管理。采用平硐+溜井运输方案比原设计方案（平硐方案）可节约投资及运营成本。以下二方案、三方案均采用平硐+溜井开拓运输方案。一方案开拓运输方案布置见总平面布置图。 2、西面主运输平硐硐口方案（二方案）该方案矿石主运输平硐硐口（坐标：X=2948807.664，Y=34497308.564，Z=1550m）位于矿区西面牛望田沟内，该平硐全长813m，断面同一方案断面一致；矿石溜井位于主运输平硐端部（坐标：X=29488133、07.938，Y=34498050.029），溜井上口标高1640m，下口标高1550m，全长90m，溜井直径4m。各中段采出的矿石经溜井溜至1550m主平硐，通过3t电机车牵引1.2m3矿车运至硐口工业广场转汽车运至矿区西南面的天润选矿厂，天润选矿厂场地标高1480m。矿石主运输平硐有轨运输距离0.81km，公路运输距离约2.06km。采用该运输方案，需掘进1550m主矿石运输平硐813m，掘进工程量5485.31m3（按10%支护、20%喷射、70%不支护），支护工程量155.28m3，喷射工程量86.18m3。溜井、装矿平巷及装矿硐室等掘进工程量2401.64m3。1580m以上各中段运134、输平巷断面同一方案。二方案开拓运输方案布置见总平面布置图。3、南面主运输平硐硐口方案（三方案）该方案矿石主运输平硐硐口（坐标：X=2948170.208，Y=34496848.737，Z=1550m）位于矿区南面，该平硐全长1385m，断面同一、二方案断面一致；矿石溜井位于主运输平硐端部（坐标：X=2948632.305，Y=34498041.921），溜井上口标高1640m，下口标高1550m，全长90m，溜井直径4m。各中段采出的矿石经溜井溜至1550m主平硐，通过3t电机车牵引1.2m3矿车运至硐口工业广场转汽车运至矿区西南面的天润选矿厂，有轨运输距离1.39km，公路运输距离约1.04135、km。采用该运输方案，需掘进1550m主矿石运输平硐1385m，掘进工程量9344.60m3（支护型式同上），支护工程量264.54m3，喷射工程量146.81m3。溜井、装矿平巷及装矿硐室等掘进工程量2401.64m3。1580m以上各中段运输平巷断面同一方案。三方案开拓运输方案布置见总平面布置图。3.5.2开拓运输系统方案比较开拓运输系统方案一、方案二、方案三从技术上讲都是可行的，本次论证主要从井巷工程量、运输联络公路、铁路运输及汽车运输成本等方面进行比较。1580m水平以上各中段平硐（巷）、矿石溜井、装矿平巷、各中段与溜井运输联络平巷等相关工程量一致，不同之处在于各方案中主运输平硐掘进工136、程量、外部运输联络公路、硐内有轨运输及外部汽车运输距离不同，各方案技术、经济比较结果详见表3-8。表3-8 各开拓运输方案技术经济比较结果表序号 方案可比项目方案一（硐口位于北面）方案二（硐口位于西面）方案三（硐口位于南面）备注1主运输平硐长度（m）13608131385地下开采采出矿石总量724万t，运输联络公路投资按120万/km，铁路运输成本按0.8元/t.km，汽车运输成本按1.2元/t.km计。2主运输平硐掘进工程量（m3）9175.925485.319344.603主运输平硐支护工程量（m3）259.76155.28264.544主运输平硐喷射工程量（m3）144.1686.181137、46.815有轨运输距离（km）1.360.811.396汽车运输距离（km）1.62.061.047掘进工程投资（万元）449.82268.90458.088外部运输联络公路（万元）2401209铁路运输总成本（万元）787.71469.15805.0910汽车运输总成本（万元）1390.081789.73903.5511合 计（万元）2627.612767.782286.7212不推荐不推荐推荐通过表3-8可知，虽然方案三（南面主运输平硐硐口方案）1550m主运输平硐比方案二（西面主运输平硐硐口方案）增加掘进工程量约3860m3，增加工程投资及铁路运输成本约400万元，但由于该方案公路运输138、距离最短，比方案一（北面主运输平硐硐口方案）节约汽车运输成本490万元，比方案二节约汽车运输成本890万元，该方案在技术上可行，总费用最少，因此确定地下开采矿石运输方式采用方案三，即南面主运输平硐硐口方案较为合理。根据综合比较，确定某钒钛磁铁矿地下开采一采区采用平硐+溜井联合开拓运输方式，该矿石主运输平硐硐口（坐标：X=2948170.208，Y=34496848.737，Z=1550m）位于矿区南面，全长1385m，各中段采出的矿石采用有轨运输方式运至15501640m矿石溜井，通过该矿石主运输平硐有轨运输至平硐外工业广场转汽车运输至矿区西南面的天润选矿厂。3.5.3平硐溜井通过能力计算平硐139、溜井系统的生产能力主要取决于溜井数目、溜井布置方式、溜井能力以及平硐运输能力等。溜井能力包括溜井上口的卸矿能力、溜井井筒的通过能力、溜口放矿能力以及溜井底部平硐的装运能力。在平硐溜井联合开拓运输系统中，各个工艺环节中的生产能力的最小值，即是平硐溜井系统的生产能力。在平硐溜井系统中，溜井井筒本身的通过能力和溜井下口放矿能力都比较大，因此，平硐溜井的生产能力，主要取决于平硐运输能力。当平硐内采用铁路运输时，平硐班运输能力Q1按下列公式计算：Q1 式中：T平硐装矿每班工作时间，8h；t1列车入换时间，12min；t2列车装矿时间（包括对位在内），10min；n列车牵引矿车数量，10辆；q矿车有效载重140、量（1.2m3），4t；f工作班时间利用系数，一般f0.750.85；k平硐运输不均衡系数，一般k=11.2。平硐年通过能力：Q3733.1033072.58万t。3.6生产规模确定根据本次论证对某钒钛磁铁矿区地下开采一采区资源量的核实，一采区开采范围内（15501670m）资源量（332+333）1034.18万t，平均地质品位TFe18.67%，其中（332）资源量256.52万t，平均地质品位TFe16.49%，（333）资源量777.66万t，平均地质品位TFe19.39%。考虑地质影响系数（332）0.8，（333）0.7，地下开采范围内可利用资源量（332+333）749.58万t141、，平均地质品位TFe18.60%，其中（332）资源量205.22万t，平均地质品位TFe16.49%，（333）资源量544.36万t，平均地质品位TFe19.39%。1、按矿山工业储量及服务年限，验证矿山生产能力按矿山工业储量及服务年限验证其生产规模，一般由下式检验：式中：A生产能力，万t/a；T经济合理服务年限，a；Q地质储量，749.58万t；矿石回收率，85%；矿石贫化率，12%。将有关参数代入上式，得：。2、按矿山开采年下降速度验证矿山能力年下降速度是计算矿山生产能力的一项综合性指标，它与实际开采矿山的地质条件、回采工艺、机械化程度、技术管理水平以及操作人员的技术水平和素质有十分密142、切的联系，是矿山综合水平的反映。一般设计按一阶段回采时的平均年下降速度验证矿山生产能力。式中：V回采工作年下降速度，m/a；S矿体开采面积，m2；矿石体重，t/m3；K1K2矿体倾角和厚度修正系数；E地质影响系数，0.71.0；其余符号意义同前。将有关参数代入上式，计算得：。3、按各中段可布置的有效矿块数验证矿山生产能力 A=nNKq式中：A生产能力，万t/a； n年工作天数，330d/a；N生产中段的有效矿块数，个； K回采出矿矿块利用系数； q矿块生产能力，120200t/d。 根据矿体开拓系统平面布置图，按中段可布矿块数验证生产能力见表3-9。表3-9 按中段可布矿块数验证生产能力中段有143、效矿块数同时回采矿块数生产能力（万t/年）1640301259.41610241049.5158012524.7515508419.8由于一采区矿石主要位于1610m及1640m两个中段，该部分矿石沿走向较长，可布置的矿块数较多，1580m及1550m中段可布置的矿块数相对较少，可采取两中段同时作业。因此，根据各中段可布置矿块数矿山生产规模可达45万t/a。根据以上验证，某钒钛磁铁矿区地下开采一采区合理开采规模可达45万t/a。3.7采出矿石量及采出矿石品位计算1、采出矿石量计算采出矿石量按下式计算：Q采=Q地（1-）/(1-）式中： Q采采出矿石量，万t；Q地工业地质储量，万t；开采损失率，144、15%；贫化率，12%。2、采出矿石品位计算采出矿石TFe品位按下式计算：采=地(1-e)+围e式中：采采出矿石品位，TFe%；地矿石平均地质品位，TFe%；围围岩平均地质品位，TFe%；e废石混入率，12%。采=18.60(1-0.12)+11.880.12=17.79%。同理，可计算出采出矿石TiO2=7.99%。根据上述计算可知，某钒钛磁铁矿区地下开采一采区采出矿石量724.03万t，采出矿石品位TFe17.79%，TiO27.99%。4某矿库与某钒钛磁铁矿地下开采地质环境条件4.1工程地质条件 地层岩性尾矿库与钒钛磁铁矿地下开采一采区影响区内主要地层有：第四系覆盖层，海西期辉长岩及正长145、岩，角闪正长岩和矿层。矿体直接顶底板岩性为辉长岩，根据各岩性的工程地质特征，将区内岩体划分为如下工程地质岩组：松散岩类松散岩组（）：第四系残坡积物及河床堆积物，厚230m，结构松散，无胶结，稳固性差，该类岩组分布于近沟底及地势平缓地带。地面构建筑坐落其上及井巷工程穿越时需进行工程处治。块状岩类坚硬岩组（）：该岩组包括辉长岩、正长岩、角闪正长岩和矿层，岩石饱和抗压强度为34.7069.04MPa，矿石饱和抗压强度为83.4486.00MPa，该类岩组力学性能较好，硐室围岩稳固性好。 断层构造区内地质构造发育，断层对矿石的开采将造成一定的影响。断层有F2、F3、F4、F5、F7五条，其中以F2、F146、4、F7为主。断层特征如下：1、F2断层该断层位于某矿区中西部，呈南北向展布，断层北过P21线消失，南延入xx矿区，矿区内出露长约1700m。倾向东，倾角6070，属平推逆断层，其东盘向南错移，断裂破碎带宽度变化较大，由10m变为大于15m，局部可达30m；断裂带内表现强烈挤压破碎、糜棱岩化、角砾岩化、片理化、摩擦镜面发育，局部绿泥石化、蛇纹石化等较为强烈，带内常有后期正长岩、辉绿岩脉贯入。由于该断层远离（约500m）地下开采一采区矿体，对一采区地下开采无影响，但井巷工程穿越时需加强支护和封水处理，杜绝尾矿库内水通过该断层进入地下坑道。2、F3断层位于P7线附近，矿区内出露长约165m。倾向西147、，倾角66，断层面片理化发育，常有擦痕。由于规模小，同时远离（170m）矿体，对地下开采基本无影响。3、F4断层位于矿区中部，P23P7线，走向近南北，断层北过P22线消失于北东向断层F13，南延入xx矿区，矿区内出露长约1700m。倾向正东，倾角6477，其性质属平推逆断层，常有后期正长岩脉沿断裂面贯入。在P15P9线附近破坏了部分矿体，局部使矿体垂直断距达100m。井巷工程穿越时需进行支护和封水处理，杜绝尾矿库内水通过该断层进入地下坑道。4、F5断层位于P9P7线，矿区内出露长约270m。倾向西，倾角6477。断于3、岩体内。断层破碎带由蚀变辉长岩和断层泥构成，断层常有后期正长岩、辉绿岩脉148、贯入。断层面片理化发育，常有擦痕。井巷工程穿越时需进行支护和封水处理，杜绝尾矿库内水通过该断层进入地下坑道。5、F7断层位于矿区中部，呈南北向纵贯整个矿区，向南延伸到xx矿区，向北至黑谷田地区到大箐沟西部一带。倾向东，倾角变化大，5387不等，总体上表现为由南向北倾角逐渐变陡，属平推逆断层，其东盘向南错移，断裂破碎带宽度变化较大，由5m变为大于15m，局部可达40m；断裂带内表现强烈挤压破碎、糜棱岩化、角砾岩化、片理化、摩擦镜面发育，局部绿泥石化、蛇纹石化等较为强烈，带内常有后期正长岩、辉绿岩脉贯入；该断层为矿区内最大的破矿断层，将区内矿体分割为东西两部分，总体上使东盘矿体相对上升，西盘下降，149、垂直断距30-60m不等；断层致使东盘矿体相对南移并大部有缺失，水平断距约135m。由于该断层规模较大，井巷工程穿越时需进行加强支护，但该断层远离（260m）尾矿库最终淹没区，尾矿库内水对地下开采没有影响。4.1.3 地震矿区内地震活动较频繁，1467年至今，发生4.3级以上地震共10次，分别是1467年1月19日热水塘6.7级强震，1515年6月17日永胜8.0级地震，1955年6月7日华坪6.0级地震，1955年9月23日鱼鲊6.7级地震，1955年9月28日向阳5.5级地震，1962年2月27日米易烂坝5.5级地震，1964年会理红石崖4.3级地震，1971年9月6日裕民街4.5级地震，150、1990年8月18日xx温泉4.8级地震，最近一次地震2008年8月30日仁和6.2级地震。此外由于周边地震较多，每次均波及到矿区。根据建筑抗震设计规范（GB50011-2010），区内抗震设防烈度为7度，设计基本地震加速度值为 0.15g，设计地震分组为第三组，建(构)筑物应按有关规范设防。4.2水文地质条件地下水的补给、径流与排泄条件矿区孔隙含水层、风化裂隙含水带、岩溶含水带，断裂带及其它暴露于地表的破碎带等，一般都按受大气降雨直接渗入补给、伏于地下的构造裂隙含水带受其地下水补给。由于次生岩脉的影响，含水层的渗透性能差，导水力不强，地下水交替时快时慢，迳流较短促。风化裂隙水及岩溶水的排泄条151、件好，深部的构造裂隙水一般都处于封存状态。 地下水的动态变化规律浅部含水层中地下水之动态受雨旱二季影响较大，每年610月雨季期间，泉流量逐渐增大，而岩溶区则迅速增大，地下水位也逐渐升高；旱季期泉水流量及水位都逐渐减小，有的泉水则断流干枯。深部构造裂隙水雨旱两季水量变化为35倍，水位变幅为23m。岩溶水流量变化可达数倍至数十倍。地下水水质受雨旱二季影响不明显，仅矿化度在旱季有所增高。 地下水动态主要影响因素1、气象因素本区属于半干旱型亚热带气候，气温差大，蒸发力强，四季不明显，雨、旱二季分明(610月为雨季、其余为旱季)。降雨集中，且多雷阵大雨及暴雨。日照充足，霜、雪期短(多限于较高的山地)，气152、候垂直分布性强。根据离矿区最近的路枯矿区气象观测资料，历年平均气温20，最低-0.2。最热出现于5月份，月平均气温25.5；最冷在12月份及次年1月份，平均气温12.712.8。年降雨量688.51185.2mm，平均878.1mm；年蒸发量2900.92938.5mm，平均2669.7mm，是降雨量的24倍。相对湿度最小值为6.2%,年平均为62.2%。每年14月份为风季，最大风速为16.67m/s，年平均风速1.6m/s。2、地质因素地层与岩石矿区及邻近之区域内广泛分布着各时期的岩浆岩及岩脉，并以基中酸性岩石为主，只是矿区以东可见一些震旦系的硅化大理岩，角岩及变质砂岩，还有一些三叠系侏罗系153、的页岩及砂岩；矿区以西较低地带，分布有第三系昔格达组地层，厚度一般50150m，最厚可达220m。此外，在冲沟、河谷地带分布有松散的砂性土、粘性土、碎石土、砂砾石土等，其厚度一般数米至数十米。这就决定了含水层的类型、分布、含水性以及地下水的类型特征。地质构造特征长期以来，该区经历了不同时期的构造运动，产生了南北向、东西向、北东向及北西向等断裂与褶皱，其中最多的是高角度倾斜的南北向、东西向断裂。较大规模的断裂一般都属压性、压扭性，张性及张扭性则较少。昔格达大断裂就从矿区西界通过，长达460km，宽数公里；小断裂发育，但规模不大。此外xx渡口地区也发现不少断裂，其中较大的有昔格达东西向及xx清门口154、东西向断裂(位于昔格达大断裂东侧)、倮果断裂、纳拉箐断裂带，布德断裂，惠民红石岩断裂带等。由于受多次构造变动及岩浆活动的影响，使大部分褶皱构造形态残缺不全，老断裂也经受改造，从而部分地段改变了断裂与褶皱构造的水文地质条件。 含水层（带）特征区内主要出露地层有第四系地层和含矿基性超基性岩体。由于成矿岩体是岩浆多期侵入，同时受到后期岩脉侵入的影响和断层的破坏，岩体节理裂隙较发育，矿区地下水主要赋存于风化节理裂隙含水带和断层构造带中，含水层（透水带）的特征如下：1第四系（Q）含水带（透水带）残坡积层及河床堆积物，厚230m，分布不均，为矿区表土层，为中强透水层（含水层），该层在矿区由于主要分布在沟谷155、，所以在矿区显含水性。2、风化节理裂隙含水带风化节理裂隙含水带自潜水面以下至弱风化带底界，裂隙发育较发育，以开型为主，钻进时冲洗液增大，动水位波动较小，岩芯破碎较破碎。经钻孔揭露，其裂隙特征以张开裂隙为主，裂面粗糙，褐铁矿浸染较重，无充填，偶有裂隙被长石脉及正长石脉填充。钻孔揭露含水层厚度19.80127m，水位埋深由西向东逐渐增深，自2.00112.50m，标高1612.991868.31m，区内泉水流量0.046.20L/s，富水性弱强。由于风化节理裂隙发育的无规律性及联通性的差异，局部风化节理裂隙不发育，使风化节理裂隙含水带在局部地段存在无规律的承压性；该现象垂直分带不明显，视为富水性不156、均一的含水岩体。3、断层构造含水带矿区断层发育，有的断层中地下水具条带性，含水性强，具有承压特征，径流条件较好。当井巷工程穿越与尾矿库连通的断层时，该断层可能会成为尾矿库内水进入地下坑道的通道，因此，当井巷工程穿越透水断层时，需对其进行封水处理，杜绝尾矿库内水通过断层进入地下坑道。各含水层之间是有水力联系的，第四系孔隙潜水要补给其下的风化裂隙水，而风化裂隙水又补给下部的节理裂隙及断层构造水。 地下水理化性质地下水一般都是无色、透明、无臭、无味的。其水化学类型一般为HCO3Ca2+Mg2+型水，少数为HCO3Mg2+Ca2+型水，局部有HCO3SO42-型水： pH值一般都在7.28.1之间，硬157、度527德度，矿化度0.140.66g/L。所以一般地下水属弱碱性低矿化度的重碳酸型软水。地表水在旱季为无色、透明、无臭、无味，但雨季含泥沙量较大，十分浑浊。水化学类型一般均属HCO3Ca2+Mg2+型水，pH值略大于7，属弱碱性低矿化度的重碳酸型软水。地表、地下水对钢结构和混凝土结构无腐蚀性，对地下开采建设工程治理选材有益。4.3环境地质条件区内以中山中深切割剥蚀侵蚀地貌为主，植被不太发育，灌木、稀疏林木散布于耕地、稀疏草地和陡壁悬崖之间，水土流失以轻度和中度为主。区内矿体地下开采局部可能有掉块、片帮现象，但不易产生地裂隙和地面沉降等地质环境破坏；区内无污染源；无热害；地表、地下水均表现为季158、节性较强的水流，水质较好，矿坑涌水量较小，采用平硐开拓，可以实现自流，对地表水污染不大；区内未见不良地质现象。区内目前的空气环境几乎未受到工业污染的影响，空气环境质量较好。5某矿库与某钒钛磁铁矿地下开采相互影响5.1尾矿库对地质环境的影响尾矿库对地质环境的影响主要表现在随着尾矿库水位的上升，改变了库区原有的应力环境和水文地质条件，为其周围的地下水增加了补给水源。由于尾矿库对地质环境的影响，将导致以下问题：1、库水渗漏据地质调查，库区虽无直接贯通于坝基、坝肩的渗漏通道，整个库区地表水径流条件较好，自然冲沟组成了良好的排水系统，建坝时可不考虑坝基、坝肩的渗漏问题。但在库区内断层构造较发育，应注意库159、水沿断层构造渗漏的问题。2、库岸失稳尾矿库运行后，将会破坏场地原来的排水条件，因沟内有常年流水，并且雨季期间水量剧增，将会形成堆积滑坡、泥石流、崩塌、堆积物塌陷等不良地质灾害体。由于岸坡局部较陡，库区蓄水后岩体在水、构造等的共同作用下，可能会产生小规模的崩塌，将对尾矿库的正常运行产生一定的影响。3、淹没由于尾矿库最终淹没线与地下开采一采区最终塌落（岩移）圈有重叠，如果地下采区布置不当，有可能造成尾矿库内水进入塌落圈范围内，造成淹井事故的发生。5.2地下开采对地质环境的影响地下开采对地质环境的影响主要表现在对围岩的破坏，改变了原有的应力环境和水文地质条件。由于地下开采对地质环境的影响，将导致矿山160、产生以下问题：矿山水灾：地面水灌井和巷道透水；围岩破坏：冒顶片帮、地面塌陷等。1、矿山水灾 在地下开采过程中，可能存在由于地表塌陷或地质构造形成的通道，使地表水进入矿井的危害，采空区和废弃巷道中储存的“人工水体”的危害，以及原岩溶洞、裂隙等构造中的原岩水体的危害。产生水害的主要原因可能是：采掘过程中没有探水或探水工艺不合理；采掘过程中突然遇到含水的地质构造；爆破时揭露水体；钻孔时揭露水体；地压活动揭露水体；排水设施、设备设计不合理；排水设施、设备施工不合理；采掘过程中违章作业；没有及时发现突水征兆；发现突水征兆没有及时采取探水措施或没有及时探水；发现突水征兆后没有及时采取防水措施；发现突水征兆161、采取了不合适的探水、防水措施；采掘过程中没有采取合理的疏水、导水措施，使采空区、废弃巷道积水；巷道、工作面和地面水体内外连通；降雨量突然加大时，造成井下涌水量突然增大。矿井、地表水或突然降雨都可能造成矿井水灾事故，这些事故包括：采掘工作面突水；采掘工作面或采空区透水。由于各种通道使采空区与储水体连通，使大量的水体直接进入采空区，从而形成采空区、巷道甚至矿井被淹；地表水或突然大量降雨进入井下。通过裂隙、溶洞、废弃巷道、透水层、地表露头与采空区、巷道、采掘工作面连通，使大量的水体直接进入采空区再进人人员作业场所，或直接进入作业场所。2、围岩破坏地压灾害是矿山地下开采过程中的一大安全隐患，如果预防不162、当，管理措施不到位，将会造成事故。采空区、矿房和巷道受岩石压力的影响，都可能引发地压灾害、地面塌陷等。引起地压灾害的主要原因可能是：采矿方法不合理；穿越地压活动区域；穿越地质构造区域；矿柱被破坏；采矿场矿柱设计不合理或未保护完好；在应该进行支护的井巷没有支护或支护设计不合理；遇到新的地质构造而没有及时采取措施；采矿场或巷道施工工艺不合理；采矿场或巷道施工时违章作业；遇到新的岩石而没有按岩性进行施工；爆破参数设计不合理；爆破工序不合理；爆破施工时违章作业；地下水作用、岩石风化等其它地压活动的影响或破坏。地压灾害通常表现为采矿场顶板大范围垮落、陷落和冒落，采空区大范围垮落或陷落，巷道或采掘工作面的163、片帮、冒顶或底板鼓丘等，竖井井壁破裂、井筒涌砂、岩帮片落，地表沉陷等。这些事故包括：采矿场顶板大范围垮落、陷落和冒顶，其主要危害有：破坏采矿场和周围的巷道；造成采矿场内人员的伤亡；破坏采矿场内的设备和设施；破坏矿井的正常通风；造成生产秩序的紊乱；造成排水系统破坏，引起水害，继而破坏矿井的供电系统等。巷道或采掘工作面的片帮、冒顶危害。岩体的地压活动造成巷道的片帮和冒顶，其危害主要有：巷道内人员的伤亡；破坏巷道内的设备、设施；破坏正常的生产系统等。5.3尾矿库与地下开采的相互影响如前所述，尾矿库对地质环境的影响主要表现在随着尾矿库水位的上升，改变了库区原有的应力环境和水文地质条件，为其周围的地下水164、增加了补给水源。地下开采对地质环境的影响主要表现在对围岩的破坏，改变了原有的应力环境和水文地质条件。由于地下开采对地质环境的影响，将导致矿山产生以下问题：矿山水灾：地面水灌井和巷道透水；围岩破坏：冒顶片帮、地面塌陷等。由于尾矿库与地下开采的相互影响，上述的地质环境问题将会得以放大，并危及尾矿库与地下开采的安全。地下开采岩体变形及移动分析1、地下开采采空区变形和特征地下开采采空区的变形主要是在地表形成移动盆地。即位于采空区上方，当地下采空后，随之产生地表变形，开始形成凹地 ，随着采空区不断扩大，凹地不断发展，形成凹陷盆地，此盆地称为移动盆地。根据地表变形值的大小和变形特征，自移动盆地中心向边缘在165、水平上可分为三个区：均匀下沉区：（中间区）即移动盆地的中心平底部分。移动区：又称内边缘区或危险变形区，区内变形不均匀，对建筑物破坏作用较大。轻微变形区：外边缘区，地表变形值较小，一般对建筑物不起损坏作用，以地表下沉值10mm 为标准，来划分其外围边界。从垂直方向上讲，地下矿层大面积采空后，矿层上部失去支撑，平衡条件被破坏，采空区上方岩体随之变形。采空区上方岩体的变形，总的过程是自下而上逐渐发展的漏斗状沉降，其变形情况可分为三个带：冒落带（崩落带），采空区顶板破碎坍落形成，其厚度一般为采矿厚度的34倍。裂隙带（破裂弯曲带），处于冒落带之上，并产生较大的弯曲和变形，其厚度一般取采矿厚度的1218 166、倍（从矿层顶板向上的厚度）。弯曲带（不破裂弯曲带），裂隙带顶面至地面的厚度。上述三个分带适于水平状岩层，根据采空区大小、采矿厚度和开采深度的不同，上述三个带不一定同时存在。其中：缓倾层 （45）非充分采动:当采空区面积的长度和宽度均小于开采深度时,地表移动盆地呈碗状、地表不出现应有的最大下沉值。充分采动：当采空区面积的长度和宽度分别等于或大于开采深度时，地表移动盆地呈盘状，地表出现应有的最大下沉值。超充分采动：当采空区面积的长度和宽度继续增大使最大下沉值和其它最大移动、变形不再增大。开采的主要影响：在采空区正上方及其周围的地表发生移动和变形。也就是说，出现在采空区正上方及其周围地表的开采影响为167、开采主要影响；离采空区较远的地表的开采影响称开采次要影响。重复开采时，下沉速度将增加1030%，移动平稳后，实际仍有少量残余下沉量，在老采空区建筑时，要充分考虑。2、地下开采岩体变形及移动的预测地表变形分为：两种移动和三种变形。两种移动为垂直移动（下沉）和水平移动，三种变形为倾斜变形，弯曲（曲率）和水平变形（伸张或压缩）。现分别叙述如下：地表最大下沉值Wmax= M Cos其中：Wmax最大下沉值，mm； M矿层的真厚度，m；矿层倾角()； 下沉系数， mm/m，取0.8。地表最大倾斜、最大曲率、最大水平变形的预测最大倾斜值：T max = W max/ R（mm/m）最大曲率：Kmax= 1168、.52 W max/ R 2（mm/m2）最大水平变形值：Emax= 1.52 W max/ R（mm/m）其中：R地面影响半径， R=H/tg，m；H开采深度，m；移动角()。某钒钛磁铁矿地下开采一采区地质勘探最低控制标高为1480m，地下开采设计最低标高为1550m，开采深度1670m1550m，垂深高度为120m。一采区主要开采埋藏较深的、矿体，矿体赋存于矿体深部。矿体真厚0.5538.84m，平均10.72m； F7以西产状倾向东，倾角30左右；F7以东产状倾向北东南西，倾角1052左右。矿体真厚2.3410.72m，平均6.33m；产状倾向东，倾角530。破坏矿体完整性和连续性的断层169、有F4、F7。根据矿体的赋存条件及开采技术条件，设计的开采范围内，一采区最高标高为1670m，最低开采标高为1550m。矿体倾角介于545，平均25；根据矿体的赋存条件、采矿方法及采掘设备的主要技术参数，拟定中段高度为30m。采区开采标高16701550m，垂深120m。按30m段高划分为4个中段，分别为1550m中段、1580m中段、1610m中段、1640m中段。预测的地下开采一采区的地表移动和变形结果见表5-1。矿层开采覆岩破坏高度预测在覆岩岩性及地层结构一定的条件下，覆岩破坏情况主要与开采厚度和采矿方法有关。导水裂缝带高度预测如前所述，导水裂隙带（破裂弯曲带）处于冒落带之上，并产生较大170、的弯曲和变形，其高度一般取采矿厚度的1218 倍（从矿层顶 表5-1 某钒钛磁铁矿地下开采一采区地表移动和变形预测采 区地下开采一采区中 段(m)1640 1610 1580 1550 开采深度(m)120150180210开采厚度(m)10.7210.7210.7210.72采深采厚比（H /M）11.1913.9916.7919.58地面影响半径 R(m)69.2486.55103.86121.17Wmax(mm)7.777.777.777.77T max(mm/m)0.110.090.070.06Kmax(mm/m2)0.00250.00160.0010.0007Emax(mm/m)0.171、180.140.110.09板向上的厚度）。某钒钛磁铁矿的裂采比在1218之间。由于尾矿库与地下开采的相互影响，从安全的角度考虑裂采比取18比较合适，按采厚10.72m计算，则导水裂缝带高度为192.96m。冒落带高度预测如前所述，冒落带（崩落带），由采空区顶板破碎坍落形成，其高度一般为采矿厚度的34倍。由于尾矿库与地下开采的相互影响，从安全的角度考虑取4比较合适，按采厚10.72m计算，按照85的采出率，则冒落带高度为36.5m。移动盆地上盘移动边界角0=-15 ，下盘移动边界角0=-15（1-0.01），走向移动边界角0=-15。用上述边界角，可反求移动盆地边缘：即从采空区边界做与水平线成172、边界角的斜线，此线与地表的交点为边界点，连续做多个边界点，可大致找出移动盆地的边界。根据开采范围内矿体的赋存条件及开采技术条件、采矿方法及采掘设备的主要技术参数，以及确定的最低开采标高1550m。某钒钛磁铁矿地下开采一采区矿体赋存于下含矿带（3）中，其矿体直接顶底板岩性为辉长岩。矿石及围岩岩石力学强度较高，稳定性较好，岩体移动角类比相似矿山后，上、下盘岩体移动角取60及矿体端部岩体移动角取65，按此参数圈定开采矿体地表移动边界线，详见总平面布置图与剖面图。由图可见，地下开采岩体移动范围已波及到尾矿库的范围之内，由于岩体移动的作用，加之矿区内多条断层的影响，尾矿库内水将存在向地下开采区渗漏的可能173、。有关规范对地下开采区之上构建筑场地的要求下列地段不宜作为构建筑场地在开采过程中可能出现非连续变形地段（地表产生台阶、裂缝、塌陷坑等）。H /M2530 （H /M为采深采厚比）或H /M2530，但地表覆盖层很薄且采用高落式等非正规开采方法或上覆岩层受地质构造破坏时，地表将出现大的裂缝或塌陷坑，易出现非连续的地表移动和变形。处于地表移动活跃地段。特厚矿层和倾角大于55的厚矿层露头地段（易造成矿层抽冒）。由于地表移动和变形，可能引起边坡失稳和山崖崩塌的地段。地下水位深度小于构建筑物可能下沉量与基础埋深之和的地段。地表倾斜大于10mm/m、地表水平变形大于6mm/m，或地表曲率大于0.6mm/m174、2 的地段。下列地段作为构建筑场地时，其适应性应专门研究采空区采深采厚比H/M30 的地段。采深小（H 小于50m 地段），上覆岩层极坚硬，并采用非正规开采方法的采空地段。地表倾斜为310mm/m，地表曲率为0.20.6mm/m2 或地表水平变形为26mm 的地段。老采空区可能活化或有较大残余影响的地段。下列地段为相对稳定区，可以作为构建筑场地已达充分采动，无重复开采可能的地表移动盆地的中间区。预测的地表变形值小于下列数值的地段：地表倾斜小于3mm/m，地表曲率小于0.2mm/m2，地表水平变形小于 2mm/m。由地下开采区地表移动和变形的预测可知，地下开采的岩体移动对尾矿库有一定影响；同时，175、对照上述有关规范对地下开采区之上构建筑场地要求，地下开采区之上建筑尾矿库的适宜性一般。由于地下开采岩体移动的作用，导水裂缝带高度较大，加之矿区内有多条断层的影响，尾矿库内水将存在向地下开采区渗漏的可能。为此，要求井巷工程通过导水断层时，在进行加强支护前，需对断层进行封水处理，杜绝尾矿库内水通过断层进入地下开采区。5.3.2尾矿库影响下的矿坑涌水量分析1、水径流形成及运动规律区内地下水是由大气降水以直接渗透的方式补给，尾矿库水位也是地下水补给源，大气降水与尾矿库水渗入到达地下水浸润面形成地下迳流，于矿坑底等较低地段，地下水涌出。一般条件下，区内岩石透水性较差，大气降雨与尾矿库水不利于地下水补给。176、但在尾矿库与地采相互影响的特殊条件下，地下水补给量将加大，地下水运动是由开采井田境界线四周的分水岭流向地下采矿场中心，形成一个降落漏斗。根据四川省xx县某钒钛磁铁矿区勘探地质报告资料，预测矿坑的涌水量为3517m3/d。以上矿坑涌水量是在没有尾矿库水补给条件下的预测值，下面对尾矿库水补给条件下，井下涌水量的变化情况进行分析。2、涌水量分析计算方法及计算边界条件对矿坑涌水量的预测采用地下水“动力学法”，计算所采用的上游边界条件虽因地形、地貌及水文地质条件不同而有所变化。但一般来讲，均可处理为将采坑降落漏斗外边缘处的水头概化为定水头边界，上游定水头边界取尾矿库最终设计标高1680 m，综合确定上游177、边界水头值。下游边界根据采场作业的要求，坑道不能积水，故一般均选取坑道底标高为定水头边界，故取其压力水头值为零。计算公式无尾矿库影响时，涌水量计算公式无尾矿库影响时，计算公式为： 式中：Q涌水量，m3/d；H压力水头值（潜水位到隔水底板高度），m；S水位降低值，m；R影响半径，m；K渗透系数，m/d。有尾矿库影响时，涌水量计算公式有尾矿库影响时，计算公式为：式中：b尾矿库尾水边界至地下采区的水平距离，m； 其它符号含义同上。斜井及水平巷道计算公式 式中：B巷道水平长度，m；其它符号含义同上。渗透系数取值本次分析计算参数取值参考四川省xx县某钒钛磁铁矿区勘探地质报告，并考虑地采的松动影响，综合取178、值见表5-2。表5-2 渗透系数取值序号名称渗透系数(m/d)1辉长岩0.353钒钛磁铁矿0.20计算结果对矿坑涌水量的预测采用地下水“动力学法”，分别对无尾矿库时涌水量及有尾矿库时涌水量进行预测，预测结果见表5-3。表5-3 某钒钛磁铁矿地下开采井下涌水量的变化情况预测中段（m）H(m)S(m)R(m)b(m)无尾矿库Q1 (m3/d)有尾矿库Q2( m3/d)1640 130401080210202426401610130701890210279339901580 1301002700210312048001550 130130351021031605070地下矿坑涌水量预测结果显示：地下179、水主要沿岩体裂隙运动，由于尾矿库水的补给，不同开采中段井下涌水量将在原来的基础上增加约6001900m3/d。地下开采后，受采动影响，围岩会逐渐产生变形、沉降甚至破坏，地下水的流态也因此会发生变化且相当复杂，大气降雨与尾矿库水会从开裂变形的岩体表面渗入到地下开采巷道内，会进一步恶化地下开采条件。尤其暴雨季节的地表径流直接涌入地下采场,直接威胁地下采矿的安全生产。因此，有必要采取有效的封防水措施加以防范。5.3.3尾矿库与地下开采的相互影响及措施建议综合上述，由于受尾矿库水的影响，岩体的抗剪强度降低，地采后围岩的应力、应变比常规情况时大，随着采空区的不断扩大，空区围岩会出现塌落，随着地采分段不断180、增加，这种塌落会发展至地表面，表现为地表出现位移、沉陷、开裂甚至陷落。这一变化过程又反过来危及尾矿库的安全运行。大气降雨与尾矿库水会从开裂变形的岩体表面渗入到地下开采巷道内，会进一步恶化地下开采条件。尤其暴雨季节的地表径流直接涌入地下采矿场,直接威胁地下开采的安全生产。为了确保尾矿库的安全运行，确保矿山地采的安全生产，有必要采取有效的工程措施加以防范。一方面，提前做好尾矿库的防渗设施；另一方面，做好矿山地采的封防排水工作；三是加强巷道围岩的支护工作。针对矿区断层较多且岩体较为破碎的情况，地下开采期间通过矿岩稳固性较差地段时，必须及时进行支护处理，支护形式视具体情况可采用喷砼、素砼、喷锚及钢筋砼181、支护，以保证生产安全。同时，应严格按设计开采顺序、开采步骤进行开采，避免因应力集中现象导致炮孔变形、巷道破坏，必要时采取强采措施进行治理和管理。6解决方案研究由于四川xx矿冶有限责任公司某矿库位于某钒钛磁铁矿地下开采一采区的西面，随着该尾矿库的逐渐堆高（最终堆积标高为1680m），库内尾水将对地下开采一采区（开采标高15501670m）有一定的影响，同时随着地下开采的下降，在P9线以南1660m以上形成地表塌陷圈，且该塌陷圈与某矿库1660m以上尾部在空间上重叠，为了减少尾矿库尾水对地下开采的影响及地表塌陷后尾矿库尾水涌入地下开采，本次论证提出以下几种解决方案：6.1总体原则和思路1、总体原则182、某矿库位于某钒钛磁铁矿地下开采一采区的西面，空间上局部有一定影响，本次某矿库与某钒钛磁铁矿地下开采相互影响解决方案遵循以下原则：确保某钒钛磁铁矿地下开采一采区的矿石资源得到有效、合理利用；某钒钛磁铁矿地下开采一采区矿石资源的开发在安全、技术可行的条件下进行；达到某钒钛磁铁矿地下开采一采区矿石资源的开发和某矿库的使用的相互影响降到最低的目的；在确保某矿库安全运行的前提下，使库容得到合理、充分利用；保证某钒钛磁铁矿矿权所有人和某矿库使用权人的利益。2、总体思路通过对某钒钛磁铁矿地下开采一采区矿石资源的开采方案、时机的论证，推荐合理的开发方案；若某钒钛磁铁矿地下开采一采区矿石资源的开采与某矿库的安全183、运行不能兼顾，优先考虑矿产资源的利用。6.2提前地下开采方案该方案是在某矿库堆高至1660m水平之前，对地下开采矿石资源进行回收利用。根据中冶长天国际工程有限责任公司完成的四川xx矿冶有限责任公司某矿库技改工程项目设施改造初步设计，该尾矿库堆高至1660m水平可服务21a，但由于四川xx矿冶有限责任公司正在进行选矿扩能，扩能后尾矿量将达810万t/a，尾矿库堆高至1660m水平时只能服务13a（2023年末）。因此，该方案需在尾矿库尾水上升至1660m（2023年末）之前完成地下开采一采区矿石的回收利用工作。一采区可利用资源量（332+333）749.58万t，开采损失率15%，贫化率12%，184、采出矿石量724万t，按基建期1年、达产期1年考虑，在2023年前回收该部分矿石，其开采规模需达到73万t/a，根据矿山合理规模论证，矿山最大开采规模为45万t/a。因此，在某矿库堆高至1660m水平前（2023年末）无法完成地下开采一采区矿石的回收利用，该方案在技术上不可行。6.3滞后地下开采方案该方案是在某矿库闭库且尾水干涸后，再对该部分矿石资源进行回收利用。按照四川xx矿冶有限责任公司选矿扩能后尾矿规模810万t/a计算，某矿库可服务14年（至2024年闭库）。在2024年末某矿库闭库并且库内尾水干涸后，再对某钒钛磁铁矿地下开采一采区矿石资源进行回收。在回收过程中，由于尾矿库最终堆积标高185、为1680m，距地下开采最高开采标高1670m保护层厚度仅为10m，无法满足安全上的要求（保护层厚度预留20m），同时在P9线以南地表塌陷范围与该尾矿库尾部1660m水平以上在空间上重叠，因此在开采该部位矿石过程中，在1660m水平以上再预留10m厚度的矿石保安矿柱作为安全保护层，同时对地下开采形成的采空区进行充填，以防止地下开采形成采空区后引起地表塌陷，从而导致尾矿库尾部堆积物进入地下采空区。根据某钒钛磁铁矿地下开采资源量计算表，16701660m水平地质量（333）14.71万t，平均地质品位TFe16.67%，考虑地质影响因素后，可利用资源量（333）10.30万t，平均地质品位TFe1186、6.67%。同时地下开采各矿块开采完毕后，需对P9线以南采空区进行充填，可布置矿块的有效长度按200m考虑，开采高度110m，矿体平均厚度8.52m，采空区总体积18.74万m3，需充填物料总量20.61万m3。6.4尾矿库在运行过程中的地下开采方案由于确定的地下开采开拓运输方案为平硐+溜井联合运输，1550m主运输平硐位于某矿库的西南侧，在该尾矿库最终堆积标高（1680m）范围外，尾矿库的正常运行不会影响该主运输平硐的正常运输，因此该方案就是在某矿库正常运行过程中对地下开采一采区矿石资源进行回收利用。由于尾矿库在正常运行过程中其尾部有34m深的尾水存在，随着尾矿的逐渐堆高，其尾水标高相应上升187、，因此，尾矿库在运行过程中对地下开采最大的影响就是尾水通过地表塌陷区进入地下采区，可能导致井下开采涌水事故的发生。尾矿库运行过程中必须采取一定的措施，防止尾水上升至1660m水平后通过地表塌陷区涌入井下。结合矿区总平面布置图中尾矿库与某钒钛磁铁矿地下开采一采区空间关系，在P9线以南塌陷区（1660m以上）范围与尾矿库尾部（1660m以上）在空间上重叠，因此在地下开采过程中应避免塌陷范围与之重叠，采取的措施就是各中段暂时只开采P9线以北部分矿体，待某矿库闭库且尾水干涸后再对P9线以南矿石资源进行回收利用，由于各中段沿矿体走向长度缩短，可布置的有效矿块数相应减少，将会影响矿山地下开采生产能力，特别188、是1550m及1580m两个中段。P9线以南沿矿体走向长度300m，可布置的有效矿块数减少6个，可回采的矿块数减少23个，矿山生产能力将减少1015万t/a。根据某钒钛磁铁矿地下开采资源量计算表，P9线以南地质量（333）99.15万t，平均地质品位TFe16.27%，考虑地质影响因素后，可利用资源量（333）69.41万t，平均地质品位TFe16.27%。同时，在尾矿库闭库后再对该部分矿石资源进行回收利用，在回收利用过程中同样需采取“滞后地下开采方案”中相关安全措施。6.5某钒钛磁铁矿地下开采效益初步分析6.5.1成本估算1、生产成本估算 生产成本估算原则和依据采、选生产规模：45万t/a，189、原矿入选品位TFe17.79%，TiO27.99%，生产TFe55%铁精矿5.625万t/a（选比为8:1），生产TiO247%钛精矿1.125万t/a（对原矿选比为40:1）；辅助材料消耗、动力消耗指标、维简费、修理费、其它制造费参考类似矿山和选厂实际指标，并结合设计规范规程选取；采矿劳动定员按200人计，选矿劳动定员按100人计，选钛劳动定员按30人计，工人工资及福利按3万元/人.年计；矿山安全费根据财企2006478号规定取8元/t；运输费按1.2元/t.km计，运距1.04km；选矿折旧费按选矿投资2000万元，年折旧率7%计。生产成本估算根据以上原则和依据估算的采矿生产成本、选矿生产190、成本、钛精矿生产成本见表6-1、表6-2、表6-3。由表可知，采矿生产成本为58.88元/t，选矿生产成本为37.2元/t，由此可计算出铁精矿生产成本为768.64元/t；钛精矿生产成本为543.56元/t。表6-1 采矿生产成本构成表序号项 目单位单价(元)单耗金额(元)1辅助材料10.8岩石炸药kg/t 120.67.2雷管发 /t50.31.5导爆管m/t0.80.50.4钻头个/t12000.00070.84钎钢Kg/t8.50.040.34牙尖个/万t10000.150.02其他0.52燃料及动力6电kw.h/t0.51263工资及附加13.334制造费用28.75维简费15修理费3191、其它制造费用1.5安全费8运输费1.255矿石生产成本合计58.88表6-2 选矿成本构成表序号成本项目单位单价（元）单耗单位成本（元）1辅助材料元6.18 钢球kg0.950 4.54.28 衬板kg0.120 7.50.90 皮带m0.001 7000.70 润滑油kg0.020 150.30 2动力费元13.75 电kWh260.513.00 新水m30.51.50.753工资及福利元6.674制造费用元10.6折旧费3.1修理费4.5其它制造费35选矿加工费37.2 表6-3 钛精矿生产成本序号成本项目单位单价（元）单耗单位成本（元）1辅助材料元168.27 1.1 药剂121.77 192、黄药kg8.00 0.12 0.96 硫酸kg0.50 20.00 10.00 MOH捕收剂kg10.60 8.00 84.80 98#起泡剂kg7.20 0.14 1.01 柴油kg5.00 5.00 25.00 1.2 钢球kg4.50 5.50 24.75 1.3 包装袋条0.8 25.00 20.00 1.4 其他类元3.50 3.50 2动力费元149.28电kWh0.5 195.0 97.50 新水m31.5 20.0 30.00煤气GJ33.50 0.65 21.78 3工资及福利元76.014制造费用元150.005单位制造成本合计元543.562、总成本费用估算根据类似矿山和193、选矿厂、选钛厂实际生产经营指标，管理费按50元/t精矿计（铁、钛精矿拉通算）；资源补偿费用按销售收入的2%计，对铁精矿为10元/t精矿，对钛精矿为30元/t精矿；销售费用按销售收入的2%计，对铁精矿为10元/t精矿，对钛精矿为30元/t精矿；财务费用按25元/t精矿计（铁、钛精矿拉通算）。则计入了管理费、资源补偿费、销售费用、财务费用的铁精矿总成本为863.64元/t，钛精矿总成本为678.56元/t。经济效益计算1、计算参数铁精矿不含税出厂价500元/t，钛精矿不含税出厂价1500元/t； 铁精矿产能5.625万t/a，钛精矿产能1.125万t/a； 资源税4.2元/t原矿； 水土保持费0.194、6元/t原矿； 增值税率17%，进项税抵扣销项税后取综合增值税率12%； 增值税附加，取增值税率的8%； 所得税率25%。2、效益计算销售收入：5001.175.625+15001.171.125=5265万元；总成本费用：863.645.625+678.561.125=5621万元；税金及附加：资源税和水土保持费：45（4.2+0.6）=216万元；增值税及附加：（5265+5621）12%（1+8%）=1411万元；经济效益：5265-(5621+216+1411)=-1623万元。通过以上计算可知，本地下开采项目年亏损1623万元。 7结论通过对某矿库与某钒钛磁铁矿地下开采的相互影响及解195、决方案技术和经济论证，主要结论如下：1、论证范围内即地下开采一采区矿石资源量为Fe2+3 333类别资源量307.68万t，TFe 25.53%,TiO2 11.27%,V2O5 0.205%；Fe4 332类别资源量271.59万t，TFe 16.54%,TiO2 7.79%,V2O5 0.121%；Fe4 333类别资源量606.81万t，TFe 16.39%,TiO2 7.89%,V2O5 0.130%； Fe2+3+4 332+333类别资源量1186.07万t，TFe18.80%,TiO2 8.74%,V2O5 0.147%，资源量与勘探报告基本一致。2、地下开拓运输系统三个硐口方案196、即北面主运输平硐硐口方案、西面主运输平硐硐口方案、南面主运输平硐硐口方案中，北面主运输平硐硐口方案井巷可比投资449.82万元，全期铁路运营费787.71万元，汽车运营费1390.08万元，费用合计2627.61万元；西面主运输平硐硐口方案井巷可比投资268.90万元，外部新建公路投资240万元，全期铁路运营费469.15万元，汽车运营费1789.73万元，费用合计2767.78万元；南面主运输平硐硐口方案井巷可比投资458.08万元，外部新建公路投资120万元，全期铁路运营费805.09万元，汽车运营费903.55万元，费用合计2286.72万元。三个硐口方案中南面主运输平硐硐口方案较优。3197、某矿库的尾水对某钒钛磁铁矿地下开采一采区有一定影响，尾矿库最终淹没线与地下开采一采区最终塌陷范围在空间上有重叠，尾矿库井下涌水量增加，但由于矿山采用平硐开拓，井下涌水可通过井巷自流排泄。因此，某矿库的生产及某钒钛磁铁矿的地下开采可同时进行。4、经“按矿山工业储量及服务年限验证矿山生产能力、按矿山开采年下降速度验证矿山能力、按各中段可布置的有效矿块数验证矿山生产能力”三种方法计算，某钒钛磁铁矿地下开采一采区开采规模可达45万t/a。5、某钒钛磁铁矿地下开采一采区矿石资源全部在某矿库上升至1660m前提前回采技术上不可行；在某矿库闭库后开采一采区资源，P9线以南需留矿石保护，损失矿石量（333）14.71万t，平均地质品位TFe16.67%。同时需对P9线以南采空区进行充填，采空区总体积18.74万m3，需充填物料总量20.61万m3，增加运营成本250万元左右（充填费用12元/m3左右）；尾矿库在运行过程中开采一采区资源时，P9勘探线以南塌陷区（1660m）以上范围与尾矿库尾部（1660m以上）在空间上重叠，P9线以南资源暂时无法回采，该部分资源量（333）99.15万t，平均地质品位TFe16.27%，可利用资源量（333）69.41万t，待尾矿库闭库后再回采这部分资源。