1、xxxx集团有限公司xx市xx铁矿 可行性研究报告目 录1总论21.1项目背景21.2项目概况22矿产品需求现状和预测102.1国内外市场供应现状102.2 产品市场需求预测112.3 产品目标市场分析112.4 价格现状与预测122.5 市场竞争力分析122.6 市场风险133.地质资源143.1矿山总体概况143.2区域地质143.3区域地质143.4矿体地质163.5矿床开采技术条件233.6资源储量313.7对地质勘探报告的评述344建设规模与产品方案364.1建设规模364.2产品方案365建设方案及设备选择375.1采矿375.2矿山机械676总图运输756.1矿区概述756.2厂2、址方案756.3矿区总体布置766.4矿区道路及运输777公共辅助设施807.1给排水设施807.2电力及电信827.3建筑、结构工程897.4暖通917.5热力938消防958.1设计依据958.2本次设计采取的主要技术措施958.3消防机构978.4其它979安全避险六大系统989.1设计依据989.2紧急避险系统989.3压风自救系统1009.4供水施救系统1019.5监测监控系统1019.6通讯联络系统1049.7井下人员定位系统10510节能评估10810.1能耗指标及分析10810.2节能措施综述11010.3单项节能工程11010.4建筑节能11011环境保护11211.1 设计3、依据11211.2 设计原则11211.3 矿山地质环境11211.4 水土保持及土地复垦11411.5矿区复垦方案11512劳动安全与卫生11712.1主要有害因素和危险因素识别11712.2安全措施方案12013投资估算12813.1概述12813.2编制依据12813.3投资概算12914经济分析13014.1基础数据13014.2成本费用计算13114.3营业收入计算13214.4财务分析13214.5不确定性分析13314.6结论13415研究结论与建议13515.1推荐方案的总体描述13515.2问题与建议135附件：（1）xx省*铁矿详查报告矿产资源储量评审备案证明（xx省国土资4、源厅，吉国土资储备字2014067号）；（2）xx省国土资源厅划定矿区范围批复的通知（吉国土资矿划20159号）。附图：1. 矿区总平面布置图；2. 地表工业场地平面布置图；3. 7号勘探线剖面图；4. 6号勘探线剖面图；5. 16号勘探线剖面图；6. 28号勘探线剖面图；7. A1线剖面图（设计院剖切）；8. A2线剖面图（设计院剖切）；9. 2号矿体底板等高线图；10. 5号矿体底板等高线图；11. 6号矿体底板等高线图；12. 开拓及通风系统纵投影示意图；13. 开拓系统水平投影图；14. 平硐开拓部分通风系统示意图；15. 斜坡道开拓部分通风系统示意图；16. 顺倾斜“V”形工作面推进5、的避式全面法采矿方法图；17. 预切顶中深孔房柱法采矿方法图；18. 底盘漏斗中深孔分段空场法采矿方法图；19. 爆力运矿采矿方法图；20. 留矿全面法采矿方法图；21. 井巷断面图。xxxx集团有限公司xx市xx铁矿 可行性研究报告1总论1.1项目背景1.1.1企业名称及性质项目名称：*有限公司*铁矿企业名称：*有限公司经济类型：有限责任公司项目性质：新建项目1.1.2可行性研究报告编制依据（1）xx省*铁矿详查报告及其附图、附表（xx省第四地质调查所， 2014年8月）；（2）xx省*铁矿详查报告矿产资源储量评审备案证明（xx省国土资源厅，吉国土资储备字2014067号）；（3）xx省国土6、资源厅划定矿区范围批复的通知（吉国土资矿划20159号）；（4）xxxx科技集团xx工程技术有限公司于2015年1月编制的*铁矿矿产资源开发利用方案；（5）*铁矿矿产资源开发利用方案评审意见（xx省矿业企业联合会，吉矿联矿审字2015第9号）；（6）国家及地区有关设计规范及标准；（7）现场踏勘收集的有关资料；（8）设计委托书。1.2项目概况1.2.1建设地点1. 位置与交通xx铁矿区位于xx市xx区320方向，直距12.8km处，隶属xx市xx区xx镇管辖。矿区地理坐标为：东经：1261959-1262058，北纬：420102-420201。矿区距xx火车站直距12km，距xx市至营城S107、3省道4km，其间有水泥路相通，xx市至xx口珍珠门村有客运班车往返，交通较为方便。见交通位置图。图1.1 交通位置图2. 自然地理矿区位于xx北岸，长xx系龙岗山脉中段南侧，地貌特征属构造剥蚀中山区。海拔650m-1091m，相对高差440m，地势北高南低，坡度较缓。区内水系主要有楸子沟河及其支流，发源于矿区北西部，向南东流入xx河，在向南东汇入xx，属鸭绿江水系。楸子沟河河床宽3-5m，水深0.3-0.5m，流量0.0428m3/s-0.035m3/s。本区属北寒温带大陆性季风气候，夏天炎热，冬天寒冷漫长，夏季温热多雨，春秋干燥温和。年最高气温31.6，最低气温1月份达-34.5，平均气温8、4；年日照射时数为2200-2884小时，无霜期105-160天，积雪期90-110天；雨季多集中在7-8月份。年平均降雨量在650mm-800mm。最大降雨量1117mm，连续降雨最长天数13天，日最大降雨量128mm。蒸发量800mm -1600mm。11月中旬至翌年4月初为冰冻期，最大冻土层深度1.60m。风向春夏季多为西南风、东南风，秋冬两季多为西北风，最大风速17m/s。 3. 经济概况本区属矿产资源型工业区，铁矿开发为支柱性产业，矿产品供应给通化钢铁集团，另外还有园宝顶子赤铁矿、板庙子金矿、溶剂灰岩及松花石等。当地农业以种植玉米、大豆为主，粮食自给自足。副业以林蛙、人参为主。居民以9、汉族为主，其次是朝鲜族、满族，回族等，主要从事采矿业和农业。区内水力资源丰富，电力充足，可以满足矿山生产和居民生活需要。4. 矿山周边安全环境（1）相邻矿山矿山东侧为通化钢铁集团板石矿业有限责任公司井下矿，其中18号矿组距离本矿区较近，矿区范围界线最近距离460m。根据中冶北方（大连）工程技术有限公司2012年12月编制完成的*矿业有限责任公司井下矿（18矿组二期）初步设计， 18号矿组最低生产水平标高510m，与本矿区地表岩石移动界线最近距离720m，本矿区各坑口及地表工业场地均位于18号矿组地表岩石移动界线20m以外，板石矿业公司井下矿18号矿组对本矿区开采没有影响。本矿区北侧为xx市胜铭10、铁矿露天采场，两矿区范围相距1200m，本矿区各坑口及地表工业场均位于胜铭铁矿爆破飞石范围之外，xx市胜铭铁矿露天开采对本矿区没有影响（见矿区周边关系图）。（2）地表水体本矿区北西侧有楸子沟河（见矿区总平面布置图）及其支流，发源于矿区西部，河床宽3-5m，水深0.3-0.5m，流量于4月8日测得区内为0.0305m3/s。矿区附近楸子河历史最高洪水水位标高745m，矿区最低坑口及工业场地标高750m，坑口与河流最近距离40m，本区地表岩石移动界线与该河最近距离210m，根据工程地质条件，地下未见有构造裂隙与地表水体沟通，楸子河对本区开采没有影响。区外纳入一支流后楸子沟河河水流量为0.0428m11、3/s，向南东汇入xx河，xx河在矿区东侧4-5km处，自北西向南东汇入xx，属鸭绿江水系。板石河距离矿区较远，不会对本矿区开采造成影响。（3）地表露天采坑1、2号矿体近地表部分已露采，前人露采坑深20.5m30.7m，宽33m-65m（见地形地质图）。面积5936m2， 坑底标高819.5m，前人开采采坑现早已停采。受大气降水影响平、枯水期坑内无积水，丰水期雨水集中，坑内有少量积水。因地表露天采坑较小，矿山基建开始前利用废石和表土将露天坑填平，并进行植树种草，防止水土流失，露天坑处理后不会对本区地下开采造成影响。（4）其它4xxxx国际工程技术集团有限公司 地址：xx市xx路xxxxxx集团12、有限公司xx市xx铁矿 可行性研究报告图1.2 矿区周边关系图5xxxx国际工程技术集团有限公司 地址：xx市xx路xxxxxx集团有限公司xx市xx铁矿 可行性研究报告矿区周边500m范围内无医院、学校、文物古迹及旅游风景区等小区域内的环境敏感目标。矿区用地为林地，对环境没有特殊要求。1.2.2主要建设条件1. 交通运输矿区距xx火车站直距12km，距xx市至营城S103省道4km，其间有水泥路相通，交通运输较为方便。2. 供电矿区一路10KV主电源进线引自xx镇新兴区域变电所10KV架空线路。保安电源采用4台1000KW柴油发电机组，经升压变压器升压后，提供10KV保安电源。3. 供水楸子13、沟河从矿区南侧通过，其上游为森林覆盖区，植被发育，无污染源。地表水、地下水环境质量较好，可作为初期生产和生活供水水源。4. 劳动力及生产生活物资供应矿区附近农村及林区有富余劳动力，可满足今后矿山用工需要。矿山生产所需能源建筑材料和生活用品需要从xx市xx区xx镇采购。1.2.3资金投入及效益本项目总投资为14078.19万元，其中建设投资为13719.23万元，流动资金358.96万元，项目资金全部自筹解决。正常年份项目可实现营业收入7748万元，利润总额2639万元，年净利润1979万元。经计算，项目总投资收益率为18.74%，投资利税率为28.63%，资本金净利润率为14.06%。整个运营14、期内，项目全部投资税后财务内部收益率为17.72%，投资回收期为4.94年（不含建设期），财务净现值为5057万元。企业盈亏平衡点（以生产能力利用率表示）为39.13%。经济分析表明，项目具备良好的盈利能力、财务生存能力与抗风险能力，具备可行性。1.2.4主要技术经济指标表1-1技术经济指标表序号项目单位指标值备注一地质1资源储量（122b+333）Kt93862设计利用储量（122b+333）Kt8047.623矿岩物理机械特性3.1矿石体重t/m33.673.2矿石松散系数1.63.3岩石体重t/m32.803.4岩石松散系数1.6二采矿1作业制度日班小时330382采矿生产规模104t/15、a403开拓（开采方式）平硐+斜坡道开拓（地下开采）4采矿方法壁式全面法、预切顶中深孔房柱法、底盘漏斗分段空场法、爆力运搬采矿法、留矿全面法5服务年限年20.1不含基建期6基建期年2.07出矿品位%26.638回收率%879贫化率%13三供电1装机容量kW69522工作容量kW56923年耗电量kW.h780104四供水1生产用水t/d4002生活用水t/d203消防用水t/d200平时不动用五企业职工人数人263六投资1建设投资万元13719.232流动资金万元358.96总投资万元14078.19七经济分析指标1营业收入万元77482总成本费用万元37183营业税金及附加万元4904利润总16、额万元26395所得税万元6606净利润万元19797总投资收益率%18.748资本金净利润率%14.069投资利税率%28.6310项目投资税前指标财务内部收益率%21.83财务净现值（I=12%）万元9138全部投资回收期年4.01不含建设期11项目投资税后指标财务内部收益率%17.72财务净现值（I=12%）万元5057全部投资回收期年4.94不含建设期12盈亏平衡点生产能力利用率%39.138xxxx国际工程技术集团有限公司 地址：xx市xx路xx2矿产品需求现状和预测2.1国内外市场供应现状铁矿石是钢铁工业的主要原料，当今世界粗钢产量2/3以上是来自铁矿石生产的，其余1/3是由废钢铁17、炼成。世界铁矿总资源，按含铁量计算为1，964亿吨，其中工业储量930亿吨。北半球：总资源1237亿吨，工业储量600亿吨，分别占世界总储量的63%和工业储量的64.5%。南半球：总资源725.6亿吨，工业储量330亿吨，分别占世界总储量的37%和工业储量的35.5%。欧洲：铁矿资源最丰富，总资源量622亿吨，工业储量350亿吨。南美洲：铁矿总资源量462.4亿吨，工业储量188.7亿吨。北美洲：资源总量444.4亿吨，工业储量149亿吨。大洋洲：资源总量191亿吨，工业储量109亿吨。亚洲：资源总量171亿吨，工业储量102亿吨，倒数第2位，相当贫乏。非洲：铁矿资源最贫乏的：资源总量73亿吨18、，工业储量33亿吨。按国家来看，世界各国铁矿石储量相差很大。前苏联是全球铁矿最丰富的国家，总资源达517亿吨，工业储量281亿吨。其次是巴西，总资源260亿吨，工业储量160亿吨。加拿大居第3位，总资源260亿吨，工业储量109亿吨。澳大利亚总资源181亿吨，工业储量107亿吨。此外，美国、法国、瑞典、南非等也都有比较丰富的铁矿资源。日前，全球矿业巨头力拓、必和必拓、FMG以及淡水河谷公司分别公布了2013年铁矿石产量数据。从产量数据上来看，随着澳大利亚三大矿山力拓、必和必拓和FMG继续扩产，全球铁矿石产量均同比增长。从国内来看，2013年我国原矿产量依旧保持高速增长，全年累计生产原矿145119、00万吨，相比2012年累计生产的130963万吨，增涨10.8%。我国在境外合资办矿矿山少，规模小，在资源开发合作的形式单一，进口矿多采用现货贸易，常常难以国际市场部公开价格成交；国内大吨位铁矿远洋海运能力不足。国内防范和缓和进口铁矿石短缺及海运紧张的能力薄弱。铁矿原料出现供不应求的局面，铁矿贸易利润攀高，必然刺激世界范围内铁矿资源的进一步开发，也会给钢铁工业走出铁矿原料供应的低谷同样带来机遇。需要审时度势，从国内、国外两种资源的客观实际出发，深入剖析，制定战略对策，加强国内钢铁工业铁矿原料供应这一基础环节。2.2 产品市场需求预测（1）国内外市场需求现状从2001年以来，我国粗钢表观消费量20、保持增长，2012年达到7.00亿吨。进入2013年，我国粗钢表观消费量仍保持高位，2013年我国粗钢表观消费量达到接近8亿吨的历史新高，同比增长5%以上。我国钢铁消费量增长对铁矿石需求的拉动巨大。（2）国内外市场需求预测由于铁矿石的需求量无直接的统计数据，根据我国近年的生铁产量，可大致推算出对铁矿石的需求量。2003-2013年，我国生铁产量保持较快增长速度。预计全球需求量到2014年将年均增长5%至20.7亿吨，中国需求将放缓，预计中国需求将以6.3%的年均复合增速增长，2014年达到11.35亿吨，占全球需求的50%。2.3 产品目标市场分析（1）目标市场xx省是我国铁矿石资源相对贫乏的21、地区之一，近年来，xx省通钢、建龙钢铁等重点钢企加快技术改造，推动钢铁产业快速发展壮大。根据xx省“十二五”投资规划，到2015年，全省钢铁综合生产能力达到1300万吨，铁合金综合生产能力达到100万吨，尽快开发省内资源，已成为保障省内钢铁企业原料供应的必然选择。因此，本项目目标市场首选xx省内。（2）市场占有份额分析xx省内较大成品矿供应的企业主要有通钢矿业有限责任公司、天池矿业股份有限公司等，市场自给率较低，尽快开发省内资源，已成为保障省内钢铁企业原料供应的必然选择。本项目建设规模40万t/a，项目建成投产后，将会保持现有的市场供应份额。2.4 价格现状与预测（1）产品国内市场销售价格铁矿22、石属于资源性产品，其价格由供求平衡点上资源条件最差、生产成本最高的那一部分产品的成本价格决定。国外进口矿石价格大幅攀升，一方面是由于中国铁矿石需求旺盛引发；另一方面则是国内矿石生产成本居高不下造成。国内66%铁精矿市场价格为700900元/t。（2）产品国际市场销售价格国际62%铁精矿市场价格为120.25美元/t。参照近三年市场价格水平预测，本项目品位66%的铁精粉含税价格确定为873元/吨。2.5 市场竞争力分析2.5.1 主要竞争对手情况xx通钢矿业有限责任公司xx通钢矿业有限责任公司坐落在xx省xx市，公司注册资金10亿元。拥有板石矿业公司、大栗子矿业公司、通钢桦甸矿业公司、敦化塔东矿23、业公司、xx双龙矿业公司等5个控股子公司、一个营口澳矿加工全资子公司、参股澳大利亚IMX公司。经营范围主要包括黑色金属及有色金属的勘查、采选、加工及销售，矿业机械产品销售，技术咨询等。经营地点主要集中在xx省内的xx市、xx市、延边州境内及辽宁省西部地区。目前，通钢矿业公司已具备年产成品铁精矿375万吨、生铁38万吨的综合生产能力。2.5.2 产品市场竞争力优势、劣势（1）优势矿区距离通钢大型矿山较近，可就近选冶，节省运输成本，见效快，综合成本较低，具备一定的市场竞争力。（2）劣势随着开拓深度的加大，斜坡道运距加长，矿石运输成本增加，导致吨矿成本上升。2.5.3 营销策略针对市场的变化，一方面24、加大市场调研，掌握潜在客户的生产经营信息，加大市场开拓力度。另一方面，及时掌握各钢厂的生产经营信息、采购情况、钢材的价格波动变化，加强与同业矿山的信息沟通，及时根据市场情况调整铁精矿销售价格。2.6 市场风险中国企业近年来“走出去”签约和开发见识的铁矿石项目2014年前后将会陆续释放产能，每年权益矿的比重将增加，同时国产矿2015年的产量预计将达到15亿吨，届时我国铁矿石的对外依存度将下降到42%左右，国内铁矿石1520%的增幅，使得中国和世界铁矿石需求放缓。国际铁矿石市场疲软态势将显示出来。目前甚至未来很长一段时间内，铁矿石价格只能依据刚才价格波动，钢价平稳时，铁矿石会显示缓慢回落趋势。根据25、目前国内外市场状况，考虑未来市场变动的风险因素确定本次设计铁矿石价格按194元/t左右，据此进行技术经济分析和论证。12 xxxx国际工程技术集团有限公司 地址：xx市xx路xxxxxx集团有限公司xx市xx铁矿 可行性研究报告3.地质资源3.1矿山总体概况3.1.1 矿区总体规划情况根据xx市矿产资源总体规划，总体目标是保持全省重要能源、铁矿石、硅藻土、矿泉水等矿产资源的优势地位，保证矿业对全市经济和社会发展的支撑作用。建立起适应社会主义市场经济要求的矿产资源管理体系和运行机制，依托“两种资源、两个市场”满足日益增长的需求，形成全方位、多层次、多形式的矿业开发开放新格局。根据xx铁矿划定矿区26、范围批复的通知建设规模为60104t/a，根据生产能力详细验证，同时考虑通风、排水、供配电等配套设施基建投入，经与业主协商同意，委托按生产能力40104t/a设计。根据矿体赋存条件及地表地形条件，拟采用平硐+斜坡道开拓。矿山邻近通化钢铁集团板石矿业有限责任公司井下矿17#和18#矿组，运矿公路已修筑完成，可节省本区基建期投入。3.1.2 矿区矿产资源概况根据吉国土资储备字2014067号*铁矿详查报告矿产资源储量评审备案证明，xx铁矿保有资源储量122b+333：9386kt。本次开发利用的xx铁矿的矿区环境相对独立，矿区边界清楚，没有矿权纠纷，因此本矿区的开发不影响周边其它矿区的开发和安全生27、产。3.2区域地质本区大地构造位置地处中朝准地台（）、辽东台隆（）、铁岭靖宇台拱（）、龙岗断块（）的南缘。3.3区域地质3.3.1地层矿区内出露地层由老至新有太古界鞍山群杨家店岩组、下元古界老岭群珍珠门组和新生界第四系。太古界鞍山群杨家店岩组为区内含矿地层，出露面积广泛，自下而上分两个岩性段。杨家店岩组下段：分布于矿区北部，主要岩性为角闪黑云斜长片麻岩、斜长角闪岩组成。杨家店岩组上段：分布于矿区中北部，自下而上划分为4个岩性层。第一层岩性以黑云斜长片麻岩和角闪斜长片麻岩为主，其次为斜长角闪岩，地表出露平均宽度315m；第二层岩性为黑云斜长片麻岩、黑云角闪斜长片麻岩夹斜长角闪岩透镜体，地表出露平28、均宽度131m；第三层岩性为角闪片麻岩、斜长角闪岩、角山斜长片麻岩和磁铁石英岩，地表出露平均宽度150m，为铁矿体的主要含矿层；第四层岩性以黑云斜长片麻岩、角闪斜长片麻岩为主，其次为变粒岩夹透镜状斜长角闪岩及黑云片岩、绿泥片岩、角闪片岩，地表出露平均宽度125m。3.3.2构造矿区内褶皱构造为xx边家沟宽缓向斜，呈北东东向展布，长度1.6km，宽1.1km，南西端翘起，北东向倾没，轴面近直立，北翼南倾，南翼北倾，倾角2540。向斜内部发育有次一级的背斜和向斜构造，形态复杂。矿区内断裂构造发育有南北向和北东向两组。南北向断裂（F201）分布矿区东部，北部走向15，其中南部走向近南北，断裂带宽度229、6m，倾向较陡60左右，性质为压扭性，切割含矿地层，错距300m，造成北东段矿体由北西向南东倾伏；北东向断裂（F101）分布在矿区的南部，长度约600m，断裂带宽度515m，对矿体破坏不明显。3.3.3岩浆岩矿区内岩浆岩以太古代侵入岩和早元古代侵入岩为主，另见有少量的燕山期脉岩。其中太古代侵入岩主要岩性为混合岩、混合花岗岩（也可称为奥长花岗岩），呈岩株状、岩枝状侵入到杨家店岩组之中，使杨家店岩组呈捕虏体形式断续分布；早元古代侵入岩入到杨家店岩组或太古代岩体内，形态不规则，对矿体起破坏作用，并占据矿体部分空间；燕山期脉岩主要有辉长（绿）岩、闪长玢岩、长石斑岩和煌斑岩，呈脉状充填于破碎带中，规模小30、，对矿体破坏不大。3.4矿体地质3.4.1矿体地质特征*铁矿床共发现8条矿体，号、号出露与地表，其他均为隐伏矿体，产于太古宙杨家店组上段含铁角闪质岩石中，南西翘起、北东倾伏、多层斜列宽缓的盲矿体群，北端略呈复式向斜形态。矿体呈似层状、扁豆体状，大致平行间隔迭置产出。矿体总体呈北东62方向展布，南东倾，除号矿体外总体倾角较缓，一般1045之间，但由于受多期变质变形改造，矿体沿走向、倾向起伏波动较大，局部反倾。号、号矿体出露地表，向东至28线逐渐加深，走向上总体也呈波状，12线以西剖面上呈平缓向斜构造，矿层较薄，局部间断。呈断续分布，12线剖面上矿体近水平，6线以东，南侧矿体倾向南东。8条矿体中号31、矿体规模最大，为主矿体，长980m，宽426m，占矿床资源总储量的55.63%；其次是、矿体，长度在429m-748m，宽299-462m，占矿床资源总储量的22.59%；其他、号矿体矿模较小，长度在356m-541m，宽（斜深）127-378m，占矿床资源总储量的21.79%。矿体特征叙述如下： 号矿体分布在1号矿体之下，两者相距4m -28m，基本平行展布。分布于7线与6线间，在3线南部CKI采场见有出露.矿体沿倾向宽度77m 462m，矿体沿走向、倾向已封闭。矿体赋存标高868m 748m，埋深25m185m，矿体厚1.05m8.89m，平均厚度3.89m，厚度变化系数68.62，厚度变32、化中等。号矿体隐伏于6线与32线间。矿体沿走向控制间距100m112m，沿倾向控制间距59m116m，控制断续长664m，推测长748m，其中在10线间断，沿倾向延深45m 394m，矿体沿走向北东端未封闭，沿倾向16线32线未封闭。矿体赋存标高506m718m，矿体埋深59m320m。矿体厚度 1.02 m5.89m，平均厚 2.98 m， 厚度变化系数55.51% ，厚度变化中等。 矿石品位TFe 5.60%39.35 %，平均TFe29.76%。品位变化系数32.06，品位变化均匀。号矿体规模最大，是区内主要矿体，分布在号矿体之下，两矿体间隔1.6m -82m，隐伏于47线-28线间，矿33、体由42个钻孔控制。矿体沿走向控制间距51m116m，沿倾向控制间距51m118m，走向北东端未封闭，倾向北端12线、16线、20线、32线没封闭，南端47线、10线、16线、28线、32线未封闭。控制矿体长881m，推测矿体长980m，沿倾向宽度166m426m，矿体赋存标高803m-479m，埋深163m-365m。矿体厚度1.00m- 21.98m，平均厚度 7.55m， 厚度变化系数86.02，厚度变化中等。矿石品位TFe 3.95 %-35%，平均TFe 30.84%，品位变化系数 34.82，品位变化均匀。矿体形态为似层状，见有夹石和被伟晶岩脉穿插侵位现象，呈北东-南西向展布，总体34、走向北东37；47线、4线、6线北部略显背斜形态，10线显小的向斜形态，12线剖面矿体产状较平缓，12线以东倾向南东，倾角10-30。矿体受多期构造变形影响，走向倾向均有起伏，16线北侧翘起，4线、6线略显下降，10线、12线抬升。走向上12线以东向东侧伏，侧伏角40 -45 。12线矿体厚度最大，47线与6线之间由于花岗岩化作用较强，致使该处矿体较薄，品位较低。矿体南部6线被北东向断层F101错断，走向断距2m，上下断距41m，对矿体未构成明显的破坏。其它小矿体特征见下表3-1。表3-1 其他小矿体特征一览表矿体矿体分布位置矿体规模（m）矿体产状（）品位赋存标高矿体矿体长倾向延深平均厚度倾向35、倾角（TFe%）（m）形态7-10线41832-2022.23320-15015-3028.72886-786似层状7-6线35648-3783.22320-325150-15510-5030.42863-736似层状5-6线3961983.5333210-3028.81837-741似层状10-32线52547-1275.191605-3032.08348-679似层状30a-32a1361382.5812860-6530.33888-721似层状扁豆状3.4.2矿石质量3.4.2.1矿石矿物成份矿石矿物成份简单，矿石矿物主要为磁铁矿，非金属矿物主要为石英，其次为角闪石。金属矿物主要为磁铁矿36、及少量褐铁矿、磁赤铁矿、赤铁矿、黄铁矿、磁黄铁矿、黄铜矿等，非金属矿物主要为石英，其次为角闪石和少量的黑云母、绿泥石和石榴石等。3.4.2.2矿石化学成分矿石化学成份以造渣组份和有用组份铁为主，其它组份很少。详见表3-2、3-3。表3-2 矿石光谱半定量全分析结果表分析批号样 号分 析 结 果w(/10-6)备 注BaBeAsBPSb2012H3-23GP-1200003000InMnGaCrNiBi0200010200CdZrCuYbYZn0100300080分 析 结 果w(B)/10-6GeAuPbSnTiW0010020000NbMoVCeLiLa00.620000AgCoSr0.2137、0200表3-3 矿石化学全分析结果表样号分析结果（%）SiO2Al2O3CaOMgOFeOFe2O3K2ONa2OTiO2QH-00140.162522.122.0318.0233.020.230.440.35QH00238.691.221.621.2618.6337.320.180.180.18QH00335.762.772.912.1818.4335.180.440.310.20样号分析结果（%）MnOP2O5LOICr2O3PbZnCoNiS合计QH-0010.060.240.650.0080.000.010.0060.0060.28100.15QH0020.070.120.390.038、010.000.000.0080.00099.87QH0030.080.281.040.0020.000.000.0100.00199.59表3-4 矿石组合分析结果表样号分析结果（%）备注TiO2MnCrNiVCuZnZH3H-10.180.110.0010.0020.0000.000.00Zh3H-20.150.080.0030.0000.0010.000.00Zh3H-40.150.100.0030.0000.0010.000.00Zh3H-50.150.100.0030.0000.0010.000.00样号分析结果（%）PbPSAsZH3H-10.000.100.341.00Zh3H-39、20.000.100.120.00Zh3H-40.000.160.170.00Zh3H-50.000.100.190.08表3-5 矿石物相分析结果表样号分析结果（）全铁磁性铁硫化铁硅酸铁赤褐铁碳酸铁WH-00136.7533.730.161.980.970.34WH-00243.2641.060.121.280.550.25WH-00445.2742.750.121.181.040.18上表3-3矿石化学分析结果证明本区矿石的铁、硅含量较稳定，含量波动变化很小，二者互为消长关系。按照各种化学成分的性质，可划分为四类，即主要有用成分、有益组分、有害组分及造渣氧化物。矿石主要有用组份：从矿石光谱40、半定量分析（表3-2）及化学全分析（表3-3）说明矿石的主要有用组份为铁元素，物相分析（见表3-5）矿石内各种铁元素的赋存状态，说明铁主要赋存在磁铁矿中，磁性铁占全铁的93.82%，少部分铁含在含铁硅酸盐矿物（如角闪石、黑云母）中。全区TFe含量20.0845.25，平均含量30.56。全分析的结果总和为99.3%-100.15，规范允许范围99.59%-100.7%，在规范允许范围以内。3.4.2.3矿物共生、伴生有益有害组份（1）矿石（共）伴生有益组分根据组合分析和全分析及光谱半定量结果，矿石中含少量锰、铬、钛、钴、镍等有用半生组份，但含量低微，在目前的条件下，尚不能综合回收利用。有益组份41、主要有MgO2.12%、CaO2.03%，含量也很低对矿石冶炼起不到碱性溶剂作用。详见表（3-2、3-3、3-4）。（2）矿石（共）伴生矿产根据光谱半定量分析（见上表3-2）和矿石多元素组合分析结果（见上表3-3），矿石中（共）伴生有益组分Mn、Cr、Ti、Ag、 Cu、Pb、Zn、Co 、Ni等含量甚微，低于综合利用工业指标，尚不能综合回收利用。因此本矿床目前没有发现可供综合利用的供（伴）生矿产。（3）矿石（共）伴生有害组份根据组合样品分析结果（表3-4）看矿石中有害成分有硫、磷、砷等。P含量较低0.10%-0.16%，低于一般工业指标要求0.25%； S 4个样品平均含量0.25%低于一般42、工业指标要求0.30%，且经过选矿绝大部份进入尾矿，对矿产品质量无大影响，As大部分含量为0，个别样品As1.0%，其主要含As矿物为毒砂，一般不溶解水中，无毒。经过选矿绝大部分进入尾矿。（4）造渣氧化物从（表3-3）矿石化学全分析中看SiO2、Al2O3、CaO、MgO总量占矿石的46.83%。（CaO+MgO）/（SiO2+Al2O3）计算为0.09，小于0.5，矿石工业类型为酸性矿石，冶炼时需配碱性溶剂（如石灰石）。3.4.2.4矿石结构、构造（1）矿石结构矿石结构有自形他形粒状变晶结构、包裹结构和交代结构三种类型。粒状变晶结构：是本区矿石的主要结构类型，主要由磁铁矿、石英及角闪石组成，43、矿物呈自形半自形及他形，颗粒大小不均，各种矿物镶嵌紧密。包裹结构：磁铁矿有被石英晶体包裹现象，比较少见。交代结构：主要表现为磁铁矿被纤铁矿、针铁矿、赤铁矿、磁赤铁矿的交代；另外也有黄铁矿的交代，并常见交代残余现象，交代作用常沿矿物边缘裂隙进行。区内少见。（2）矿石构造矿石构造以块状构造为主，其次为条带、条纹状构造和浸染状构造。块状构造：是本区矿石的主要构造类型，表现形式是磁铁矿与非金属矿物均匀分布。呈致密块状，无明显条纹、条带。条带、条纹状构造：条带条纹由暗色矿物磁铁矿、角闪石集合体与浅色矿物石英集合体呈平行或近于平行相间排列构成，一般条带0.5mm-2.0mm，条带宽小于1mm为条纹构造，大44、于1mm为条带构造。浸染状构造：为磁铁矿呈浸染状分布于矿石中。3.4.3矿石类型（1）矿石自然类型按组成矿石的主要铁矿物划分，矿石自然类型为原生磁铁矿石，主要矿石矿物为磁铁矿。按矿石中主要脉石矿物种类划分，可划分为角闪石英磁铁矿石、角闪磁铁矿石、石英磁铁矿石三种类型。主要脉石矿物分别为角闪石石英、角闪石、石英。各类型铁矿石无法单独圈定。按矿石结构构造可划分为块状、条纹状、条带状矿石。按氧化程度可划为原生矿石和氧化矿石，该矿床氧化矿石极少。（2）矿石工业类型本区矿石全铁含量多小于45%，故矿石工业类型为需选贫铁矿石。从选矿工艺出发，矿石中硅酸铁、硫化铁和碳酸铁的质量分数均小于3%，磁性铁/全铁的45、占有率为表3-5三个样平均为93.82%，属磁性铁矿石。3.4.4矿体围岩与夹石（1）围岩矿体直接围岩为斜长角闪岩、黑云角闪斜长片麻岩。围岩与矿体间为整合接触，界线清楚，肉眼可辨。矿体产状与围岩片麻理、片理基本一致。走向62左右，倾向152，倾角2035，总体产状平缓与围岩界线基本清楚，局部围岩为混合岩及伟晶岩，即矿体被混合岩、伟晶岩侵入交代，与矿体直接接触。（2）夹石矿体内夹石为含磁铁斜长角闪岩，一般含量20%、黑云角闪斜长片麻岩、斜长角闪岩为主，少部分为混合岩和混合花岗岩。主要发育在薄矿层及矿体尖灭端，由混合花岗岩侵位矿体造成，延深较小。伟晶岩脉多顺层或沿裂隙贯入。夹石真厚度在1.5m-346、.5m，大于3.5m单独分层。3.4.5矿床成因（1）从岩石组合观察，铁矿赋存于角闪质岩石夹有黑云片岩、黑云角闪斜长片麻岩、石英岩等岩层中。其原岩应是以基性中基性火山喷发的玄武质岩安山质岩为主，中酸性岩次之的火山岩系，其中夹有泥砂质岩和多层含铁硅质岩，产出环境应为海底火山喷发及沉积作用形成的火山沉积建造，后经区域变质作用形成铁矿床。（2）矿体具有一定层位，多层平行分布，与围岩呈整合接触，界线清楚，矿石条带、条纹与围岩片理、片麻理产状一致，认为这是反映矿床成因本质性的特征，目前所见矿体尽管大小不一，没有发现铁矿交代围岩和穿插围岩的现象。（3）矿石类型简单均为磁铁矿石，矿物成份基本相同，主要为磁铁47、矿、石英及角闪石组成。SiO2含量40%左右，S、P含量较低。（4）矿体围岩和夹层均为斜长角闪岩；矿体顶底板围岩中有少量呈均匀分布的晶粒状方解石，呈芝麻点状分布，具有原岩水下沉积成因特点，从而反映了成矿地质环境和原岩岩性特征。根据上述特征，认为该矿床成因类型为区域火山喷发-沉积变质铁矿床。3.4.6矿石工业利用性能评价xx铁矿矿石工业类型为贫矿需选矿石，矿石类型以磁铁石英型磁性矿石为主，（mFe）/（TFe）为93.82，大于85%，矿石矿物以磁铁矿为主，还有少量的磁赤铁矿等。脉石矿物以石英为主，其次为角闪石及少量的石榴石等，采用磁选法进行选矿，除磁铁矿、磁赤铁矿，其它非磁性矿物进入尾矿，选矿48、流程简单，工业上易实现，属易选矿石。从矿石组合分析结果说明，本矿床有用组份为铁，有益组份为镁、钙 ，伴生有用组份如锰、铬、钛、钴等含量很低，尚不能综合回收利用，有害组份P、S等含量甚微及其杂质不影响选矿工艺。 3.5矿床开采技术条件3.5.1水文地质3.5.1.1地形地貌、水文、气象条件xx铁矿区位于长xx系龙岗山脉中段南侧，属中等切割的中山区。矿区呈北高南低趋势，矿区最高标高1091m，最低侵蚀基准面标高为650m，矿床处于地形向南东倾斜的斜坡地带， 1号矿体在CK采场出露最高标高887m，最低标高8号矿体348m。矿床开采活动部分在侵蚀基准面以下进行。1、2号矿体近地表部分已露采，前人露采49、坑深20.5m30.7m， 宽33m65m。面积5936m2， 坑底标高819.5m，前人开采采坑现早已停采。受大气降水影响平、枯水期坑内无积水，丰水期雨水集中，坑内有少量积水。本区属北寒温带，大陆性季风气候区，夏天炎热，冬天寒冷，最低气温出现在1月份，可达-34.5，最高气温出现在7月份，可达31.6，年平均气温在4.0左右，雨季多集中在7、8月份，年平均降雨量在650mm800mm，最大降雨量1117mm，连续降雨最长天数13天，日最大降雨量128mm。蒸发量介于8001600mm。封冻期11月中旬至翌年4月初，最大冻土层厚1.6m。矿区河流有楸子沟河（xx）及其支流，发源于矿区西部，河床50、宽3-5m，水深0.3-0.5m，流量于4月8日测得区内为0.0305m3/s。区外纳入一支流后河水流量为0.0428m3/s。向南东汇入xx河，xx河在矿区东侧4-5km处，自北西向南东汇入xx，属鸭绿江水系。矿区附近历史最高洪水水位标高745m。3.5.1.2含（隔）水层（1）含水层根据本区地貌、含水层岩性、水力性质将含水层分为：第四系砂砾石孔隙潜水含水层主要分布在矿区南部河谷中，岩性为第四系全新统含粘土砂砾石、碎石、含砂亚粘土组成，厚1.54.0m，分选性及富水性能差，透水条件不好，渗透系数15.1 m/d16.5m/d，属弱富水层。接受大气降水和基岩泉水补给，矿化度75.44ml/升。51、基岩风化裂隙水含水层分布在基岩浅部，主要岩性太古宙表壳岩、斜长角闪岩、黑云斜长片麻岩等及花岗岩、钾长伟晶岩等。风化深度10m39m，局部可达45m左右，裂隙宽度一般在0.1cm，个别为1.0cm，也常伴泥砂质充填，裂隙频率最大的ZK607钻孔为8.55条/m3，并随着深度增加而减少。接受大气降水补给，是弱富水层，矿区东西两侧泉水流量0.19-0.36L/S。岩溶裂隙水含水层分布在矿区东南部1.5km处，主要岩性为早元古界珍珠门组大理岩，风化裂隙带深度1035m，岩溶裂隙主要发育在风化裂隙带内，泉流量0.0160.019L/S，属弱富水，接受大气降水及风化裂隙水补给，远离矿床。断裂带脉状含水层F52、101和F201断层是区内较大断层，F101呈北东东方向分布于矿区南部。断层倾向南南东，倾角较陡，可达8085，断层带由断层泥、构造角砾及构造透镜体等组成，见碳酸岩脉充填，除前人在地表槽探见到该断层外，本次施工ZK607、ZK1206钻孔均见到该断层，该断层对矿体影响不大，对矿体错动不明显，仅在6线附近对号矿体南端稍有错动。F201断层分布于矿区东部，为压扭性断层，走向近南北，北端转北东走向，倾向东，倾角60左右，在该断层北段西侧ZK2801孔中210 m见到次级断裂，由碎裂钾长伟晶岩组成。（2）隔水层分布在基岩风化带以下的新鲜岩石，裂隙不发育，含水微弱，透水性差，起隔水作用，为隔水层。3.553、.1.3地下水补给、径流和排泄矿区所处位置为山坡，地表水不发育，地下水补给来源主要为大气降水，降水量比较充沛，地表覆盖较薄，有利于降水渗入补给。但由于地势较高、汇水面积较小，地形坡度较大，地表水径流条件良好，并可在短时间内沿山坡沟谷快速径流排泄。3.5.1.4矿床充水因素分析矿床充水主要来源基岩风化裂隙水含水层。矿体分布标高887m348m，矿体分布在隔水层中，含水层中裂隙不发育，断裂构造多为挤压破碎带，往往形成片理化与泥质物充填，张裂隙规模小，分布局限，连续性较差。3.5.1.5矿坑涌水量估算未来地下开采时，井下涌水主要由井下涌水量和塌陷区汇水径流渗入量组成。塌陷区降雨渗入量是季节性水量，枯54、雨季节塌陷区降雨渗入量小，而雨季时，特别是发生设计频率暴雨时塌陷区降雨渗入量很大，成为未来矿坑涌水量的主要组成部分，本次设计矿区岩移界线外修建截洪沟，以降低地表汇水对塌陷区的影响。（1）井下涌水量计算xx铁矿深部未进行开采，借用邻区距本矿床1.4km同类型矿床xx铁矿18矿组开采坑道资料，二者均位于山坡上，水文条件基本一致，采用比拟法预测未来矿山开采涌水量。涌水量计算公式Q=QF已知18矿组708矿坑开采坑道面积275000（m2）S已知708矿坑水位降深217（m）Q已知正常涌水量278(m2/d)矿山提供Q已知丰水期涌水量586（m3/d）矿山提供Q未来本矿床分布最低标高350m，矿坑涌水55、量（m3/d）F拟开采本矿床矿体面积640000（m2）S水位降深520（m）本矿床平水期坑道涌水量估算：Q=278=665.88 m3/d本矿床丰水期坑道涌水量估算：Q=586=1382.37 m3/d矿坑涌水量预测结果是：本次矿坑涌水量预测为正常水量，日均665.88 m/d，丰水期涌水量为1382.37 m/d，结果可靠。.（2）塌陷区降雨迳流渗入量的估算塌陷区降雨迳流渗入量（2）按下式计算：最HpF11正最8%式中：最设计频率降雨迳流渗入量，m3/d；正正常降雨迳流渗入量，m3/d（根据冶金矿山采矿设计规范中的有关规定1000mm按58%选取；1错动区面积，m2；p设计频率暴雨量，m；56、 错动区设计频率降雨入渗系数； 各项计算参数详见表3-6。表3-6 降雨迳流渗入量计算参数表采矿水平（m）Hp（m）F1（m2）1350m0.107（p=20%）6980840.3（3）矿坑总涌水量表3-7 矿坑总涌水量计算结果表开采水平（m）塌陷区降雨迳流渗入量（m3/d）地下总涌水量（m3/d）矿坑总涌水量（m3/d）正常最大正常最大正常最大350m1792.6822408.5665.881382.372458.5623790.87（4）地表截洪沟矿区上方地表岩石移动界线外20m设置地表截洪沟。矿区上方汇水面积：F1=0.528km2xx市西部：a=0.9 Mp=4.2 Cs=2.5a洪水57、设防标准：5年一遇，P=20% 则Kp=1.5Mp=1.54.2=6.3洪峰流量：Qp=Mp*F0.75 =6.3*0.5280.75 =3.90m3/s截洪沟最小设计坡度：2%形式：自然开挖土沟粗糙度：n=0.020截面形式：梯形（上口宽2.0m，底宽1.0m，深1.0m）汇流量：Q=CA（Ri）1/2式中：C=41.51 A=1.12 R=0.4 I =0.02Q=4.17m3/s3.90m3/s能够满足排洪要求。3.5.1.6供水本区的揪子沟河位于矿区南缘，没有遭受污染，属于类水质，流量0.0428m3/s-0.035m3/s，可以作为矿山初期的生产用水。3.5.1.7矿床水文地质条件评58、价本矿床位于分水岭地段，绝大部分矿体埋藏在侵蚀基准面以上，地形有利自然排水。矿坑充水来源只有受大气降水补给的基岩风化裂隙水，该含水层属弱富水，无地表水影响。因此矿床水文地质条件为简单类型。3.5.2工程地质3.5.2.1工程地质岩组特征（1）块状结构岩组矿床大面积出露混合岩、斜长角闪岩、磁铁角闪岩、磁铁石英岩，斜长角闪岩是矿体直接围岩。均为坚硬致密块状岩石，岩石完整，呈块状构造以级、或级结构面为主，且结构面多为闭合.粗造， 有一定结合力。属坚硬岩石。岩石力学强度参照xx铁矿18矿组参数，见表3-8，岩体完整度较好。该层岩石裂隙水甚为微弱，沿裂隙面可出现渗水、滴水现象，主要表现为对岩石的软化。压59、缩变形微量，剪切、滑动面多数迁就已有结构面。工程地质岩组为坚硬岩块状结构，岩体稳定性好。该岩组为坚硬块状结构，岩层完整，稳定性好。表3-8 岩石物理力学性质测试结果表岩样编号取样深度（m）岩石名称烘干抗压强度(Mpa)饱和抗压强度(Mpa)抗剪强度抗拉强度(Mpa)内聚力(Mpa)内摩擦角度ZK5101164.18-166.40混合花岗岩91.9580.927.2348.675.11ZK5101402.50-403.05斜长角闪岩142.72134.1611.0259.607.79ZK5101423.30-423.90斜长角闪岩112.41103.429.8557.287.46ZK51014660、5.11-466.07钾长伟晶岩100.7288.068.5552.986.57ZK3102458.40-459.00钾长伟晶岩92.1281.998.2953.266.05ZK5402443.20-443.68混合岩121.40112.9010.8155.277.88ZK5402465.70-466.24混合岩124.71114.7311.2256.326.24ZK5402603.45-603.90混合岩129.34117.7011.3857.357.16（2）层状结构岩组出露于矿床西部，主要为角闪片麻岩、云母角闪片麻岩，岩石单层厚度一般大于30-50cm，以、组结构面（层面）为主，结构面延61、展性较好，一般有2-3组结构面，以层为主，层面结合力较差，岩石强度属坚硬-半坚硬，岩体完整，稳定性较好。地下水沿层面具有一定渗透性，应注意地下水对结构面的软化、泥化作用，变形受岩石组合、结构面所控制，地下水开采时拱顶和边墙可能出现引张拗折现象。3.5.2.2矿体围岩xx铁矿，以磁铁石英岩为主。其围岩主要为黑云角闪斜长片麻岩、斜长角闪岩、角闪片岩、混合岩、混合花岗岩（奥长花岗岩），这些岩石坚硬、稳定，结构面以、级结构面为主，抗压强度91.95129.34MPa，为坚硬岩块状结构，岩体稳定性好。3.5.2.3构造条件及井巷稳定性评价xx铁矿赋存于太古界鞍山群杨家店组上段含铁角闪岩石中，矿体呈似层状62、，矿体与围岩产状一致，连续性好，未见到规模较大断层破坏矿体、切断矿体。F101呈北东60方向展布，分布在矿床南东部边缘，对矿床开采无大影响。F102呈近南北向，分布在矿床东部24线以西，该断层倾角较陡，并使东部矿体产状变陡，倾角60，其为压扭性断层，又处在矿体东部边缘。对矿体开采无大的影响。但层间破碎带及小的断层时有发生，根据钻孔资料破碎带宽度一般为几厘米几米不等，如CKI采坑小断层使2号矿体产生位移，错成上下几断。破碎带岩石包括原岩及后期贯入花岗岩、伟晶岩、石英脉和碳酸盐脉等，在多期强烈压扭性作用下多已成糜棱岩、构造角砾岩和断层泥，有的被后期长英质或碳酸盐类物质胶结成岩，但强度已大为降低，破63、坏岩层完整性和稳定向。因此矿体及围岩以角闪岩类花岗岩、级结构面，坚硬稳定的块状结构岩组为主，层状结构面少见，矿床地质构造简单，井巷稳定性好。但仍具少量软弱结构面，形成不稳定因素，同时矿体产状平缓，建议矿床开采中采取相应措施。3.5.2.4工程地质条件评价本矿床矿体与围岩均为坚硬岩石，岩体稳定，构造破碎带及小型错动，但规模不大，不影响矿体连续性，只是破碎带处围岩强度有所降低。总的井巷稳定性好，工程地质条件属简单类型。3.5.3环境地质矿区MS=3-5级，故评为稳定的区域，本区地震列度小于度区，按标准小于或等于度地震烈度为稳定区。地震动峰位加速度0.05g。矿区远离当地居民，无滑坡、泥石流等自然地64、质灾害发生，在采矿过程中，不会造成山体开裂、滑坡、坍塌及泥石流等人为地质灾害。采矿不占用耕地。本矿床地处地震稳定的中山地区，无自然地质灾害发生。开采方式为地下坑采，所排放的废水不会造成地下水、地表水的污染。同时，矿石及废石不易分解出有害组分，没有放射性异常分布，矿区附近无污染源，地表水、地下水水质良好。总之，矿区附近无污染源，地表水、地下水水质良好，采矿活动对山体稳定性及周边村宅居民无影响，矿区无山体滑坡、崩塌、泥石流等地质灾害，矿区地质环境属类良好型。3.5.4矿床开采技术条件评价xx铁矿水文地质条件为简单类型；矿体与围岩均为坚硬岩石，以块状结构岩组为主，岩层稳定性好，矿床工程地质条件属简单65、类型；矿床所处地震烈度小于度，地震动峰值加速度值为小于0.05g的稳定的中山地区，无自然地质灾害发生，开采矿石也不会造成山体开裂，滑坡、坍塌及泥石流等人为地质灾害，选矿也不会产生有害物质，矿区内地表植被茂密，生态环境良好，水质无污染，环境地质质量属第类良好型。综上所述该矿床水文地质、工程地质条件均为简单类型，环境地质质量为良好型，故其开采技术条件为简单类型。3.6资源储量3.6.1工业指标xx铁矿地处板矿沟铁矿开采矿山西段，矿床与xx铁矿为同一成矿带，矿体地质背景、矿床成因、矿石类型矿石品位等均与板石铁矿相同，因此资源储量估算采用的工业指标是xx铁矿井下矿采用的工业指标。也是铁、锰、铬矿地质勘66、查规范（DZT2002002）中一般工业指标。具体工业指标如下：（1）矿石质量边界品位：TFe20最低工业品位：TFe25（2）开采技术条件：最小可采厚度：1m夹石剔除厚度：1.5m 3.6.2备案的资源储量依据xx省xx市xx铁矿详查报告矿产资源储量评审备案证明（吉国土资储备字2014067号），备案的资源储量见表3-9。表3-9 备案的资源储量表资源储量类型编码矿石量（kt）TFe品位（%）基础储量122b417430.33资源量333512130.85资源储量122b+333938630.62表3-10 各矿体资源储量表矿体编号矿石量(kt)122b333122b+3334514418967、4296161045112496608453453108967107533081913522114936351223260283总 计4174521293863.6.3设计利用资源储量870m为回风中段，870m以上储量较少且邻近地表风化层，设计不予利用，其矿石量为39.17kt。矿区内共8条矿体，设计利用7条，号矿体距离主矿体较远，规模较小，需单独开设坑口，矿区道路约1.8km，单独开采该矿体经济上不合理，本次设计不利用。其矿石量为283kt。因征地范围受限，回风斜井受岩石移动界线影响，为保证斜井位于岩移界线20m之外，需按65留设斜井保安矿柱。其矿石量为39.28kt。表3-11 设计不利68、用资源储量表矿柱名称矿体编号矿石量(kt)122b333122b+333870m以上弃采储量1号矿体10.5928.5839.17弃采矿体8号矿体23260283斜井保安矿柱2号矿体0.5238.7639.28合计34.11327.34361.45本次设计扣除设计不利用资源储量后，对剩余资源储量122b级按100%利用，333级按80%利用，设计利用资源储量为8047.62kt（其中122b：4139.89kt，333：3907.73kt），TFe平均品位为30.61%。表3-12 各中段设计利用资源储量表中段名称矿体编号矿石量(kt)设计利用量(kt)122b333122b+333122b369、33122b+333840m(盲)号矿体1.061.060.850.85号矿体106.3129.55235.85106.3103.64209.94号矿体23.2743.5866.8523.2734.8658.13号矿体8.368.366.696.69小计129.57182.55312.12129.57146.04275.61810m号矿体23.2281.75104.9723.2265.488.62号矿体108.41131.71240.12108.41105.37213.78号矿体5.9452.658.545.9442.0848.02号矿体9.69.67.687.68小计137.57275.6670、413.23137.57220.53358.1780m(盲)号矿体10.2810.288.228.22号矿体159.25201.33360.58159.25161.06320.31号矿体11.7290.2810211.7272.2383.95号矿体86.6486.6469.3169.31小计170.97388.53559.5170.97310.82481.79750m号矿体11.1922.3333.5211.1917.8629.05号矿体54.52114.65169.1754.5291.72146.24号矿体71.07309.54380.6171.07247.63318.7号矿体309.03371、09.03247.23247.23小计136.78755.55892.33136.78604.44741.22720m号矿体39.3739.3731.531.5号矿体1.1361.0962.221.1348.8750小计1.13100.46101.591.1380.3781.5690m号矿体167.17167.17133.74133.74号矿体276.01326.85602.86276.01261.48537.49小计276.01494.02770.03276.01395.22671.23660m号矿体106.43106.4385.1585.15号矿体1261.01164.231425.24172、261.01131.381392.39号矿体53.2453.2442.5942.59小计1261.01323.91584.911261.01259.121520.13620m号矿体97.9897.9878.3878.38号矿体483.82151.95635.77483.82121.56605.38号矿体42.7742.7734.2234.22小计483.82292.7776.52483.82234.16717.98580m号矿体76.8407.88484.6876.8326.3403.1号矿体338.97169.56508.53338.97135.65474.62小计415.77577.44973、93.21415.77461.95877.72540m号矿体18.59103.97122.5618.5983.18101.77号矿体633.7473.141106.84633.7378.511012.21小计652.29577.111229.4652.29461.691113.98510m号矿体12.6165.4578.0612.6152.3664.97号矿体160.57356.17516.74160.57284.94445.51小计173.18421.62594.8173.18337.3510.48480m号矿体18.1218.1214.514.5号矿体152.79133.29286.08174、52.79106.63259.42号矿体12.412.49.929.92小计152.79163.81316.6152.79131.05283.84450m号矿体76.7276.7261.3861.38号矿体15.7431.7247.4615.7425.3741.11小计15.74108.44124.1815.7486.75102.49420m号矿体45.4537.2382.6845.4529.7875.23390m号矿体64.7952.24117.0364.7941.79106.58350m号矿体23.02133.4156.4223.02106.72129.74合计4139.894884.6675、9024.554139.893907.738047.623.7对地质勘探报告的评述（1）该区通过现有地质工作，基本查明了区域地质背景及矿区地层、构造、岩浆岩等地质特征。（2）基本查明了区内的矿层数量、规模、产状、厚度及其空间分布情况，确定了矿层的连续性。（3）对矿石质量进行了研究，查明了矿石的矿物成分和化学组分，划分了矿石的自然类型和工业类型。（4）对区内水文地质、工程地质及环境地质情况进行了勘查，矿床水文地质、工程地质条件均为简单类型，环境地质质量为良好型，故其开采技术条件为简单类型。（5）资源储量估算方法选择正确，矿体圈定和块段划分原则基本合理，各项估算参数选择具有代表性，数据计算准确，估76、算结果可靠。（6）报告文字内容齐全，附图、附表、附件基本完备。（7）报告存在的问题：3号、2号矿体在3号勘探线上有矿体交错现象；4号矿体在2号勘探线上两个钻孔控制，其中一个见矿，一个未见矿，4号勘探线未有钻孔控制，6号勘探线两个钻孔均见矿，26号勘探线控制网度100m，资源储量估算从2号勘探线直接推至6号勘探线，则4号矿体控制程度低，按地质报告的勘探网度推断不合理；地质报告中提交的剖面与矿体走向大部分出现斜交，则矿体有采用伪倾角的可能。本次设计补切两张剖面图。49xxxx国际工程技术集团有限公司 地址：xx市xx路xx4建设规模与产品方案4.1建设规模矿山年作业330天，每天3班，每班8小时。77、根据该矿区资源储量及矿体赋存条件，推荐xx铁矿采矿建设规模为40.0104t/a。4.2产品方案xx铁矿产品方案为铁矿石，出矿品位26.63%。xxxx集团有限公司xx市xx铁矿 可行性研究报告5建设方案及设备选择5.1采矿5.1.1开采范围及开采技术条件1. 开采范围及开采对象根据xx省国土资源厅关于xxxx集团有限公司xx市xx铁矿划定矿区范围批复的通知（吉国土资矿划20159号），xx铁矿矿区范围拐点坐标表如下。表5-1 xx铁矿矿区范围拐点坐标表 序号XY14654900.00042527590.00024655200.00042528400.00034655250.00042528878、50.00044654800.00042528850.00054654050.00042528250.00064654050.00042528000.00074654450.00042527590.000开采标高：870m350m；井巷工程标高：900m340mxx铁矿开采范围为划定的矿区范围内，位于7号勘探线到32号勘探线之间赋存在870m350m标高范围内的-号矿体。2. 开采技术条件xx铁矿水文地质条件为简单类型；矿体与围岩均为坚硬岩石，以块状结构岩组为主，岩层稳定性好，矿床工程地质条件属简单类型；矿床所处地震烈度小于度，地震动峰值加速度值为小于0.05g的稳定的中山地区，无自然地质灾害79、发生，开采矿石也不会造成山体开裂，滑坡、坍塌及泥石流等人为地质灾害，选矿也不会产生有害物质，矿区内地表植被茂密，生态环境良好，水质无污染，环境地质质量属第类良好型。综上所述该矿床水文地质、工程地质条件均为简单类型，环境地质质量为良好型，故其开采技术条件为简单类型。5.1.2开采方式xx矿床发现的8条矿体中，设计开采-号矿体，仅号、号出露于地表且矿体规模较小，其它均为隐伏矿体，主要矿体赋存较深，露天开采剥采比大，经济上不合理。设计推荐采用地下开采方式。5.1.3开采顺序设计矿床自上而下分中段开采，中段内采用自远而近后退式开采。中段中遇平行矿体，首先开采上盘矿体；当矿体下盘、上盘相距5m8m，矿房80、宽度应缩小至正常开采矿房宽度的一半偏下（根据顶板围岩稳固程度及地质构造调整），对应加大矿柱尺寸，并在上下盘开采矿房内留设对应的顶、底柱及矿房内矿柱。若围岩中等稳固及以下时，可选择性开采其中一条；当两层矿体相距在5m以下时，可进行选择性开采其中一条，或两条矿体与夹石同时开采。5.1.4采矿方法1. 采矿方法选择（1）采矿方法参数比较从矿体赋存条件看，开采范围内矿体具有如下特点：矿体倾角一般1045，为缓至倾斜矿体；矿体平均厚度2.23-7.55m，最大厚度21.98m；矿体及顶底板围岩坚硬，稳固性较好；铁矿石品位30.62%，矿石价值中等。矿石无结块性、自燃性，地表允许陷落。根据矿体产状，可采用81、的采矿方法有全面法、房柱法、分段空场法、爆力运矿采矿法、阶段矿房法等。矿石为贫铁矿矿石，价值中等。不宜采用充填采矿方法。矿岩稳固，顶板围岩放顶工作量大，放顶困难，管理复杂。不宜采用崩落采矿方法。本次设计采用顺倾斜“V”形工作面推进的壁式全面法、中深孔房法、底盘漏斗中深孔分段空场法、留矿全面法、爆力运矿采矿法开采。 倾角30，厚度小于5m的矿体，采用顺倾斜“V”形工作面推进的壁式全面法； 倾角30，厚度大于5m小于8m的矿体，采用预切顶中深孔房柱法开采； 倾角30，厚度小于5m的矿体，采用留矿全面法开采； 倾角30，厚度大于5m的矿体，采用爆力运矿采矿法开采。2. 顺倾斜“V”形工作面推进的壁式82、全面法回采工艺及设备选择（1）矿块布置及结构参数阶段高度：3040m；矿块斜长：4060m；矿块宽度：1617m；采区长度一般为4080m；矿房宽度：58m(顶板围岩不稳至中等稳固时、平行矿体上、下盘相距较近或矿块靠近露天境界时取小值)；房间矿柱：矿柱尺寸35m35m；间距812m；顶底柱：35m；（2）采准切割采准、切割工作主要有人行通风井、电耙硐室、采场溜井、脉外运输巷道、切割上山、出矿穿脉等。在运输巷道内间隔16.5m掘出矿穿，穿脉内掘进溜矿井、切割上山，切割上山连通上下中段，溜矿井后侧设置电耙绞车硐室。（3）回采工艺回采以切割天井为采矿自由面，当开采到房间柱时，则利用超前导硐与下一矿房83、连通。矿房内顺倾斜向下推进，采用2台YT-27型凿岩机浅孔落矿，爆破采用2#岩石乳化炸药，毫秒导爆管起爆。当矿体厚度小于3.0m时，一次采其全厚，当矿体厚度大于3.0m小于5.0m时，分层回采。矿岩稳固时先采下分层，后采上分层（即上行回采），下分层采用水平孔落矿，上分层采用上向孔落矿；顶板围岩不稳固稳固时, 先采上分层，后采下分层（即下行回采），随着上分层回采工作面的推进，紧跟工作面利用锚杆或锚网支护。上分层回采工作面超前下分层回采工作面2.53m以上，上、下分层均采用水平雁落矿。出矿采用2JP-30型电耙扒矿。矿房顶板稳固且浮石已处理的情况下，人员进入采场需沿矿壁行走。（4）采场支护与安全采84、场内留设规则矿柱支撑顶板，顶底柱：35m；房间矿柱尺寸35m35m；间距812m；矿柱尺寸根据矿体厚度大、顶板岩石稳固情况变差，矿柱尺寸取大值，排、间距取小值。另根据采场内地质构造及贫矿位置可留设不规则矿柱。平行脉开采，上下采场内留设相对应的矿柱。采场在下一班扒矿、放矿之前由平撬和支护工进行撬毛和支护。对局部不稳固地段，可采用锚杆或锚杆加金属网支护，以确保采场顶板稳固与安全。采场溜矿井井口设格筛，同时设良好的照明。溜矿井井口除扒矿口侧外，其它三侧设护栏。（5）采场通风新鲜风流由沿脉巷道经人行通风井进入采场，清洗工作面后，回风井进入上阶段回风巷。通风不畅工作面配以局扇辅助通风。回采作业顺序为：准85、备、撬毛平场、凿岩、爆破、通风、撬毛、扒矿放矿，每昼夜一个循环，详见回采作业循环图表。序号回采工序一班二班三班1234567891011121314151617181920212223241准备工作2撬毛平场3凿岩爆破4通风排烟5撬 毛6扒矿放矿（6）矿柱回采及采空区处理设计采场内矿柱不予回收，矿块的顶底柱间隔回收。采空区封闭处理，采场底部入风口混凝土或砌筑块石封闭，顶部出风口砌筑高度1.5m，留设气孔。3. 预切顶中深孔房柱法回采工艺及设备选择（1）矿块布置及结构参数阶段高度：3040m；矿块斜长：4060m；矿块宽度：1520m；采区长度一般为：80100m；矿房宽度：58m(顶板围岩不稳86、至中等稳固时、平行矿体上、下盘相距较近或矿块靠近露天境界时取小值) ；房间矿柱：矿柱尺寸58m58m；间距812m；顶底柱：35 m；采区间留设5m宽连续矿壁。（2）采准切割采准、切割工作主要有下盘运输巷道、人行管路井、矿石溜井、联络道、电耙硐室、切割上山、切割井等。在运输巷道内间隔1015m(依据矿块宽度定)上掘天井(溜矿井)，天井间以沿脉联络道连通。切割平巷布置在矿房下部，沿脉并贴矿层底板掘进。每个采区自切割平巷向矿体顶板方向开凿一至二个2.52m的切割天井。自切割天井采用YGZ-90型凿岩机开凿宽2.5m、高至矿层顶板的切割槽。溜矿井后侧掘电耙硐室及人行绕道，采矿工作面向前推进8-10m87、，然后安装电耙。（3）回采工艺先自切割槽沿走向依次落矿，形成宽8m的补偿空间。然后逆矿体倾斜方向依次落矿，采用YGZ-90型凿岩机打上向扇形孔。排距1.51.8m，孔底距1.42.0m。每次爆23排炮孔。当工作面推进到间隔矿柱分割位置时，按照一定的起爆顺序，矿房内矿石和柱间矿石落矿，间隔矿柱随之形成。相邻矿块保持1520m的超前距离时，可同时回采。预切顶中深孔房柱法回采时需预先采用浅孔在矿房内做切顶，切顶形成的顶板，采取锚杆加金属网支护，进行预控顶。出矿采用2JP-30型电耙扒矿。当矿体倾角大于30时，为防止滚石伤人，电耙转向90安装于联络道内。预切顶中深孔房柱法顶板均利用锚杆或锚杆挂金属网全88、面支护，人员进入采场需沿矿壁行走，接、挂钢丝绳采用SD-6型手持式射绳枪或F-60型抛绳枪，挂设好滑轮后沿原路退回。（4）采场支护与安全采场内留设规则矿柱支撑顶板，顶底柱：35m；房间矿柱尺寸58m58m；间距812m；矿柱尺寸根据矿体厚度大、顶板岩石稳固情况变差，矿柱尺寸取大值，排、间距取小值。另根据采场内地质构造及贫矿位置可留设不规则矿柱。平行脉开采，上下采场内留设相对应的矿柱。采场在下一班扒矿、放矿之前由平撬和支护工进行撬毛和支护。对局部不稳固地段，可采用锚杆或锚杆加金属网支护，以确保采场顶板稳固与安全。采场溜矿井井口设格筛，同时设良好的照明。溜矿井井口除扒矿口侧外，其它三侧设护栏。（589、）采场通风新鲜风流由沿脉巷道经人行通风井进入采场，清洗工作面后，经切割上山、回风井进入回风巷排出地表。通风不畅工作面配以局扇辅助通风。（6）矿柱回收及空区处理采区间的连续矿柱、间隔矿柱和顶底柱不再回采。空区封闭处理，采场底部入风口混凝土或砌筑块石封闭，顶部出风口砌筑高度1.5m，留设气孔。4. 底盘漏斗中深孔分段空场法回采工艺及设备选择（1）矿块布置及结构参数矿块斜长：3035m；矿块宽度：2529m；矿房宽度：2025m(顶板围岩不稳至中等稳固时、平行矿体上、下盘相距较近或矿块靠近露天境界时取小值)；房间矿柱：矿柱尺寸35m；顶 柱：35m；分段高度：1012m；漏斗间距：56m；（2）采准90、切割采准切割工程有阶段运输平巷及穿脉运输平巷、溜矿井、人行材料通风井、电耙道及双侧对称漏斗布置在底盘围岩中、房内布置分段凿岩巷道、切割平巷及切割天井布置在矿房顶端（切割平巷亦为分段凿岩巷与人行材料通风井联络巷）。切割工程包括切割巷道、切割天井、切割槽、拉底和劈漏等。自切割平巷向矿体顶板方向开凿22m的切割天井。自切割天井采用YGZ-90型凿岩机开凿高至矿层顶板的切割槽。（3）回采工艺回采凿岩采用YGZ90型凿岩机在分段巷道中凿上向扇形中深孔，孔径为6065mm，最小抵抗线1.5m，孔底距2.0m左右，炮孔排间距1.5m。装药采用FZY-100型风动装药器装药，毫秒导爆管起爆，一次爆破23排（几91、个分段可同时崩矿），爆破后的矿石经漏斗进入电耙道，通过电耙耙入溜矿井装车。回采设备：凿岩采用YGZ-90型凿岩机，FZY-100型风动装药器装药，出矿采用2JP-30型电耙。（4）采场支护与安全采场内留设顶柱：35m；房间矿柱尺寸35m；矿柱尺寸根据矿体厚度大、顶板岩石稳固情况变差，矿柱尺寸取大值，反之，取小值。溜矿井井口设格筛，同时设良好的照明。溜矿井井口除扒矿口侧外，其它三侧设护栏。（5）采场通风设计采场原则上利用矿井主风流进行通风，新鲜风流由穿脉或沿脉平巷、人行通风天井进入电耙道和采场，污风由另一侧人行通风天井回到上中段回风巷，由回风井排出地表。为加强通风，每个采场配备1台JK58-2N92、o4.5型局扇。（6）矿柱回收及空区处理间柱和顶柱不回采。采场底部入风口混凝土或砌筑块石封闭，顶部出风口砌筑高度1.5m，留设气孔。5留矿全面法回采工艺及设备选择（1）矿块布置及结构参数阶段高度：3040m；矿房长度：4050m；矿房宽度：视矿体厚度而定，不大于4m；顶、底柱：4m；间 柱：6m；（2）采准切割采准、切割工作主要有下盘沿脉运输巷道、穿脉巷道，通风行人天井、矿石溜井、联络道、电耙硐室、切割上山等。设计矿块沿矿体走向布置，在水平距矿体下盘8m远处，掘进脉外运输巷道，巷道断面5.19m2。每隔40m50m从脉外运输巷道向矿体打穿脉巷道，穿脉超出矿体上盘两米为宜，断面4.36m2。矿房93、两侧沿矿体下盘掘进通风行人天井，断面尺寸1.8m2m，与上中段连通。在间柱中每隔4m掘进一条长约2m，断面尺寸2m2m的联络道连通天井。随矿块上采，设置顺路溜井，溜矿井下方后侧掘电耙硐室及人行绕道。（3）回采工艺回采工作从切割平巷开始，在矿堆上凿岩自下而上推进，每个矿块采用1台YT-28型凿岩机浅孔落矿，炮孔呈“之”型布置，孔深1.52.0m，孔距0.60.8m，爆破采用2岩石乳化炸药，毫秒导爆管起爆。采场内采用人工平场，电耙扒矿，矿石沿衬有钢板的顺路溜井下溜。由于矿体倾角较缓，在顺路溜井内设电耙扒矿。每次放出矿量，要保证下一采矿作业循环安全操作所需高度，高度不大于2m。随回采工作面推进电耙向94、上部联络道内上移。矿房回采结束后利用电耙进行大量放矿，随矿堆高度的下降下移电耙。对于端部平行脉相距较近的，采用选择性回采。两矿体都较好，无法择优开采时，先采下层矿体，出空后，崩落夹层存于采场底部，上覆垫层后再以此为工作平台，采用后退挑顶方式开采上层矿体。（4） 采场支护与安全采场在下一班扒矿、放矿之前由专职支柱工进行撬毛和支护。对局部不稳固地段，可采用锚杆支护，以确保采场顶板稳固与安全。出矿采用2DPJ-30型电耙扒矿，为防止滚石伤人，设置钢筋栅栏挡墙。（5）采场通风新鲜风流由沿脉巷道及穿脉经人行通风井进入采场，清洗工作面后，经另一侧通风行人上山进入上阶段回风巷，污风经由回风井排除地表。通风不95、畅的工作面配以JK58-2No4.5型局扇辅助通风。（6）矿柱回采及采空区处理矿块顶、底柱及矿房内的连续矿柱在大量放矿前进行间隔回采，留成点柱。间柱及回采后的点柱不予回收。空区采取封闭处理，并留设泄水孔。6. 中深孔爆力运矿采矿法回采工艺及设备选择（1）矿块布置及结构参数中段高度：3040m；矿房长度：4050m；矿房宽度：50；顶 柱：4m；间 柱：6m；（2）采准切割 采准工作包括：脉外运输巷、人行通风井、出矿进路、凿岩天井等。切割工程包括切割平巷、切割小井等。（3）回采工艺 矿块一般沿矿体走向布置，局部矿体厚度大于15m时，则采用垂直走向布置矿块的分段空场采矿法。出矿进路间距810m。在96、凿岩天井内打倾斜中深孔，由下而上分次爆破，爆破步距视底部漏斗的容积而定。最后一个步距在覆盖岩下放矿。两凿岩天井以相同的速度推进。回采设备：凿岩采用YGZ-90型凿岩机，装药采用BQF-100型装药器，出矿采用2JP-30型电耙。（4）采场运搬爆力运矿是该采场的主要运搬方式，爆力运矿采用的是抛掷爆破漏斗，则其爆破作业系数n=r/W，矿山实际工作中根据矿石需要抛掷的距离调整n的值，设计n在0.751.2之间变化。根据采矿手册提供的苏联伏阿薛尔坎洛夫爆力运搬距离计算公式，矿体的厚度和倾角是影响爆力运搬矿石距离的主要因素。爆力运搬可能达到的距离由爆破抛掷距离和矿石受动能和势能在底板滚动的距离共同决定，97、具体公式如下：；式中：M 矿体厚度，522m； 矿体倾角，3045； n爆破作业指数，取0.751.25； W最小抵抗线，11.2m； f滑动阻力系数，坚硬底板一般取0.80.9。由以上公式可以看出，抛掷距离和矿体厚度及爆破作业指数呈正比，和矿体倾角呈反比。综上，本矿理论的抛掷爆破距离如下：实际生产中，在采场底部爆破时可采用减弱抛掷爆破，适当减少装药量，同时减小抵抗线。到达采场顶部时则需要适当加大装药量同时增大抵抗线。对于局部厚度较小，倾角较缓的矿段，需要加大装药量增大爆破作业系数，同时增大抵抗线，增加爆破抛掷距离。综上，各个中段抛掷爆破的距离均能够满足设计的要求。该采矿方法在胡家峪铜矿取得较98、好的效果。该铜矿矿体厚度1014m，倾角2545，顶底板围岩均稳固，其爆破抛掷距离2460m。（5）采场通风 设计采场原则上利用矿井主风流进行通风，新鲜风流由穿脉或沿脉巷道、人行通风天井进入电耙道和采场，污风由另一侧人行通风井到上中段回风巷道，由回风井排出地表。每个采场配一台JK58-24.5型局扇，进行加强和辅助通风。（6）矿柱回采及采空区处理矿块顶、底柱进行间隔回采，留成点柱。间柱及回采后的点柱不予回收。空区采取封闭处理，并留设泄水孔。7. 采矿方法主要技术经济指标适用底盘漏斗结构中深孔分段空场法开采矿体所占比例较少，不参与采矿方法技术经济指标表计算。表5-2 采矿主要技术经济指标表序号指99、 标 名 称单位指标综合中深孔房柱法（19%）爆力运矿采矿法（57%）壁式全面法（17%）留矿全面法（7%）1矿块倾角10303045103030452矿体厚度m58821.981.0251.0253矿块综合生产能力t/d20024090902004副产矿石率%35151175回收率%82917590876贫化率%12131513137千吨采切比m/kt46101478同时工作矿块数回采个7备用个5采切个39万吨掘进比m/104t34010凿岩机台效采矿YT-27t/台.班4060采矿YGZ-90m/台.班30Boomer281凿岩台车m/台.班300掘进m/台.班58. 降低损失贫化的技术措100、施根据矿床的开采技术条件，综合考虑各种影响因素及参考国内类似矿山的实际指标，确定矿山总的采矿损失率和矿石贫化率如下：采矿损失率13%，矿石贫化率13%。降低损失率和贫化率的措施：（1）加强生产探矿，摸清矿体产状，根据矿体的不同产状、厚度、稳定性，调整采矿方法结构参数和爆破参数；（2）坚持合理的开采顺序；（3）加强采矿、出矿的日常管理；（4）制定控制损失和贫化的奖惩制度，严格控制采幅；（5）采场内局部不稳固处用锚杆加金属网支护。xxxx集团有限公司xx市xx铁矿 可行性研究报告5.1.5矿山生产能力1. 矿山工作制度矿山采用连续工作制度，年工作330天，每天工作3班，每班8小时。 2. 矿山生产101、能力依据矿床开采技术条件和所推荐的采矿方法，确定xx铁矿生产能力为40104t/a（即1212t/d）。根据矿体赋存条件设计按可布矿块数及按年下降速度对其进行生产能力验证。按同时回采矿块数验证生产能力A=式中：A矿山年产量（t/a）； N同时回采矿块数； q矿块生产能力，t/d； z副产矿石率，8%； K矿块利用系数。计算结果见下表：表5-3 按可布矿块数验证生产能力中段标高采矿方法可布矿块数（个）矿块利用系数同时回采矿块数（个）采场生产能力（t/d）副产矿石率（%）中段生产能力（t/a）中段生产能力（t/d）840m壁式全面法120.349010121500 505 中深孔房柱法20.312102、001045000 810m壁式全面法60.32901060750 481 留矿全面法30.31901030375 中深孔房柱法30.312001067500 780m壁式全面法90.33901091125 648 留矿全面法10.30901010125 中深孔房柱法50.3220010112500 750m壁式全面法60.32901060750 474 留矿全面法50.32901050625 中深孔房柱法20.312001045000 720m壁式全面法80.32901081000 314 中深孔房柱法10.302001022500 690m壁式全面法110.339010111375 101103、9 中深孔房柱法100.3320010225000 660m壁式全面法30.31901030375 1333 留矿全面法40.31901040500 中深孔房柱法80.3220010180000 爆力运矿采矿法70.3224010189000 620m留矿全面法40.31901040500 1105 爆力运矿采矿法120.3424010324000 580m留矿全面法80.32901081000 1064 爆力运矿采矿法100.3324010270000 540m壁式全面法70.32901070875 869 爆力运矿采矿法80.3224010216000 510m中深孔房柱法30.31200104、1067500 859 爆力运矿采矿法80.3224010216000 480m中深孔房柱法60.3220010135000 655 分段空场法20.313601081000 450m爆力运矿采矿法20.312401054000 232 中深孔房柱法10.302001022500 420m爆力运矿采矿法30.312401081000 245 390m爆力运矿采矿法20.312401054000 164 350m爆力运矿采矿法20.312401054000 164 平均633 按矿山年下降速度验证生产能力式中：u回采工作年下降速度，m/a； Q中段矿量，t； 采矿回收率； E地质影响系数； 采矿105、废石混入率； h中段高度，m。按各中段矿量，计算按下降速度可达到的生产能力：表5-4 按矿山开采年下降速度验证生产能力表中段标高中段高度（m）中段矿量（t）采矿回收率（%）采矿贫化率地质影响系数年下降速度（m）中段年生产能力（t）中段年生产能力（t）840m盲5430714084180.951597031 323810m5435810084180.9515126072 420 780m盲6648179084180.9515226158 754 750m3074122084180.9515347937 1160 720m308150084180.951538257 128 690m3067123106、084180.9515315083 1050 660m30152013084180.9515713567 2379 620m4071798084180.9515337028 1123 580m4087772084180.9515412012 1373 540m30111398084180.9515522915 1743 510m3051048084180.9515239625 799 480m3028384084180.9515133238 444 450m3010249084180.951548110 160 420m307523084180.951535314 118 390m301065107、8084180.951550030 167 350m4012974084180.951560901 203 平均772综合分析矿山690m标高以下矿体走向长度较短（不足500m），矿体倾角变陡，同时生产矿块数较多，无法布置双中段作业。根据可布矿块数验证生产能力，主要生产中段单中段作业生产能力约40万t/a，750m标高以上矿体较缓，布置双中段作业，方可达到设计的生产能力。通过验证，矿山能够达到设计的40万t/a生产能力。但井下作业人员较多，管理复杂。建议委托有资质的研究部门进行机械化作业、矿块生产能力提高方面的采矿方法研究。5.1.6矿山服务年限矿山服务年限按下式计算=20.1年式中：A矿山年108、生产能力，104t/a； Q设计利用储量，104t；采矿回收率，%；采矿贫化率，%；xx铁矿服务年限为20.1年（不含基建期）。5.1.7开拓运输系统1. 岩体移动范围根据本矿床矿体赋存条件，矿岩性质，所推荐采矿方法等条件，参照狮子山铜矿，矿体上盘为灰岩、下盘围岩为闪长岩，围岩中等稳固，矿体倾角3080，采用空场法开采，岩移角上盘65、下盘65、侧翼75。确定开采岩移角如下：上盘65，下盘65，侧翼65，第四系地层岩移角45，并以此圈定岩体移动界线，确定主要开拓井巷工程及地面工程位置。2. 开拓方案选择矿区内开采7条矿体，绝大部矿体为盲矿体，且延伸较远，矿体倾角较缓，没有全部采用平硐开拓的条件109、，采用竖井开拓中段石门过长。由于各矿体倾角变化较大，亦不适于采用斜井开拓。750m标高以上矿体可通过平硐开拓，深部矿体根据赋存条件适合采用斜坡道开拓，利于无轨运矿汽车运输。3. 开拓运输系统简述根据矿体赋存条件，矿山采用平硐+斜坡道开拓。矿山750m以上采用平硐开拓，设置回风斜井、870m回风中段、810m及750m平硐，设置840m和780m两个盲中段，盲中段通过斜坡道与下部相邻中段连通，并通过该斜坡道入风和运输，斜坡道坡度12%，转弯半径20m，采用三心拱断面，净断面尺寸14.52m2。回风斜井口位于7号勘探线附近，地表岩石移动界线外20m，井口标高900m，井底标高870m，井筒斜长71110、m，斜井井口采用钢筋砼支护，井筒采用砼支护，斜井断面14.52m2，井内设置踏步扶手及照明；810m平硐位于7号勘探线上，地表岩石移动界线外66m处；750m平硐位于矿区南侧5号勘探线附近，地表岩石移动界线外170m处。各平硐口均采用钢筋砼支护，平硐根据围岩稳固情况采用砼或喷砼支护，平硐采用三心拱断面，净断面尺寸14.52m2。750m以下采用平硐+斜坡道开拓，750m平硐为出矿平硐。设720m、690m、660m、620m、580m、540m、510m、480m、450m、420m、390m、350m十二个中段，中段高度3040m。750m平硐内40m处，设置折返型斜坡道，斜坡道上口标高75111、0m，坡度12%，转弯半径R=20m，斜坡道每300-400m设置一段缓坡段，缓坡段长度25m，坡度2.5%，缓坡段设置会让车道，会让车道采用双线路三心拱断面，长度15m，净断面28.25m2。斜坡道采用三心拱断面，净断面14.52m2。斜坡道入口处采用钢筋砼技护，支护厚度400m，斜坡道采用砼支护或喷砼支护，支护厚度分别为400mm和100mm。支护形式和支护参数根据围岩情况适时调整，围岩较破碎处可采用锚杆或锚杆挂金属网先行支护再进行喷砼支护。各中段端部设置入风管路斜井连接，斜井净断面6m2，坡度根据中段位置确定，采用倒段布置方式。入风管路井负责矿山入风及电、通讯等管缆敷设并作为辅助入风井，112、内设梯子、踏步及照明， 810m、750m平硐（斜坡道、入风管路斜井）作为矿山的安全出口。回风斜井为矿山永久回风井，风机安装于井口地表风机房内。各中段回风侧通过回风上山连接回风斜井，回风上山内设置踏步、扶手或梯子，回风斜井为矿山第二安全出口。井下采用UK20型井下运输车运输，人员乘坐JY5型井下多功能服务车进出。750m以上平硐部分通过自流排水，冬季在平硐口内100m处设置集水坑，安装潜水泵进行强制排水。750m标高以下设置两段排水，第一段排水自580m标高排至750m平硐，二段自最低生产中段350m标高排至580m标高水仓内。井下生产及消防用水通过设置于地表824m标高320m3高位水池供给113、，780m标高以上中段开采时通过加压供水，以下中段生产时自流供水，水源来自井下涌水（基建期和初期生产水源来自河水）。5.1.8矿井通风与安全1. 通风方式和通风系统采用单翼对角式通风系统，机械抽出式通风方式。2. 矿井通风工作制度矿山设计采用连续通风工作制度。3. 风量与负压（1）风量计算矿山生产能力为40万t/a，设计依据同时回采矿块及与其平衡的备采矿块、掘进工作面数量，按照最低排尘风速计算风量，并按照井下最大班作业人数需风量和柴油设备需风量进行校核进行较核，确定矿井总风量。表5-5 风量计算表工 作 面名 称工作面数（个）通风断面（m2）排尘风速（m/s）总需风量(m3/s)备 注硐室型采114、场工作面9200.1527硐室型备采工作面9200.1018巷道型采场工作面160.59巷道型采场备采工作面160.36掘进工作面6120.2518硐 室6其 它2小 计87总计113.1K=1.3（2）按井下柴油设备同时运行台数，计算矿井需风量，如下：表5-6 平硐开拓部分柴油设备需风量计算表序号设备名称设备型号功率(KW)数量总功率(KW)工作系数耗风率需风量(m3/s)1运矿汽车UK-2017023400.80.06718.222铲运机WJ-211222240.80.06712.013人车JY-56321260.80.0676.72小计418270.80.06736.95合计(漏风系数1115、.3)48.04表5-7 斜坡道开拓部分柴油设备需风量计算表序号设备名称设备型号功率(KW)数量总功率(KW)工作系数耗风率需风量(m3/s)1运矿汽车UK-2017046800.80.06736.452铲运机WJ-211222240.80.06712.013人车JY-56321260.80.0676.72小计418270.80.06755.18合计(漏风系数1.3)71.73根据上表结果，按工作面数量及最低排尘风速计算矿井需风量113.1m3/s，平硐开拓部分柴油设备需风量为48.04m3/s，斜坡道开拓部分柴油设备需风量为71.73m3/s，取其中大值，矿山井下需风量为113.1m3/s。116、（3）负压计算按井下开采最困难时期，即在最低开采中段只对一个矿块进行回采时计算矿井负压。H=PLq2/S3式中：H矿井通风摩擦阻力，Pa 井巷通风摩擦阻力系数 P巷道通风断面的周边长度，m L巷道长度，m S巷道的通风断面，m2 q巷道的通过风量，m3/s按上式计算通风最困难时期的摩擦阻力，并考虑局部阻力，确定xx铁矿平硐开拓部分最困难时期矿井负压1311.15Pa，深部斜坡道开拓部分最困难时期矿井负压4027.81Pa。56xxxx国际工程技术集团有限公司 地址：xx市xx路xxxxxx集团有限公司xx市xx铁矿 可行性研究报告表5-8 *铁矿平硐开拓部分通风负压计算表序号顺序巷道名称支架形117、式巷道阻力巷道周界巷道长度巷道通风巷道摩擦风量巷道通风巷道风速系数长度PL断面SS3风阻qq2负压hv(a103)（m）（m）（m2）R（m3/s）（pa）（m/s）112750m平硐口喷砼支护1214.53014.523061.26 0.002 113.112791.61 21.81 7.79 223750m平硐喷砼/不支护1214.519014.523061.26 0.011 113.112791.61 138.14 7.79 334750m中段巷道喷砼/不支护1214.545014.523061.26 0.026 56.53192.25 81.65 3.89 445联络道不支护15935118、125.00 0.003 7.962.41 0.20 1.58 556人行通风天井不支护35825464.00 0.109 7.962.41 6.83 1.98 667采场不支护 202450208000.00 0.003 7.962.41 0.19 0.40 778人行通风天井不支护35825464.00 0.109 7.962.41 6.83 1.98 889联络道不支护 15935125.00 0.003 7.962.41 0.20 1.58 9910780m中段巷道喷砼/不支护1214.55014.523061.26 0.003 56.53192.25 9.07 3.89 101011119、回风上山喷砼/不支护20101337.8474.55 0.056 56.53192.25 178.93 7.24 111112回风上山喷砼/不支护20101027.8474.55 0.043 113.112791.61 549.88 14.50 121213回风斜井喷砼/不支护1514.57014.523061.26 0.005 113.112791.61 63.62 7.79 小 计1057.36 局部阻力211.47 合 计1268.83 60xxxx国际工程技术集团有限公司 地址：xx市xx路xx表5-8 *铁矿斜坡道开拓部分通风负压计算表序号顺序巷道名称支架形式巷道阻力巷道周界巷道长度120、巷道通风巷道摩擦风量巷道通风巷道风速系数长度PL断面SS3风阻qq2负压hv(a103)（m）（m）（m2）R（m3/s）（pa）（m/s）112750m平硐口喷砼支护1214.53014.523061.26 0.002 113.112791.61 21.81 7.79 223750m平硐喷砼/不支护1214.51514.523061.26 0.001 113.112791.61 10.91 7.79 334斜坡道（斜坡段）砼/喷砼1214.5277014.523061.26 0.157 85.47293.16 1148.27 5.88 445斜坡道（缓坡段）砼/喷砼1214.512514.5121、23061.26 0.007 85.47293.16 51.82 5.88 556斜坡道（斜坡段）砼/喷砼1214.558714.523061.26 0.033 30900.00 30.03 2.07 667350m中段巷道喷砼/不支护1214.59014.523061.26 0.005 56.53192.25 16.33 3.89 778联络道不支护15935125.00 0.003 7.962.41 0.20 1.58 889人行通风天井不支护35825464.00 0.109 7.962.41 6.83 1.98 9910采场不支护 202450208000.00 0.003 7.962122、.41 0.19 0.40 101011人行通风天井不支护35825464.00 0.109 7.962.41 6.83 1.98 111112联络道不支护 15935125.00 0.003 7.962.41 0.20 1.58 121213390m中段巷道喷砼/不支护1214.5514.523061.26 0.000 30900.00 0.26 2.07 131314回风上山喷砼/不支护1812.3800111331.00 0.133 113.112791.61 1702.22 10.28 141415回风巷道喷砼/不支护1214.538014.523061.26 0.022 113.11123、2791.61 276.29 7.79 151516回风斜井喷砼/不支护1514.57014.523061.26 0.005 113.112791.61 63.62 7.79 小 计3335.79 局部阻力667.16 合 计4002.94 图5-1 *铁矿平硐开拓部分通风系统示意图图5-1 *铁矿斜井开拓部分通风系统示意图xxxx集团有限公司xx市xx铁矿 可行性研究报告（4）局部通风及通风构筑物独头采掘工作面和通风不良的采场，安装局部通风设备，局部扇风机应有完善的保护装置。如果独头工作面距进风巷不超过7m 时，宜采用自然扩散。掘进长距离独头巷道，当一台局扇提供的风量不足时宜采用局扇串联通风124、。安装GQT型号开停传感器进行开停监测。局部通风风筒使用阻燃风筒，悬吊力求平直，增加单节风筒长度，减少接头。天井掘进，压入式风筒末端要引到安全棚之上，使风流直接清洗作业面。（5）通风设施和井下防尘在各中段回风井前的回风巷道中，设置调节风窗或调节风门，以调节生产中段的风量和负压，中段回采结束后，根据实际情况及时在回风平巷中或无人员通行的中段入口处采用浆砌石构筑挡风墙，需要进入进行地压监测、空区检查的中段设常闭式风门。风门采用铁板制做，风门开启方向迎着风流，使风门关闭后，受风压作用保持严密。门框与门轴均应倾斜8085，使风门能借本身自重而关闭。设计采用湿式凿岩，爆破后对爆堆洒水降尘，采掘工作面及进125、风井巷经常喷雾洒水，以净化风流。在装矿产尘点设置喷雾器，控制粉尘外逸。接触粉尘人员戴防尘口罩。（6）井口防冻为预防冻井可能引发的安全事故。采场竖井冬季为防止结冻，工艺要求送热风，送风量为113.1m3/s，送风温度2。为满足工艺要求，在井在主运输平硐口利用热风炉加热，冷空气通过充分加热后进入井下。经计算，井口防冻所需蒸汽热负荷为3370KW，热源由采场新建锅炉房提供。进入井下各工作面，空气温度不低于2。（7）矿井通风管理与监测矿山设立安全环保机构兼负通风防尘管理，配备专职安全管理人员及取得特种作业资格证的通风工，负责全矿日常通风安全管理以及通风检测、粉尘测定工作，并定期进行培训。要建立健全各级126、领导、职能机构、岗位5.1.9井建1. 井巷工程（1） 工程地质及环境地质条件xx铁矿水文地质条件为简单类型；矿体与围岩均为坚硬岩石，以块状结构岩组为主，岩层稳定性好，矿床工程地质条件属简单类型。矿床所处地震烈度小于度，地震动峰值加速度值为小于0.05g的稳定的中山地区，无自然地质灾害发生，开采矿石也不会造成山体开裂，滑坡、坍塌及泥石流等人为地质灾害，选矿也不会产生有害物质，矿区内地表植被茂密，生态环境良好，水质无污染，环境地质质量属第类良好型。（2）平硐及中段运输巷道矿山采用平硐+斜坡道开拓，设置870m、810m、750m三层平硐，870m为回风平硐，810m和750m为主运输平硐，各平硐127、口采用钢筋支护，平硐内根据岩石稳固情况采用砼、或喷砼支护，平硐采用三心拱断面，870m、810m、750m平硐口净断面尺寸14.52m2。深部斜坡道开拓部分中段运输巷道断面尺寸及支护形式与上部平硐相同。（3）回风斜井回风斜井口位于7号勘探线附近，地表岩石移动界线外20m，井口标高900m，井底标高870m，井筒斜长71m，斜井井口采用钢筋砼支护，井筒采用砼支护，斜井断面14.52m2。（4）斜坡道750m标高以下采用斜坡道开拓，平硐内40m处，设置折返型斜坡道，斜坡道上口标高750m，坡度12%，转弯半径R=20m，斜坡道每300-400m设置一段缓坡段，缓坡段长度25m，坡度2.5%，缓坡顶128、设置会让车道，会车道采用双线路三心拱断面，净断面28.25m2。斜坡道入口处采用钢筋砼技护，支护厚度300m，斜坡道采用砼支护或喷砼支护，支护厚度分别为300mm和100mm。支护形式和支护参数根据围岩情况适时调整，围岩较破碎处可采用锚杆或锚杆挂金属网先行支护再进行喷砼支护，斜坡道穿过断层或断裂带的位置应利用砼或钢筋砼加强支护。（5） 硐室工程电气硐室本区地下开采生产中段内设一个电气硐室，电气硐室规格10m4.5m3m。采用标号C30喷砼支护，室内地面比入口处巷道底板标高出0.5m，设置两个联络道，并设防水门。水泵硐室及水仓矿山分别在580m和350m中段设置一段和二段排水水泵硐室及水仓，井下129、涌水经泵扬至设于地表高位水池。排水系统由水泵硐室、管子斜道、联络道、水仓、防水门、防火门等组成，水泵硐室采用标号C30喷砼支护；管子斜道与入风管路井连通，斜道上口标高高于水硐泵室地表面标高7.5m；水泵硐室地面标高高于其入口处巷道底板标高0.5m；设置两个独立水仓，断面3.88m2，水仓视岩石稳固情况决定是否支护及支护采取的支护型式，水仓总容积8003，可容纳7.8小时正常涌水量。电气硐室和水泵硐室采用砼支护，支护厚度200mm。避灾硐室矿山井下450m及以下各中段设置避灾硐室，按容纳最大中段作业人数32人（根据中段最大作业人数确定）考虑。设置处围岩稳固，便于作业人员相对集中避险。根据岩层稳固130、情况采用锚喷或采用200300mm厚混凝土进行支护，硐室断面弧形拱，硐室顶板采取防水措施，不得有滴水现象，地面应高于主运输巷道底板0.5m，水泥铺底厚100mm，考虑1%的排水坡度。设计避灾硐室尺寸19m3m2.7m，为拱形硐室，可满足同时容纳最大中段作业人数32人以及配备的各种装备的使用空间。避灾硐室入口设置两道向外开启的隔离门。第一道为防水密闭门，静压为0.5MPa，防水头高度50m，门上设有观察窗；第二道为密闭门，静压等级0.3MPa，设有观察窗。两道隔离门尺寸皆为1.6m0.8m，密封可靠，开启灵活。（5） 入风管缆井及回风上山各中段端部设置入风管路斜井连接，斜井净断面6m2，采用三心131、拱断面，坡度根据中段位置确定，采用倒段布置方式。井内一般采用不支护形式，局部围岩不稳固处利用锚杆或锚杆挂金属网支护。管缆井内设置踏步或梯子，可作为安全出口且便于管缆安装及检修。各中段回风侧通过回风上山与上中段连接，上山角度根据上下中段端部位置确定，回风上山净断面7.8m2，采用矩形断面，一般采用不支护形式，局部围岩不稳固处利用锚杆或锚杆挂金属网支护。2. 基建工程为了保矿山三级矿量平衡，矿山基建期将完成以下工程：（1） 870m回风平硐；（2） 840m盲中段、斜坡道及端部回风上山；（3）810m平硐及端部回风上山；（4）780m盲中段、斜坡道及端部回风上山；（5）750m平硐；（6）750m132、-580m斜坡道及倒段入风管缆斜井；（7）580m水泵硐室及水仓；（8）采切工程。此部分工程一般情况采用不支护方式，如果个别地段穿过断裂带，岩石情况较差可采取素喷砼或锚喷砼支护，基建期内需完成安全避险“六大系统”及其它设备的安装工程。矿山在840m中段靠近回风井一侧设置首采矿块，利用壁式全面法针对2号矿体进行开采。基建工程量表如下：表5-14 基建工程量表序号工程名称支护形式支护厚度长 度断 面（）工程量支护量备注(mm)(m)掘进净(m3)(m3)一870m中段1斜井口钢筋砼3002017.7214.52354.40 64.00 2斜井喷砼、不支护1005115.5614.52748.48 133、7.96 2回风巷道喷砼、不支护10024415.5614.523580.94 38.06 小计4683.82 110.02 二840m盲中段1措施斜坡道砼、喷砼10020115.5614.523127.56 209.04 2中段运输巷道喷砼、不支护10034015.5614.524989.84 53.04 3端部回风上山不支护387.87.8296.40 4采切工程不支护13100.00 5变配电硐室喷砼支护10072.00 9.00 小计21585.80 271.08 三816m平硐1平硐口钢筋砼3003017.7214.52531.60 96.00 2中段运输巷道喷砼、不支护100550134、15.5614.528071.80 85.80 3端部回风上山不支护757.87.8585.00 4采切工程不支护4800.00 5变配电硐室喷砼支护10072.00 9.00 小计14060.40 190.80 四780m盲中段1措施斜坡道砼、喷砼10025215.5614.523921.12 262.08 2中段运输巷道喷砼、不支护10054815.5614.528042.45 85.49 3端部回风上山不支护1237.87.8959.40 4变配电硐室喷砼支护10072.00 9.00 小计12994.97 356.57 五750m中段1平硐口钢筋砼3003017.7214.52531.135、60 96.00 2中段运输巷道喷砼、不支护10072015.5614.5210566.72 112.32 3端部回风上山不支护407.87.8312.00 小计11098.32 208.32 七斜坡道1斜坡道喷砼、不支护100140215.5614.5221815.12 1458.08 2斜坡道(会让车道)喷砼、不支护1007529.4628.252209.50 90.75 小计21815.12 1458.08 八管缆斜井1倒段入风管缆井不支护405662430.00 小计2430.00 九水仓及水泵硐室1水泵硐室砼支护200370.00 79.00 2水仓不支护800.00 小计1170.136、00 79.00 合计89838.43 2673.87 基建中产生副产矿石31050t3. 基建进度计划设计在保证关键性工程按计划完成的前提下，采取措施，调整工作面数目，使矿山在整个基建期内，逐年、逐月所完成的工程量及同时工作的工作面数基本保持平衡。设计选取成巷（井）速度指标如下：单车道平巷：100m/月；双车道平巷：80m/月；斜坡道：80m/月；采切巷道：120m/月； 本区基建工程量89838.43m3，折标米22459.6m（按4m2折算）。经编制基建进度计划，排定xx铁矿基建期为2.0年。4. 保有三级矿量xx铁矿基建工程完成后，保有的三级矿量如下：开拓矿量：188.8104t，保有137、4.7年；采准矿量：45.2104t，保有1.1年；备采矿量：20.4104t，保有6个月。5.1.10采矿主要设备表表5-15 采矿主要设备表序号设备名称及型号单位数量功率(Kw)备 注使用备用合计1YT-27型凿岩机台126182YSP45型凿岩机台4263YGZ90型凿岩机台96153JK581No4型局扇台126185.5送风距离200m4JK582No4.5型局扇台63911送风距离400m52JP -30型电耙绞车台4263062JP-55型电耙绞车台213557Boomer281掘进凿岩台车台213638砼喷射机台1129WJ-2井下铲运机台213柴油设备5.2矿山机械5.2.1138、设计依据矿山年产矿石40万t（1212t/d，405t/班），废石8万t（243t/d，81t/班）。开拓方式为平硐+斜坡道开拓。最大班入井人数85人。矿石松散比重=3.67/1.6=2.29t/m3。废石松散比重=2.80/1.6=1.75t/m3。矿山工作制度：年工作330天，每天3班，每班8小时。750m及以上中段采用平硐开拓，分别设置870m回风平硐、810m、750m三层平硐，750m标高以下矿体采用斜坡道开拓，斜坡道及平硐开拓均采用无轨运输，井下最低生产中段标高350m。5.2.2运输系统平硐及斜坡道均为无轨运输，设计采用UK-20型矿用汽车运输，平硐运输时，运行时速取15km/h139、，汽车最大运输距离L=950m；斜坡道运输时，运行时速取10km/h。汽车运输最长运距L=3500m。 UK-20型矿用汽车，功率170kW，外形尺寸9100mm2210mm2450mm。1. 平硐运输：（1）汽车台班能力：式中： A台班生产量，t/台班；G有效载重量，20t；T每班工作时间，8h；t汽车往返一次所需时间，min；t=t1+t2+t3+t4；t1装车时间，5min；t2汽车行驶时间，t2=120L/V=1200.95/15=8min；L运距，0.95km；V汽车时速，15km/h；t3卸载时间，1min；t4卸车等待时间，3min；k1装满系数，0.9；k2工作时间利用系数，0140、.8。（2）汽车台数：式中： N汽车台数；C运输不均衡系数，1.1；Q班运输量（包括废石），486/班；K3出车率，0.65；K4备用系数，1.5；2. 斜坡道运输（1）汽车台班能力：式中： A台班生产量，t/台班；G有效载重量，20t；T每班工作时间，8h；t汽车往返一次所需时间，min；t=t1+t2+t3+t4；t1装车时间，5min；t2汽车行驶时间，t2=120L/V=1203.5/10=42min；L运距，3.5km；V汽车时速，10km/h；t3卸载时间，1min；t4卸车等待时间，3min；k1装满系数，0.9；k2工作时间利用系数，0.8。汽车台数：式中： N汽车台数；C运输141、不均衡系数，1.1；Q班运输量（包括废石），486t/班；K3出车率，0.65；K4备用系数，1.5；经计算，需矿用汽车10台（其中同时工作台数4台），其中平硐开拓时，需矿用汽车4台（其中同时工作台数4台）。人员、炸药等采用JY5型多功能服务车运输，共需2台。JY5型多功能服务车载重5t，标乘10人，柴油机功率63kW，外形尺寸：6612mm1800mm2000mm。5.2.3坑内供气1. 设计依据全矿最大耗气量：正常生产期间，坑内同时工作耗气设备如下：凿岩机：YT-27 3台 每台耗气量3.3m3/min YGZ-90 3台 每台耗气量11 m3/min YSP-45 2台 每台耗所量5 m142、3/min2. 设备选择（1）矿山最大耗气量Qmax：Qmax=1.05KGKLKXKT= 67.07m/min 式中：KG-高原修正系数取1.05 KL-管网漏气系数取1.1 KX-生产能力下降系数取1.01 KT-凿岩机同时工作系数取0.9 Km-气动工具磨损系数 ：凿岩机1.15；其它1.1ni-第i种气动工具的工作台数qi-第i种气动工具的耗气量（2）根据最大耗气量，选用EX-132A螺杆空气压缩机4台，3台工作，1台备用。EX-132A空压机技术参数：排气量23.5m3/min，排气压力0.7MPa，单台功率132kW，风冷。（3）主供风管路管径根据查表法得：采用1805电焊钢管。5143、.2.4通风设施根据采矿专业条件， 750m及以上平硐开拓时风量为113.1 m3/s，负压H=1311.15Pa；深部开采到最低生产水平时，需风量113.1m3/s ，负压4027.81Pa。平硐开拓部分：风机计算风量Qi=KQ=1.15113.1=130.1m3/s计算风压Hi=H+h=1311+2001511Pa设计选用DK40-8-25型轴流风机，n=730r/min，叶片数Z=16，轮毂比v=0.40；风量Q范围62.9m3/s150.4m3/s；全压范围589Pa2605Pa；工况点参数：Q=130m3/s，H=1520Pa，安装角33/28，效率1=0.81，配套电动机功率220144、0kW，机重20793kg。风机设在870m平硐口风机房内，再备用一台同型号电机。通风机反转实现返风，返风率不低于60%。深部平硐+斜坡道开拓：风机计算风量Qi=KQ=1.15113.1=130.1m3/s计算风压Hi=H+h=4028+200=4228Pa设计选用DK62(A)-8-27型轴流风机，n=730r/min，叶片数Z=32，轮毂比v=0.62；风量Q范围54.4m3/s171.8m3/s；全压范围1946Pa6124Pa；工况点参数：Q=130m3/s，H=4300Pa，安装角40，效率1=0.83，配套电动机功率2450kW，机重43700kg。风机设在870m平硐口风机房内，145、再备用一台同型号电机。通风机反转实现返风，返风率不低于60%。当工况点参数Q=130m3/s、H=1800Pa时，初期风机调换成后期风机。此时后期风机的初安装角为34。 届时矿山开采至720m中段。更换风机时矿山需停止生产。5.2.5井下排水系统1. 设计依据平硐开拓部分自流排水，斜坡道开拓部分机械排水，考虑地表汇水、井下涌水和生产回水（生产用水量400m3/d，回水量按50%计，即200m3/d）后，正常排水量2659m3/d，最大排水量23991m3/d。设计采用两段排水方式，在350m中段及580m中段入风管缆井附近设泵房和水仓。水由350m中段水泵经专用管路井排至580m中段水仓，再由146、580m中段排至750m平硐口，自流排放，部分涌水由泵排至824m高位水池供井下生产及消防用水。后期750m中段设高位水池。2. 设备选择正常涌水时： Q=Qz/20=2659/20=133m3/h最大涌水时： Q=Qmax/20=23991/20=120m3/h350m中段泵房水泵扬程：H=K（H1+5）=1.1（230+5）=258.5 m 式中：K-扬程损失系数，取1.1；H1=580-350230m， 5m为水泵吸水高度。选择D280-654型水泵6台，流量280m3/h，扬程265m，电机功率355kW。正常涌水量时1台工作，最大涌水时5台同时工作，1台检修。580m中段泵房水泵扬程147、：H=K（H1+5）=1.1（170+5）=192.5 m 式中：K-扬程损失系数，取1.1； H1=750-580170m， 5m为水泵吸水高度。选择D280-653型水泵6台，流量280m3/h，扬程198.75m，电机功率280kW。正常涌水量时1台工作，最大涌水时5台同时工作，1台检修。正常涌水时，1台水泵工作时间： h=2659/280=9.5h最大涌水时，5台水泵同时工作时间： h=23991/(5280)=17.14h排水管路直径计算： 式中：n水泵工作台数；Q水泵流量，m3/h；v水流经济流速，取2.2m/s； 选用2737mm无缝钢管3条，正常涌水时，1条管路工作，最大涌水时148、3条管路同时工作。管壁厚度的计算：式中：dn管子内径；许用应力，无缝钢管100MPa；Pd管道最底点压力，MPa；af附加厚度，2mm；3条管路（配5台泵）同时排水，流速计算：3m/s满足要求。水仓清泥采用人工清泥方式。5.2.6供水系统地表824m标高设高位水池，容积为320m3，消防用水平时储存在高位水池中，保证200 m3平时不动用。初期平硐开拓生产时，源水来自地表河流（见7.1给排水设施）。后期深部开采高位水池水由750m中段集水池通过泵供给，泵选用D46-303泵2台，一台工作一台备用，泵流量46m3/h，扬程90m，电机功率22kW。750m及以上各中段生产及消防用水由824m高位149、水池供水水泵供给，选用D46-302泵台，一台工作一台备用，泵流量46m3/h，扬程60m，电机功率15kW。其它各中段生产时，靠自然压力供水。主供水管路选用1085mm无缝钢管，根据矿井实际需要每隔50100m设支管及阀门。5.2.7矿机主要设备表见“矿机主要设备表”73xxxx国际工程技术集团有限公司 地址：xx市xx路xxxxxx集团有限公司xx市xx铁矿 可行性研究报告表5-17矿机专业主要设备表序号设备名称型号及技术性能单位数 量重量(t)配 套 电 机备注个重总重型号电压（V）容量（kW）一运输系统1矿用汽车UK-20台10平硐时4台2多功能服务车JY5台2二压风系统1螺杆空气压缩150、机EX-132A 23.5m3/min 0.7MPa台43801323工1备3供风管路电焊钢管1805m800三通风系统1初期轴流风机K40-8-25 Q=130m3/sH=1660Pa =33/28台120793配用电机台3380200地表（一类负荷）电机2工1备3后期轴流风机DK62(A)-8-27 Q=130m3/sH=4300Pa =40台142700配用电机台310000450地表（一类负荷）电机2工1备初期、后期风机均安装在870平硐口地表风机房内四排水系统1350m排水泵D280-654流量280m3/h扬程265m台6100003355工1备（一类负荷）2580m排水泵D280151、-653流量280m3/h扬程198.75m台6100002805工1备（一类负荷）3排水管路2737无缝钢管m3800五供水系统1供水管路1085无缝钢管m8002高位水供水泵D46-303台 238022一工一备初期生产消防供水泵D46-302台238015一工一备74xxxx国际工程技术集团有限公司 地址：xx市xx路xxxxxx集团有限公司xx市xx铁矿 可行性研究报告6总图运输6.1矿区概述本次设计为一采矿企业。建设规模40104t/a。*矿区位于xx省xx市xx区320方向，直距12.8km处，隶属xx市xx区xx镇管辖。距xx火车站直距12km，距xx市至营城S103省道4km，152、其间有水泥路相通，xx市至xx口珍珠门村有客运班车往返，交通较为方便。总占地面积5.06公顷。本区属北寒温带，大陆性季风气候区，夏天炎热，冬天寒冷，最低气温出现在1月份，可达-34.5，最高气温出现在7月份，可达31.6，年平均气温在4.0左右，雨季多集中在7、8月份，年平均降雨量在650mm800mm，最大降雨量1117mm，连续降雨最长天数13天，日最大降雨量128mm。蒸发量介于8001600mm。封冻期11月中旬至翌年4月初，最大冻土层厚1.6m。本区地震列度小于度区，按标准小于或等于度地震烈度为稳定区。地震动峰位加速度0.05g。矿区远离当地居民，无滑坡、泥石流等自然地质灾害发生，在153、采矿过程中，不会造成山体开裂、滑坡、坍塌及泥石流等人为地质灾害。采矿不占用耕地。本区为山区，居民点多，劳动力充足，经济发展具有显著的山区特点。6.2厂址方案1. 厂址选择的基本原则（1）满足采矿生产的需要，为生产创造方便的条件，适当留有扩建余地。（2）尽量缩短原矿运输距离，节省运输费用，提高企业经济效益。（3）工业场地选择与排土场、供水、供电方案统一考虑，力求最佳的相对位置关系。（4） 充分利用自然地形、节省用地及土石方工程。（5） 辅助设施不压矿体，并满足深部地下开采时岩体移动界限等各种安全距离要求。2. 尾矿库、供水、供电对厂址方案的影响水源取自楸子沟河（xx），河流发源于矿区西部，水量经154、测算满足矿山用量要求。本工程所需1路10KV主电源进线引自xx镇新兴区域变电所10KV架空线路。 变电所距矿区12公里，有能力为本工程供电。供水、供电对厂址的选择影响不大。3. 选址方案根据厂址选择的基本原则和矿区实际地形条件，可研设计阶段经过定性分析与定量比较以及多次与业主及当地林业和土地等部门协商，综合考虑各种因素的影响，采矿主要工业场地选择在采区南侧南向山坡810m平硐口750m平硐口附近设置。6.3矿区总体布置1.矿区组成本矿主要由750m平硐、810m平硐、870m回风平硐，810m工业场地、办公区、废石堆场等主要部分组成，本次设计内容为采矿工业区和生活区。详见总体布置图。2.总体布155、置的原则（1）满足生产需要，努力为生产创造方便条件。（2）节约用地、减少投资。（3）尽量缩短运输距离，节省运营费用。（4）满足各种防护间距要求，确保安全。（5）努力保护自然生态环境。3.总体布置及竖向设计矿区平硐位置见采矿相关说明，工业区主要集中布置在810m平硐地面上，工业场地包括高位水池、消防泵站、变电所、风机房、材料库、机修室、车库、空压机房、热风炉房、水源泵站及水池。生活办公区包括办公楼。变电所、空压机房、材料库、机修室、车库布置在810m平硐口，风机房布置在870m回风平硐口。办公楼布置在827.5m，810m平硐西侧南向山坡上。热风炉房布置在750m平硐口。在750平硐口东侧山坡设156、临时矿石堆场，堆存待运出矿石。堆存量按3天计。矿区排水为自然排水方式，在地表岩石移动界线、工业场地、矿石堆场、废石场沿山坡上坡方向设截水沟，排出雨水，防止冲刷。矿区统一设废石排放场地，废石量为8104t/a，服务年限内废石总量为164.8104t，松散体重为1.75t/m3，按80%沉降率，废石总体积为75104m3，废石场布置在矿区810m平硐南侧直线距离约50m，建筑及设施均位于采场深部地下开采岩石移动范围之外。废石场总容积98104m3，自然坡度14度，堆积安歇角30度，可满足设计服务年限内的生产需要。废石采用汽车运输，汽车-推土机排放，推土机型号为T220型。为了方便废石场的复土造田，157、同时增加废石场的稳定性，废石排放前，将腐殖土清至废石场的一角单独存放，以便取土复田。随着废石场的向前推进，在废石场周围要及时修筑截、排水沟，防止外围雨水侵入。排放时用块石垫底，便于渗透下去的雨水及时排走。6.4矿区道路及运输6.4.1矿区运输1. 矿区运输量运输量包括：运入量： 燃煤1400t/a运出量： 40.05104t/a其中 矿石：40104t/a灰渣：420t/a2. 运输方式矿区内、外部运输均采用汽车运输。3. 运输、计量设备矿石、废石、燃煤运输倒运等利用外委车辆；矿区配备1.5吨客货两用汽车承担行政、生活、零星物品及内部货物周转运输。前装机、推土机承担废石场平整及修路的工作。矿山158、设150吨汽车衡，承担进出厂区物品的计量工作。矿山配备救护车承担伤员救护及运送工作。4. 运输、计量设备数量1.5吨客货两用汽车 1台矿山救护车 1台150吨电子汽车衡 1台ZL50前装机 1台T220推土机 1台矿山洒水车 1台6.4.2矿区道路根据矿山规模，道路采用当地粒料土加固路面，路基宽度为6.0m、路面宽度为4.0m、最小转弯半径20m、计算行车速度为10公里/小时，道路全长度0.3公里。6.4.3主要技术经济指标表表6-1 主要技术经济指标表序号指 标 名 称单 位数 量备注1挖方m350002填方m345003砂石路m218004总占地m2506004.1工业场地m274004.159、2道路m218004.3办公区m214004.4废石堆场m2384004.5矿石堆场m2160079xxxx国际工程技术集团有限公司 地址：xx市xx路xx7公共辅助设施7.1给排水设施7.1.1概述本设计为xxxx集团有限公司xx铁矿可行性研究报告给排水 设计。采矿场的生产新水及消防用水初期由矿区南揪子沟河供给，后期由井下涌水供给。生活用水取自矿区的山泉。7.1.2 设计依据（1）室外给水设计规范GB500132006；（2）室外排水设计规范GB50014-2006(2014年版)；（3）建筑设计防火规范GB50016-2006；（4）建筑给水排水设计规范GB500152010 ；（5）工业160、循环冷却水处理设计规范 GB50050-2007；（6）给水排水管道工程施工及验收规范 GB50268-2008；（7）泵站设计规范GB50265-2010。等国家规范及工艺专业委托的用水条件。7.1.3 设计范围及设计基本原则7.1.3.1 设计范围根据矿山建设、生产的需要，设计范围包括采矿生产给水系统、生活给排水系统、采矿区及井下消防系统。7.1.3.2 设计基本原则坚持节水、降低能耗，争取将水的循环利用率进一步提高的原则；坚持保护环境，生活污水经处理达标后才能排放的原则；选择工艺先进技术可行，经济合理的原则；节约投资，水质要满足生产用水标准。7.1.4 生产用水量根据采矿专业的设计委托条161、件，生产用水量为400m3/d，初期生产用水的水源南揪子河的流量为0.035-0.0428m3/s，后期井下正常涌水量为2459m3/s，综上所述，本设计的初期河流水量及后期井下涌水能够满足生产用水量。7.1.5矿区供水设施7.1.5.1生产水源采矿区的生产新水及消防用水初期由矿区南揪子河附近新建的水源泵站加压供给新建在地表824m标高处的生产消防合用高位水池，再由此高位水池供给。后期由井下涌水供给，经多级泵将水提升也送至此高位水池。此部分设计详见矿机专业部分。高位水池尺寸：长宽深16m8m2.5m，有效容积为320m3。7.1.5.2输配水设施及消防给水系统（1）输配水设施采矿区的生产新水由162、新建的生产消防合用高位水池经生产新水管道自流供水。（2）消防给水系统根据金属非金属矿山安全规程（GB16423-2006）规定，采矿井下消防供水水池容积不小于200m3，故采厂消防用水取200m3，储存在新建的生产消防合用高位水池中，水池有保证消防用水不被动用的措施，矿山井下主运输通道消防给水系统与生产给水管道系统合并设置，在管道适当位置设置消火栓，间距不超过50m，在矿井的出入口设置消防水泵接合器及消火栓。采矿场的火灾危险性为戊类，建筑物耐火等级为二级，据建筑设计防火规范（GB50016-2006）之规定，不设室内消防给水系统，室外消防采用低压给水系统，消防水量为15L/s，火灾持续时间为2163、h，一次火灾用水量为108m3，采场区室外消防用水与井下生产及消防用水共用一个高位水池，消防给水管网沿采场区环状敷设，在管网上的适当位置设置室外地下式消火栓，消火栓间距不大于120m，保护半径不大于150m。7.1.5.3生活供水设施生活用水量为20m3/d，生活用水取自矿区的山泉。7.1.6 矿区排水设施采场区的生活污水可以先经过化粪池沉淀后，再采用小型地埋式一体化污水处理设备进行处理，处理达到国家排放标准后排放。7.1.7管网敷设 本设计矿区主要设有生产消防管网，排水管网，生活管网等，均为枝状管网。 管道敷设：均为直埋敷设；管材选用：生产、消防管采用钢管；生活管采用给水铸铁管。7.2电力及164、电信7.2.1设计依据、范围1. 设计依据根据工艺及有关专业提供的设计委托书。2. 设计范围xx省xx集团有限公司xx矿的电气设计。包括地表公辅设施及井下采场。7.2.2供电负荷1. 供电负荷的电压等级高压供电负荷的电压等级为10KV/AC；低压供电负荷的电压等级为660、380/220V/AC；行灯、移动式电灯或触电危险场所照明的电压不高于36V/AC。2. 计算负荷总装机容量6952kW，工作容量5692KW，计算负荷Sj=4380kVA，Pjs=4121kW，Qjs=1485kVAR，其中一级负荷包括轴流风机及排水泵等容量共为4086kW。负荷计算详见负荷计算表。年耗电量为780104k165、W.h。 表7-1 负荷计算表序 号 名 称装 机容 量(kW)工 作容 量(kW ) 计 算 负 荷 备 注（变压器容量）Pjs(kw) js(kVAR)Sjs(kVA)地表配变电所一地表设备AC380V1空压机1324132X33172382热风炉150150120903水源泵站给水泵2222217134高位水池消防泵1121197一类负荷5初期轴流风机20032002320240一类负荷3照明及其他50504030小计13941029823618乘以同时系数741587无功补偿-400合计13941029741187764COS=0.971000KVA变损978总计（折10KV）1394166、1029750265二地表设备10KV1后期轴流风机45024502720540900一类负荷井下负荷AC380V三生产中段一1局扇5.595.5620182局扇11511320183电耙30330221214电耙5525522225凿岩台车6326325306照明及杂动力50504030小计480.5294148139乘以同时系数133132无功补偿-90合计480.529413342140COS=0.95200KVA变损25总计（折10KV）480.529413547四生产中段二1局扇5.595.5620182局扇11511320183电耙30330221214电耙555522225凿岩台167、车636325306照明及杂动力50504030小计367.5294148139乘以同时系数133132无功补偿-90合计367.529413342140COS=0.95200KVA变损25总计（折10KV）367.529413547井下负荷AC10KV五580中段排水1排水泵2806280510507881313一类负荷六350中段排水1排水泵3556355513319981664一类负荷合计69525692412126854919COS=0.83无功补偿-1200总计69525692412114854380COS=0.947.2.3供电电源矿区一路10KV主电源进线引自xx镇新兴区域变电所168、10KV架空线路。线路为钢芯铝绞线，线径120，变电所距矿区12公里。经过计算压降为3.57，满足为本工程供电要求。经杆上断路器后送入配变电所。保安电源采用4台1000KW柴油发电机组，经升压变压器升压后，提供10KV保安电源。7.2.4供电方案（1）地表配变电所在空压机室附近设配变电所一座。10KV主接线形式为单母线单段式。所内设中置式真空开关柜，以放射式的方式分别为变压器及高压电机供电。保安电源采用4台1000KW柴油发电机组，经升压变压器升压后，并入10KV系统，提供10KV保安电源。在10KV侧设无功补偿。补偿后功率因数均为0.94以上。配变电所内设S10-1000KVA 10KV/0169、.4KV动力变压器一台，为地表低压负荷供电，低压系统主接线形式为单母线分段式。在0.4KV侧设无功补偿。补偿后功率因数均为0.97以上。初期轴流风机的380V保安电源引自柴油发电机组低压侧。（2）870平硐口后期轴流风机配电室设中置式高压开关柜为高压电机供电，两路10KV电源引自地表10KV配变电所，10KV系统主接线形式为单母线单段式，以放射式为轴流风机高压负荷供电。高压电机采用固态软起动方式供电。所需低压电源引自地表配变电所。（3）580排水中段配电硐室设中置式高压开关柜为高压电机供电，两路10KV电源引自地表10KV配变电所，10KV系统主接线形式为单母线单段式，以放射式为排水泵等高压负170、荷供电。高压电机采用固态软起动方式供电。所需低压电源引自本中段配电硐室所用变柜。（4）350排水中段配电硐室设中置式高压开关柜为高压电机供电，两路10KV电源引自580排水中段配电硐室，10KV系统主接线形式为单母线单段式，以放射式为排水泵等高压负荷供电。高压电机采用固态软起动方式供电。所需低压电源引自本中段配电硐室所用变柜。（5）生产中段一配电硐室设KS11-200KVA 10KV/0.66KV动力变压器1台，一路10KV电源引自地表10KV配变电所，以放射式为局扇等低压负荷供电，低压系统主接线形式为单母线单段式。在0.4KV侧设无功补偿。补偿后功率因数均为0.95以上。本中段采掘完毕后，将171、所有电气设备下移至下一个生产中段。（6）生产中段二配电硐室设KS11-200KVA 10KV/0.66KV动力变压器1台，一路10KV电源引自地表10KV配变电所，以放射式为局扇等低压负荷供电，低压系统主接线形式为单母线单段式。在0.4KV侧设无功补偿。补偿后功率因数均为0.95以上。本中段采掘完毕后，将所有电气设备下移至下一个生产中段。7.2.5供配电系统的控制、保护（1）10kV高压系统继电保护受电，馈出回路：采用过电流保护，电流速断保护及单相接地保护。变压器：采用电流速断、过电流、瓦斯保护，温度信号报警、单相接地保护。电机回路：采用失压，过负荷，过电流保护及电流速断保护（2）380/22172、0V低压系统受电：采用电流速断、过电流短延时、过电流长延时三段保护。馈电：采用电流速断、过电流保护。井下主要馈出回路带漏电保护装置。（3）测控系统及合闸电源10kV系统采用微机综合自动化测控系统对10kV开关站进行保护和测控，10kV开关站选用铅酸免维护电池直流220V/120Ah电源柜供电7.2.6传动设备供电方式主通风机电机电压为交流380V，可实现电机的正反转运行，能满足事故时的反风要求。并设置电流、电压及监测仪表。地表负荷55KW以上电机采用低压软起动装置。高压电机采用固态软起动柜启动。7.2.7电气照明 空压站，轴流风机机房采用防水防尘灯，照明电压等级AC 220V。 配电室里采用双173、管荧光灯。井下阶段平巷照明电压等级AC 220V，井下工作面、天井梯子间、手提行灯照明电压等级AC 36V。7.2.8防雷接地高压侧架空线与电缆连接处设避雷器做防雷保护。在下井电缆（包括通讯电缆）井下一次配电装置处设避雷器保护。地表配变电所、空压机房屋面采用避雷带防直击雷，接地电阻小于10欧姆。井下采场设主接地极2组，设在两个不同井下水仓中，局部接地极设于积水坑、排水沟或其它适当地点。当任一组主接地极断开后，在接地线上任一点测对地电阻值不大于2欧姆，移动式设备与架空接地线之间的接地电阻值不大于1欧姆。地表变压器中性点接地。井下变压器及柴油发电机组中性点不接地。7.2.9防雷接地1. 电缆选择（174、1）固定敷设的低压电缆采用阻燃交联聚乙烯绝缘铠装电缆；（2）非固定敷设的高低压电缆采用矿用橡套软电缆；（3）移动式和手持式电气设备采用专用橡套电缆；（4）照明和信号电缆亦采用阻燃电缆。2. 电缆敷设（1）水平或倾斜巷道内电缆悬挂高度和位置，使电缆在矿车、机车掉道时或其他运输车辆运行时不致受到撞击，在电缆坠落时不致落在运输机上或车辆正常运行的通道上。（2）电缆与水管、风管平行敷设时，电缆在管道上方，且净距不小于0.3m。（3）高、低压电力电缆敷设在巷道同一侧时，高压电缆敷设在上方；高、低压电缆相互之间的净距大于0.1m；高压电缆之间、低压电缆之间的净距，不小于0.05m。（4）水平或倾斜巷道内的175、电缆悬挂点的间距，不大于3m。 88xxxx国际工程技术集团有限公司 地址：xx市xx路xx7.3建筑、结构工程7.3.1概述xxxx集团有限公司xx铁矿工程主要为采矿工程。采矿工程由风机房、空压机房、变电所、水源泵站、消防泵站、高位水池、热风炉房、办公楼、车库、材料库及机修室组成。以上所有建、构筑物按轴线尺寸计算建筑面积。7.3.2设计依据工艺及有关专业设计委托书主要设计依据：抗震设防烈度为小于6度（0.05g）。基本风压0.30KN/m2 （n=50），基本雪压0.70KN/ m2 （n=50）建设场地可研阶段未进行地址勘察，所建建筑物暂假定采用天然地基。其中变电所中的变压器室、柴油发电机176、室耐火等级为一级，其它建筑物耐火等级均为二级，空压机房生产类别为丁类，建筑物总建筑面积为2215.6m2。设计主要依据的规范、标准见下表。表7-2 主要规范、标准表名 称编 号建筑设计防火规范GB500162006办公建筑设计规范JGJ672006民用建筑设计通则GB503522005砌体结构设计规范GB500032011混凝土结构设计规范GB500102010建筑工程抗震设防分类标准GB502232008建筑抗震设计规范GB500112010钢结构设计规范GB500172003钢结构工程施工质量验收规范GB502052001建筑钢结构焊接技术规程JGJ812002建筑结构荷载规范GB5000177、92011建筑地基基础设计规范GB500072011动力机器基础设计规范GB50040-96钢筋混凝土筒仓设计规范GB50077-2003地下工程防水技术规范GB50108-20017.3.3设计要求（1）工程设计力求功能分区明确、流线合理、方便使用和管理；（2）尽力体现简洁、大方、新颖、生动的企业形象；（3）遵循甲方的要求和定位；（4）在满足生产工艺要求的前提下尽量采用标准构件及统一模数化、新技术、新材料、新结构，做到安全、适用、经济、美观。7.3.4建筑、结构方案（1）建筑特征屋面钢筋混凝土框架结构和砌体结构建筑采用SBS改性沥青防水卷材屋面加聚苯乙烯板保温。钢结构采用彩色压型钢板保温屋面178、。地面办公楼采用贴地面砖地面；变电所采用水泥地面；其余建筑物均采用混凝土地面。墙体钢筋混凝土框架结构采用烧结空心砖填充墙；砌体结构采用烧结多孔砖承重墙。钢结构采用薄壁型钢墙檩挂彩色压型钢板。墙面装修砖墙外墙面采用水泥砂浆抹面刷涂料；内墙面抹灰喷白或刷涂料。门窗窗采用塑钢推拉窗及塑钢平开窗，门采用木门，塑钢门，防火门，空压机房大门采用轻质推拉钢大门。 （2）结构方案见主要建筑物构筑物一览表表7-2xx铁矿主要建构筑物一览表序号项目名称长宽高（m）层数建筑面积m2承重结构基础形式备注采矿工程1风机房1265.7172钢筋混凝土框架结构钢筋混凝土独立基础2空压机房165.55.1188钢筋混凝土框架179、结构钢筋混凝土独立基础3变电所5195.41459钢筋混凝土框架结构钢筋混凝土独立基础局部层高为6.6m4水源泵站96（-2.5+4.5）154上部砌体结构，下部为钢筋混凝土结构钢筋混凝土基础地上净高4m，地下高2.5m水池93427钢筋混凝土结构5消防泵站96（-2.5+4）154上部砌体结构下部为钢筋混凝土结构钢筋混凝土独立基础地上净高4m，地下高2.5m。6高位水池1682.5（长宽深），容积320m3钢筋混凝土结构7热风炉房30156.61450钢筋混凝土框架结构钢筋混凝土独立基础8办公楼5167.22612钢筋混凝土框架结构钢筋混凝土独立基础层高均为3.6m9机修室1210.85.4180、1129.6门式钢架钢筋混凝土独立基础10材料库964.2154砌体结构毛石基础11车 库18123.31216钢筋混凝土独立基础钢筋混凝土独立基础7.4暖通7.4.1设计依据（1）民用建筑供暖通风与空气调节设计规范 GB50736-2012（2）建筑设计防火规范 GB50016-2006（3）锅炉大气污染物排放标准 GB13271-2014（4）工业企业设计卫生标准 GBZ1-2010（5）工业企业厂界噪声标准 GB12348-2008（6）公共建筑节能设计标准 DB22/436-2007（7）气象资料地理纬度：北纬41度48分大气压力：冬季 Pd=969.1hPa夏季 Px=983.9hP181、a室外计算干球温度 夏季空调 twn=30.8 冬季供暖 twn=-21.5（采暖） twn= -24.4（空调） 冬季通风 twf=-15.6 夏季通风 twf=27.3冬季最多风向及其频率：C 61% ， NNE 11% 冬季最多风向的平均风速：1.6m/s 冬季室外平均风速：0.8m/s最大冻土深度：191cm7.2.2设计范围及设计内容1. 设计内容本工程暖通专业设计范围包括：平硐入风口防冻及井口附属建筑物采暖。2. 井口防冻与附属建筑物采暖（1）平硐入风口防冻采矿初期810m平硐口进风，入风量为113.1m3/s。750平硐及深部开采时由750平硐口进风，入风量为113.1m3/s。182、冬季为防止井口结冻，需要对平硐口送热风，送风温度2。采用冷风与热风在平硐口混合方式，使混合后的空气温度达到2以上后再进入平硐。在矿井通风机的作用下，平硐口为负压区域，冷热风混合后进入平硐内。空气加热量的计算： KW 式中 V井筒进风量（m3/s）； 冷、热风混合后空气密度（Kg/m3）；取：1.284Kg/m3。 热量损失系数，井口房不密闭时1.051.10，密闭时1.101.15；取：1.05。 th冷、热风混合后空气温度（）；取2。 tl室外冷风计算温度，（）；取-20。 CP空气定压比热，Cp 1.01 KJ/（KgK）。经计算平硐口空气加热量： 3370KW。热媒由810m工业场地热风183、炉房提供的热风供给，热风温度为60。（2）附属建筑物采暖。750m工业场地附属建筑采暖热媒由热风炉所带的换热器提供的热水，温度75，由循环泵送至各个采暖房间。散热器选用钢制散热器，供回水温度为75-50。总采暖面积为1825m2，总采暖热负荷为：97KW。表7-3 建筑物采暖一览表建筑物采暖一览表建筑总面积m2热指标W/m2热负荷KW空压机房88404变电所4595023派班室1626010热风炉房4504018办公区6126037消防泵站545037.5热力7.5.1设计依据（1）建筑设计防火规范 GB50016-2006（2）锅炉房设计规范 GB50041-2008（3）城镇供热系统节能技184、术规范 CJJ/T185-2012（4）小型锅炉和常压热水锅炉技术条件 JB/T7985-2002（5）锅炉大气污染物排放标准 GB13271-20147.5.2设计范围及设计内容热力专业设计内容包括：热源供应及热力管网。7.5.3热源供应及热力管网本工程在750m工业场地设置水风两用炉。主要设备选用见下表：表7-4 主要设备选用表项目考虑10%安全系数后热负荷KW水风两用炉型号额定供热量MW台数备注810m工业场地3814LRL10.04.21建筑物供热系统为常压热水供热系统，循环水泵安装在换热器热水出水侧，系统中应有可靠的定压措施和保护循环水膨胀的装置，应有防止循环泵停运造成水击事故的装置185、。热风炉房均采用单层布置方式，由热风炉间、除尘风机间、操作室等组成。热风出口温度为60-100。热风炉房设置上口径为0.80m、40m钢烟囱一座。热风炉房燃煤小时最大消耗量：800Kg/h，年最大耗煤量约为1400t。室外热风管道采用钢板卷焊钢管，架空敷设，尽量采用自然补偿。保温层为超细玻璃棉管壳，保护层为镀锌铁皮。137xxxx国际工程技术集团有限公司 地址：xx市xx路xx8消防根据有关法规，本设计要求对地面工业设施、井下工业设施及有关建筑物建立防火制度，编制消防计划并报当地主管部门批准。本初设采取了全面的消防措施。8.1设计依据建筑设计防火规范GB50016-2006；中华人民共和国消防186、法（2008年10月28日十一届全国人大常务委员会第五次会议修订，2009年年5月1日起施行）；火灾自动报警系统设计规范GB50116-2013；建筑灭火器配置设计规范GB50140-2005；爆炸和火灾危险环境电力装置设计规范GB50058-2014；消防安全标志GB13495-92；消防安全标志设置要求GB15630-95；建筑物防雷设计规范GB50057-2010。8.2本次设计采取的主要技术措施8.2.1 建筑防火措施维护结构为240mm厚的砖墙，所有钢结构刷防火涂料，以满足防火要求。（2）其它建筑物基础为毛石基础，结构为砖混结构，耐火等级为二级。（3）配电所总降压变电所及各车间操作室187、配电室等配置一定数量的干粉灭火器。8.2.2 防火间距及通道在矿区外形成消防通道，并且各建筑物布置上保证防火间距。8.2.3 消防给水采场区室外消防用水量为15升/秒，一次火灾延续时间为2小时，消防用水来自新建320m3生产消防合用水池，通过设在新建在高位水池旁边的消防泵站内的消防泵加压供厂区室外消防用水。根据钢铁冶金企业设计防火规范，矿山井下主运输通道消防给水系统与生产给水管道系统合并设置，在管道适当位置设置消火栓，间距不超过50米，在矿井的出入口设置消防水泵接合器及室外消火栓。8.2.4 电气设施防雷与接地矿山井下及工业场地等变压器、高低压配电室、计算机房、控制室及液压站、润滑站、电器室188、等，设置火灾自动报警系统和干粉灭火装置；井下输电线路通过木支护或易燃材料的部位，采取有效防止漏电或短路措施；严禁将易燃易爆器材存放在电缆接头或接地极附近，以免电火花引起火灾；对电缆采用分层敷设，以防互相干扰。使用阻燃电缆，在电缆进、出口处用防火结构设施，以防火灾时事故蔓延。矿山工业厂区厂房防雷接地保护分别设置避雷针，避雷带和接地网。8.2.5火灾自支报警系统为防止火灾事故发生，设置火灾自动报警系统，根据警戒范围内报警区的多少决定采用区域报警控制系统，根据防火分区设置手动火灾报警按钮。8.2.6井下消防（1）井下消防给水井下消防，消防管道与采矿生产用水管道合用，消防供水由高位水池靠自然压力供给。189、根据冶金矿山采矿设计规范规定，井下消防用水量按2（510）L/s计算，设计取需水量为36m3/h，供水管直径：D=式中：n水泵工作台数，Q水泵流量，m3/hv水流自然流速，取2.2m/s选用764mm无缝钢管。各中段选用503mm无缝钢管供水，根据矿井实际需要每隔50100m设支管及阀门。（2）斜坡道及井下硐室消防井下需在斜坡道入口处、斜坡道与分段运输巷道连接处、井下变配电硐室、井下水泵房电气硐室及井下其他主要硐室均须配置5kg MFZ/ABC5手提式干粉灭火器2个及砂箱（0.2m3以上防火砂）、铁锹等消防工具。入风井巷不使用可燃建筑材料；主要井巷不使用木支护；用过的油棉纱、废旧材料要及时运出190、坑内。8.3消防机构矿山采区统一设专门消防机构，统一考虑整个矿山的消防，并且新建各部门设兼职消防责任员。8.4其它各部门设有电话联系以供火警时通讯使用。xxxx集团有限公司xx市xx铁矿 可行性研究报告9安全避险六大系统9.1设计依据（1）国家安全监管总局关于切实加强金属非金属地下矿山安全避险“六大系统”建设的通知（安监总管2011108号）；（2）金属非金属地下矿山监测监控系统建设规范（AQ2031-2011）；（3）金属非金属地下矿山人员定位系统建设规范（AQ2032-2011）；（4）金属非金属地下矿山紧急避险系统建设规范（AQ2033-2011）；（5）金属非金属地下矿山压风自救系统建191、设规范（AQ2034-2011）；（6）金属非金属地下矿山供水施救系统建设规范（AQ2035-2011）；（8）金属非金属地下矿山通信联络系统建设规范（AQ2036-2011）。（1）中华人民共和国消防法；（2）建筑设计防火规范GBJ50016-2006（2006修订版）；（3）建筑物灭火器具设计规范GBJ140-90（97修订）。9.2紧急避险系统1. 自救器矿山入井人员配备额定防护时间为45min的ZYX-45型隔离式自救器。并按入井总人数的10%配备备用自救器。入井总人数229人，需配备自救器284，其中备用23个，避灾硐室内配备32台。所有入井人员必须随身携带自救器。2. 安全出口本矿192、区主运输平硐和斜坡道为第一安全出口，倒段回风上山及870m回风平硐为第二安全出口，两安全出口均位于地表岩石移动界线20m外，安全出口最小间距78m，大于30m。采场上部设回风巷，与下部中段通过人行通风天进连通，各个矿块均设置两个安全出口，与直接通往地表的安全出口连通。3. 避灾硐室xx铁矿中段安全出口之间的最大距离1140m，小于2000m。最低生产中段在地表最低安全出口以下垂直距离400m，大于300m，矿山在450m及以下各中段运输巷道与斜坡道连接处附近设置避这硐室。基建范围为750m中段以上，不需设避灾硐室。紧急避险硐室设置按容纳最大中段作业人数32人（根据中段最大作业人数确定）考虑。设193、置处围岩稳固，便于作业人员相对集中避险。根据岩层稳固情况采用锚喷或采用200300mm厚混凝土进行支护，硐室断面弧形拱，硐室顶板采取防水措施，不得有滴水现象，地面应高于主运输巷道底板0.5m，水泥铺底厚100mm，考虑1%的排水坡度。设计避灾硐室尺寸19m3m2.7m，为拱形硐室，可满足同时容纳最大中段作业人数32人以及配备的各种装备的使用空间。避灾硐室入口设置两道向外开启的隔离门。第一道为防水密闭门，静压为0.5MPa，防水头高度50m，门上设有观察窗；第二道为密闭门，静压等级0.3MPa，设有观察窗。两道隔离门尺寸皆为1.6m0.8m，密封可靠，开启灵活。避灾硐室内配备：ZYX-45型隔离194、式自救器32个；CO、CO2、O2、温度、湿度和大气压的检测报警装置； 额定使用时间96h的备用电源；满足32人生存96h所需要的食品（压缩饼干）和饮用水；逃生用矿灯32个；矿用电话1部；人员定位分站1处；视频监探摄像头1个；空气净化器及压风自救系统供气接头；过滤器及供水施救系统供水接头；集便器急救箱、工具箱、担架。在通往避险硐室巷道的入口处设置“避灾硐室”反光显示标志，在避灾硐室处设置清晰醒目的标识牌，注明避灾硐室的位置、规格等参数。井下压风自救系统、供水施救系统、通信联络系统、供电系统的管道、线缆以及监测监控系统的视频监控设备均接入避灾硐室内，避灾硐室预留管线接入口。在通往避险硐室巷道的入195、口处设置“紧急避险硐室”反光显示标志，在避险硐室处设置清晰醒目的标识牌，注明避灾硐室的位置、规格等参数。井下压风自救系统、供水施救系统、通信联络系统、供电系统的管道、线缆以及监测监控系统的视频监控设备均接入避灾硐室内，避灾硐室预留有以上各种管线接入口。9.3压风自救系统根据金属非金属地下矿山压风自救系统建设规范(AQ2034-2011)要求，井下应建立完善的压风自救系统。空压机站设在810m平硐口地表工业场地。井下最大作业人数85人，压风自救所需风量850.31.2=30.6m3/min（1.2为损耗系数），空压机站内设有EX-132A压风机4台。3台工作供风能力70.5 m3/min，供风能196、力可以满足井下压风自救所需风量的要求。生产供风管路兼作井下压风自救供风管路。压风自救系统主要设施设置及要求：压风管路通到井下各作业地点及避灾硐室，并设置供气阀门。各主要生产中段和分段进风巷道的压风管道上每隔200300m应安设一组三通及阀门。独头掘进巷道距掘进工作面不大于100m处的压风管道上应安设一组三通及阀门，向外每隔200300m应安设一组三通及阀门。爆破时撤离人员集中地点的压风管道上应安设一组三通及阀门。压风自救装置、三通及阀门安装地点应宽敞、稳固，安装位置应便于避灾人员使用；阀门应开关灵活。 主压风管道中应安装油水分离器。9.4供水施救系统在xx铁矿870m回风平硐内设置一座饮用水水197、箱，容积10m3，水源来自矿山生活饮用水系统。供水施救管路与井下生产供水管路连通共用，在连通管路上设闸阀，正常生产时关闭闸阀，当井下发生灾变时开启闸阀通过井下供水管路为井下避灾人员输送饮用水。供水施救设施按以下要求设置：1. 主要生产中段和分段进风巷道的供水管路上每隔100m设一组三通及阀门；2. 独头掘进巷道距掘进工作面不大于100m处的供水管道上安一组三通及阀门，向外每隔100m安设一组三通及阀门；3. 爆破时撤离人员集中地点的供水管道上安设一组三通及阀门；4. 供水管路通到井下各作业地点及避灾硐室，并设置供水阀门。安设三通及阀门的地点应宽敞稳固，便于避灾人员使用。9.5监测监控系统（1）198、有毒有害气体检测系统结合矿山的时际情况，设计采用便携式气体检测报警仪测量一氧化碳、氧气、二氧化氮浓度，矿山配备Pac德尔格便携式气体检测报警仪17台（其中回采作业面7台，掘进作业面6台，安全检查作业人员3台，备用一台），便携式气体检测报警仪具有报警参数设置和声光报警功能。一氧化碳报警浓度设定为24ppm，二氧化氮报警浓度设定为2.5ppm。人员进入采掘工作面时，携带便携式气体检测报警仪从进风侧进入，一旦报警应立即撤离。（2）通风系统及水泵检测风速检测设计对井下总回风巷、各个生产中段进行风速在线监测，正常生产期间，分别在870m回风平硐和生产中段各置1个风速传感器，实现风速在线监测。风速传感器安199、装位置选择在断面规整、支护良好，前后10m没有障碍物和拐弯的地点。通风机监测设计对主扇风压和开停进行在线监测，在主扇前风硐内和扩散器出口各设1个风压传感器。安装1个开停传感器对主扇进行开停监测。安装于井下的局部通风机每台设1个开停传感器进行开停监测。（3）视频监控安装视频监控的位置主要包括：870m回风平硐口风硐房内、810m平硐口、750m平硐口、斜坡道入口、井下一段及二段水泵硐室、地表空压机站等。矿区调度室设视频监控显示终端，用于显示井口、井底车场等场所的监控图像。（4）地压监测该项目为新建矿山，缓倾斜矿体，矿体空间相互叠加，且个别矿体厚度较大，房柱法采矿，矿房间柱间隔回收，矿房内点柱不回200、收用以支撑采空区。矿山井下不形成较大空区，不可能产生严重地压活动。矿山不设置地压监测和地表变形监测系统。（5）监测监控系统数据传输与主要显示设备配置井下监测监控系统终端设备监测数据利用主干传输网络传输到显示终端服务器，各监测点传感器与KJJ24接入器之间采用阻燃信号电缆连接。风速、风压和井下视频监控服务器和显示终端均设置在矿区调度室内，每个监测系统设置2台服务器，双机备份。调度室设UPS备用电源，备用电源连续供电时间2h。监测监控系统具有以下管理功能：1）实时显示各个监测点的监测数据，并可以图表等形式显示历史监测数据；2）设置预警参数，并能实现声光预警；3）视频监控按摄像机编号、时间、事件等信201、息对监控图像进行备份、查询和回放。表9-1 监测监控系统终端设备布置表序号位置设备名称数量备注1地表调度室监控摄像头1UPS备用电源1KJJ12型接入器1监测系统服务器2视频监控显示终端服务器2电子显示屏22870m回风平硐口监控摄像头1基建期安装3810m平硐口监控摄像头1基建期安装4750m平硐口监控摄像头1基建期安装5斜坡道入口监控摄像头1基建期安装6斜坡道与中段巷道连接处监控摄像头17基建期5个7风机房监控摄像头1风速传感器1风压传感器2主扇前后开停传感器18870m回风平硐风速传感器19中段石门风速传感器15基建期5个10水泵硐室监控摄像头2基建期1个开停传感器2基建期1个11局部通202、风机安装处开停传感器612分段巷道风速传感器2生产及基建分段9.6通讯联络系统（1）主干传输线路设计矿山通信联络系统采用新型的工业以太环网结构作为井下主干传输线路平台，主要负责井下通讯联络、监测监控及人员定位各系统数据传输，传输方式采用光传输。矿区调度室及井下各中段分别设置1台KJJ24型接入器与主干光纤共同组成主干传输网络。根据矿山开拓系统，结合通讯联络系统建设规范要求，主干传输线路共设置2条光缆， 1条光缆通过回风平硐和倒段回风上山进入井下，另1条光缆通过主运输平硐和斜坡道进入井下。2条光缆从各中段两端分别连接中段KJJ24接入器，1用1备，其中任何一条光缆发生故障时，另外一条光缆的容量能203、担负井下各通信终端的通信能力。井下通讯联络系统、监测监控系统和人员定位系统的信号及数据均通过KJJ24接入器上传到地表调度室服务器。（2）通讯联络系统设计方案通讯联络传输线路井下通讯联络系统利用主干传输网络传输，各中段电话与KJJ12接入器之间采用阻燃信号电缆连接。通讯联络系统功能终端设备与控制中心之间的双向语音且无阻塞通信功能。终端设备之间通信联络的功能。由控制中心发起的组呼、全呼、选呼、强拆、强插、紧呼及监听功能。由终端设备向控制中心发起的紧急呼叫功能。能够显示发起通信的终端设备的位置。能够储存备份通信历史记录并可进行查询。自动或手动启动的录音功能。主要设备通讯联络系统主要有综合业务语言交204、换设备、触摸屏及终端矿用电话机组成。a、综合业务语音交换设备，该设备满足IP语音网基础应用，内置业务服务器。b、触摸屏调度台，设计采用基于全IP指挥调度系统中的指挥台产品。它集数字交换技术、网络技术、数据库技术、CTI技术于一体，既保证了技术的先进性，又保留了使用的简易性和系统的经济性。c、矿用本质安全型自动电话机。安装通信联络终端设备的地点安装通信联络终端设备的地点应包括：地表风机房、地表调度室、主运输平硐口、斜坡道与中段运输巷道连接处、井下水泵硐室、地表空压机站、爆破时撤离人员集中地点。表9-2 通讯联络系统终端设备布置表序号位置设备名称数量备注1地表调度室综合业务语音交换设备1触摸屏调度205、台1本质安全自动电话机22空压机房普通电话机13斜坡道与中段巷道连接处本质安全自动电话机15基建期5个4水泵硐室本质安全自动电话机2基建期1个5风机房本质安全自动电话机16运输巷与回风上山联络处本质安全自动电话机21基建期4个7采场本质安全自动电话机88装卸矿点本质安全自动电话机89.7井下人员定位系统（1）井下人员定位系统设计方案本次设计人员定位系统采用Zigbee技术，实现井下精确定位。回风平硐口、主运输平硐口、斜坡道与中段运输巷道连接处、中段支输巷道与端部倒段回风上山连接处、井下水泵硐室、爆破时撤离人员集中等地点设置人员定位分站，对井下人员的出/入井时刻和数量进行监测。（2）井下人员定位206、系统功能人员定位系统具有以下管理功能：携卡人员个人基本信息，主要包括卡号、姓名、身份证号、出生年月、职务或工种、所在部门或区队班组；携卡人员出入井总数、个人下井工作时间及出入井时刻信息；重点区域携卡人员基本信息及分布；携卡工作异常人员基本信息及分布，并报警；携卡人员下井活动路线信息；携卡人员统计信息，主要包括工作地点、月下井次数、时间等；按部门、区域、时间、分站（读卡器）、人员等分类信息查询功能；各种信息存储、显示、统计、声光报警、打印等功能。（3）人员定位系统传输线路与主要设备配置井下人员定位系统利用主干传输网络传输到显示终端服务器，各分站（或识别器）与KJJ24接入器之间采用阻燃信号电缆连207、接。人员定位系统服务器和显示终端设置在矿山生产调度室内，服务器设置2台服务器，双机备份。调度室设UPS备用电源，备用电源连续供电时间2h。表9-3 井下人员定位系统终端设备布置表序号位置设备名称数量备注1地表调度室人员定位系统服务器2人员定位显示终端1UPS备用电源12870m回风平硐口人员定位分站1基建期安装3810m平硐口人员定位分站1基建期安装4750m平硐口人员定位分站1基建期安装5斜坡道入口人员定位分站16斜坡道与中段巷道连接处人员定位分站157850m平硐至风机硐联络道人员定位分站18运输巷与端部回风上山联接处人员定位分站21基建期4个10节能评估10.1能耗指标及分析10.1.1208、概述xxxx集团有限公司xx铁矿为新建单一采矿项目。xx铁矿年产铁矿石量40104t，出矿品位26.63%，服务年限20.1年。矿山采用平硐+斜坡道联合开拓，单翼对角式通风系统，选用房柱法采矿。矿山年耗电量为780104Kwh，柴油消耗量为400t/a，燃煤耗量：1400t/a。其中柴油和电力作为采矿生产的最主要能源，柴油主要作为场内装载机和运矿汽车消耗，燃煤只作为冬季取暖使用。根据安委办201017号文（国务院安委会办公室关于贯彻落实精神进一步加强非煤矿山安全生产工作的实施意见）第23条的规定，新建铁矿开采项目需满足生产规模不小于5104t/a，服务年限不低于3年。本项目符合行业准入条件。1209、0.1.2设计依据（1）中华人民共和国节约能源法。（2）中华人民共和国清洁生产法。（3）中华人民共和国可再生能源法。（4）中国节能技术政策大纲。（5）钢铁企业设计节能技术规定（GB 50632-2010）（6）综合能耗计算通则（GB/T25892008） （7）用能设备能量平衡通则（GB/T25872009） （8）企业能量平衡能则（GB/T34842009）10.1.3工序能耗计算及比较表10-1 官地铁矿号矿组地下开采年能源消耗量汇总表序号项目折标系数（kgce/单位能源）能源消耗折标准煤(kg)单位消耗年消耗一投入1电力0.122919.5Kwh/t矿780104KWh/a9586202210、柴油1.45711.5kg/矿400000kg/a582840合计1541460二年产矿石量40104t三单位产品能耗3.8kgce/t矿根据钢铁企业节能设计规范地下铁矿吨矿综合能耗设计指标P2，应不大于下式计算结果：P2=P0（1+K1+K2） 式中：P0可比能耗，MJ/t；K1开采深度系数；K2采矿方法系数；xx铁矿为小型黑色金属地下矿山，均采用空场法采矿，其采矿方法系数取0。该矿山可比能耗如下表所示。表10-2 地下矿山吨矿可比能耗 折算系数地下矿类型一级二级三级MJ/tkgce/tMJ/tkgce/tMJ/tkgce/t电按等价值大、中型地下矿941053.23.61761886.06211、.42462588.48.8小型地下矿1051173.64.02232357.68.035036512.012.5电按当量值大、中型地下矿29321.01.154591.82.075802.62.8小型地下矿35311.21.468722.32.51051123.63.8经以上比较计算官地铁矿号矿组地下开采单位产品综合能耗为3.8kgce/t矿，处于国内一般水平。综上所述，官地铁矿号矿组地下开采综合能耗指标均能够满足钢铁企业节能设计规范针对能耗的要求。10.1.4能耗分析矿区处于北方寒冷地区B区，受地域不可抗拒因素冬季采暖为矿山增加了额外的能耗，若在南方温暖地区则可以节省这部分能耗。同一项采矿212、工序的节能水平应排除地域因素的影响，才能比较客观的反应其节能水平。故本矿山冬季取暖用的燃煤消耗不计入生产总能耗。总体上，该项目年消耗能源较少，不会对当地的能源供求情况产生影响。其单位产品能耗虽达到了国家节能规范要求的指标，可以维持较低的运营成本和较好的经济效益。但其吨矿选矿综合能耗相对较高，具有一定的节能潜力。10.2节能措施综述1. 利用地形采取平硐开拓，自流排水设计浅部矿体尽可能采用平硐开拓方式，坑内用水自流排水，减小了提升和排水工作量，从而降低矿山的单位产品能耗。2. 矿山供配电设计节能措施（1）拟采用低耗电力变压器；（2）合理调整变电所、井下变配电硐室与用电设备的位置关系，可节省线损，213、达到节能效果。（3）架空线路导线截面，按经济电流密度确定，以减少线路电耗。（4）一般照明均选用配有电子镇流器的节能型日光灯，高大厂房内选用发光效率高的电光源，可减少照明耗电。3. 建立能源管理机构，加强能源管理矿山拟建立能源管理机构，负责全矿的能源管理。能源管理机构主要职责是贯彻执行国家对能源方面的政令、法令；制定全矿能源管理制度和能源消耗定额，推广节能经验和先进技术。10.3单项节能工程本项目没有单项节能工程10.4建筑节能根据建筑节能设计的要求，建筑总平面的布置和设计，尽量利用冬季日照并避开冬季主导风最佳向，利用夏季自然通风，建筑的主朝向选择本地区最佳朝向或接近朝向。该项目位于xx省延吉市214、境内，该地区建筑气候分区属于严寒地区B区，建筑体型系数应小于或等于0.40，设计时应严格执行严寒地区围护结构传热系数限值。采取系列构造措施，使建筑围护结构满足保温节能的要求：（1）砌体墙体：采用“370”墙，墙体除满足构造要求外，外侧采用聚苯颗粒保温浆料，厚度根据计算确定。（2）混凝土屋顶：除满足受力及防水要求外，采用聚苯乙烯泡乙烯泡沫板（EPS）进行保温节能，厚度根据计算确定。（3）窗户：外墙围护结构的窗户采用双层玻璃窗户，必要时玻璃可采用中空玻璃。同时保证气密性的符合GB7107中规定的相关等级要求。（4）进户门：在寒冷地区的建筑，在进户门处，一般设置门斗，阻挡风的直接灌入，或采取其他措施215、减少冷风的渗透。（5）工业厂房的围护结构：对于工业厂房的围护结构，如果工业厂房采用的是砖混或框架结构，所采用的保温节能措施同前所述，如果采用轻钢结构，则采用夹心彩钢板，即双层彩钢板中间夹矿棉保温层。11环境保护11.1 设计依据（1）国务院令（98）第253号文建设项目环境保护管理条例1998年11月18日；（2）中华人民共和国环境保护法（1989年12月26日公布之日起施行）（3）地表水环境质量标准（GHZB11999）；（4）污水综合排放标准（GB891081996）；（5）生活饮用水卫生标准（GB574985）；（6）大气污染物综合排放标准（GB162971996）；（7）锅炉大气污染物216、排放标准（GB1327191）；（8）工业企业厂界环境噪声排放标准（GB123482008）。11.2 设计原则（1）认真落实全面规划、合理布局、综合利用、化害为利、保护环境、造福人民的工作方针，坚持以防为主、防治结合、综合治理的原则。（2）认真做好“三同时”使防治污染的措施与主体工程同时设计、同时施工、同时生产和使用。（3）积极采用先进工艺和设备、提高资源、能源的利用率，使建设项目投产后能获得最佳经济效益和环境效益。11.3 矿山地质环境11.3.1 采矿引起的地质灾害采矿可能引起地表岩移，应注意岩移观测，随时加强防范措施。地表塌陷区，设围栏防止人畜误入，并应有明显标志。（1）对大气的影响矿217、山生产使废石场面积逐年扩大，当春天风力较大时，矿尘被吹起带走，尘土飞扬，造成当地空气污染。（2）对当地水体的影响矿区其他工业、生活废水等。这些受污染的废水，排放后又直接或间接地污染了地表水、露天水和周围土地。（3）对生态环境的影响建设项目是地下开采，采矿弃石及矿山垃圾的堆存均会改变原有地貌，这是矿区发展最突出的特征，也是影响矿区的主要环境问题。地形地貌的改变，不仅仅是景观的改变，它还由于采矿破坏地表应力，引发项目区水土流失加剧，从而带来一系列其它环境问题。废石场的长期存在和不断排放，占据了大量林地，造成地表裸露， 地表植被遭到破坏，影响环境。11.3.2 环境治理措施矿山生产过程中产生的污染主218、要有：废石、粉尘、噪声及废气等。现将其治理措施分述如下：（1）废石本项目地下开采产生的废石较大，设废石场集中堆存。待矿山回采结束后，可覆土植树、种草。（2）粉尘岩石炸药爆破及装运会产生粉尘，保证通风机连续工作通风除尘、洒水降尘、作业人员配带防尘口罩等。运输公路喷雾洒水降尘。（3）噪声生产中凿岩、通风机、空压机等设备等在运转过程中将产生不同程度的噪声。为降低噪声对作业人员及周边环境的影响可采取如下措施：对一些设备采取封闭措施。在设备上加装阻尼材料、隔震材料、消声器等。采取个体防护措施。总之，设计从保护环境、保护生态、保护水资源角度出发，投入了一定资金，配备了相应的环保设施，尽量使用回水。所以矿山219、生产对周围地区的环境影响很小。11.3.3矿山服务期满后环境影响分析矿井在衰竭后期至报废期的时段内，与初采期和盛采期相比自然环境要素的影响将趋于减缓，主要体现在以下几个方面。（1）随着资源的枯竭，与矿山有关的矿石开采各产污染设备也将完成其服务功能，因此这些产污环节也将减弱或消失，如设备噪音、环境空气污染物等。区域环境质量有所好转。（2）在闭矿后，矿区工业广场场地景观与自然景观不协调，应对其平整，恢复植被以减轻自然景观的影响。11.3.4结论与建议综上所述，本矿区污染经治理后均可达到国家规定的排放标准。故本设计认为，本工程对周围环境的影响是很小的，但建议加强环境监测及管理，保障环保设施运转正常，220、发现问题及时采取措施，确保矿区周围的环境不受污染或把污染控制在最低限度以内，真正做到经济效益，社会效益和环境效益的统一。11.4 水土保持及土地复垦11.4.1 方案编制原则方案编制原则首先应当符合国家对水土保持和环境保护的总体要求，坚持“预防为主、全面规划、综合防治、因地制宜、加强管理、注重效益”的方针。11.4.2 治理目标通过方案中各种防治措施的实施，实现“原有的水土流失得到基本治理，新增的水土流失得到控制，工程设施安全得到保障，下泄的泥砂显著减少，生态环境明显改善”的水土流失防治基本要求。根据规范，水土保持措施要达到以下治理目标：（1）对征用、管辖、租用土地范围内原有水土流失进行防治。221、（2）在生产建设过程中必须采取措施保持水土资源，并尽量减少对植被的破坏。（3）废弃土（石、碴）等固体物必须设置专门存放场，并采取拦挡治理措施。（4）采挖和排弃场地必须进行护坡和土地整治。（5）开发建设形成的裸露土地，应恢复植被，并开发利用。11.4.3 主要治理措施（1）挡碴工程挡碴工程主要是在排土场下游布设挡碴墙。挡碴墙主要是为了拦挡坡上的废弃碴石，使其不随雨水流失自然溜走。本项目挡碴墙主要为废石场的下游方向。（2）护坡工程开始建设项目、特别是矿山开采形成各类边坡，因各种因素的作用，极易失衡而产生重力侵蚀。根据边坡的稳定程度和对周围的影响，同时考虑节省水土保持投资，采取适当的工程或植被措施进222、行防护。（3）防洪排水工程项目地处xx省，汛期雨量集中；新增地表建设工程土石方开挖，需建设防洪排水工程，防止水土流失。11.5矿区复垦方案11.5.1 土地破坏的预测根据本次设计内容，现将排土场、塌陷区的土地破坏预测分述如下：排土场：废石场占地面积约为3.84万平米。塌陷区：矿山主要采用干式充填采矿法开采，地表不沉降或沉降缓慢，地表及植被可自我修复。11.5.2 矿区绿化根据矿区一般为山坡地，设计要求在矿区裸露适合种植的土地种植花草、树木，以美化环境。11.5.3排土场复垦复垦的目的：将排土场进行复垦，成为可种植经济林的土地。复垦工艺：先用推土机将杂乱堆积的乱石推平，然后复盖粘土，厚度约为0.223、51.0m，并按现场条件整理成地块，再进行肥化，逐步成为可种植经济林的土地。12劳动安全与卫生12.1主要有害因素和危险因素识别12.1.1有害因素识别12.1.1.1粉尘采矿凿岩、爆破、装岩、放矿、卸矿等作业环节，能够产生有害粉尘，作业人员长期吸入含有超规定浓度的粉尘，易患硅肺病或尘肺病。12.1.1.2有毒有害气体爆破和火灾等均会产生有毒有害气体，主要有一氧化碳（CO），二氧化氮（NO2）等，当吸入超标浓度的有害气体，会使人致病，甚至死亡。12.1.1.3噪声部分采矿设备会产生较大的噪声，使人产生听力和神经的障碍。表12-1各种矿山作业噪声值序 号作业项目噪声值dB备 注1采矿作业7211224、82空压机88923通风机809012.1.1.4坑内作业条件本矿坑下采矿，井下空气潮湿、阴冷，易致人患风湿。12.1.2主要危险因素12.1.2.1矿山地压为确保井巷处于安全状态，必须根据井巷穿过矿岩的稳固程度采取相应的支护和日常维护措施。否则，片落、井巷变形、甚至塌落，导致人员受伤，设备损毁，或封堵作业人员安全出口，危及生命。12.1.2.2冒顶片帮采场暴露面积过大及采矿方法选择不当，采掘中遇断层、破碎带等薄弱因素，地表保护矿柱和采空区保护矿柱留设不够，将会产生片帮冒顶。大面积的片帮冒顶，将会对作业人员产生重大的伤害。12.1.2.3爆破材料意外爆炸该矿山与其他地下开采矿山一样，在生产过程225、中广泛利用炸药爆炸释放出的能量掘进井巷、崩落与破碎矿石。爆破材料经常使用，储存集中。几乎每个循环、每班、每日，井巷的掘进，采场的采矿都要使用爆破材料；集中性主要体现在坑内火药分发站爆破材料存放管理上，一旦管理和使用不当，将会产生重大隐患。矿山生产中爆破材料存在以下危险：（1）在炸药的使用、存放、运输（送）过程中，违反规程，或作业人员稍有不慎，很容易发生意外火灾和爆炸，造成危害。（2）若违背爆破操作规程使用，容易发生人员伤亡事故。（3）爆破作业后，尚未入分发站的剩余炸药等爆破材料管理不善，一旦流入社会，其后果将是非常严重的。（4）坑内火药分发站，如不符合规程要求，一旦出现事故，对人员的伤害和对财226、产的损失将是巨大的，社会的影响也是巨大的。（5）坑内火药分发站供电线路敷设不规范，爆破材料不使用标准工具，工作人员用大灯泡或明火取暖，可能导致坑内火药分发站发生火灾和爆炸，产生重大危害事故。12.1.2.4高处坠落与物体打击该类事故多发生在的天井等高处作业场所。井下多数作业场所的高差在2m以上，与此相关，作业人员与作业场所内的物体都具有较大的势能。当人员的势能释放时，可能发生坠落或跌落事故；当上部物体具有的势能转变为动能时，可能击中人体，发生物体打击事故，造成人员伤亡和设备的破坏。12.1.2.5机械及车辆运行机械伤害主要是指机械设备运动部分与人体接触引起的夹击、碰撞、剪切、卷人、绞、碾、割、227、刺等形式的伤害；地表及井下斜坡道运输矿岩时，运输道路宽度不够、转弯半径过小、纵坡度过大、路面超高不够、竖曲线半径小、路面设计施工不符合要求、维护不及时、措施不利、司机违反规程驾驶、装载量和装卸不符合安全规程等，均会发生运输过程中的伤害事故和倾覆事故。本项目设计有空压机、铲运机、运矿汽车、水泵、风机、电耙等，其传动部分都具有较大的动能，若裸露的转动部分未设防护罩，人员不慎与之接触，就可能受到伤害。井下凿岩作业因操作不当，钎杆折断易造成人员伤害。矿山井下采用运矿汽车运输矿岩。在运输巷道不规范的狭窄处（巷道及其人行道宽度不足），或者由于信号不好或信号误发、违章操作等原因，可能发生运行的车辆挤撞行人或228、损坏设备的事故。该矿使用空压机、风机等多种生产机械，其传动部分都具有较大的动能，若人员不慎与之接触，就可能受到伤害。井下矿车运行过程中，在运输巷道不规范的狭窄处（巷道及其人行道宽度不足），由于车速快等原因，可能发生运行的车辆挤撞行人事故或矿车掉道砸伤人员，和设备损坏。12.1.2.6压力容器空压机风包属压力容器设备，由于某种原因致使器壁受压超限，发生物理爆炸事故；与其连接的管道、阀门受压超限或受损，发生爆裂，都会造成财产损失与人员伤亡，后果是严重的。12.1.2.7电气设施根据该矿的生产工艺和生产环境，电气系统和设备的危险有害因素识别如下几个方面：本工程项目使用电气设备较多，接触电气设备的人员229、也很多，采矿、通风、运输等生产工艺中各种用电设备，潜在着许多触电危险。由于矿山生产作业环境较差、工作面经常移动、设备频繁启动等因素，容易发生供电系统及电气设备绝缘破坏、接地不良等事故，使人员触电受到伤害。触电伤害主要有电击和电伤两种方式。电击是指电流通过人体内部的组织和器官，引起人体功能及组织损伤，破坏人的心脏、肺脏及神经系统的正常功能，导致人体痉挛、窒息、直至危及生命。电伤是指电流的热效应、化学效应或机械效应对人体的伤害，比较常见。12.1.2.8火灾、水灾该矿坑内存放易燃物质和炸药，有造成坑内外因火灾事故的可能，引起人员伤亡和财产损失。可燃物集中是火灾发生的必要因素之一。可燃物集中的场所，230、往往存在着发生火灾的危险性。坑内用过的棉纱、布、木材等可燃物，它们遇到高温、火花和电弧时，易引起火灾和爆炸事故。此外，其他可燃物集中的场所，同时存在火灾危险。水灾主要表现在地下涌水和地表水的涌入，造成人员和设备伤害。12.1.2.9自然灾害主要为雷击等。雷电可能造成很严重的后果。如果防雷设施设计不当或损坏，存在装置及建筑物因雷击造成损坏，在具有爆炸危险的场所，甚至能引起爆炸或火灾。12.1.2.10废石场滑坡、泥石流废石场不按照相应的规范堆排，位置设置不当等，易发生废石场滑坡滚石，严重的在雨季会发生泥石流。12.2安全措施方案12.2.1设计可靠安全出口（1）本矿地下开采，主运输平硐和回风平硐231、互为安全出口，均设有照明和指示标志，回风井内设置梯子和照明，该矿统一对安全出口进行管理，保证安全、通畅和良好照明；（2）各阶段、采场都有两个通往安全出口的通道；（3）矿山的各种安全出口，能满足工人在一定时间内从任何工作地点撤出的可能性。（4）坑内主要工作地点都必须设置联系信号（如声光灾害报警装置、通讯联络电话等）和监控系统；（5）平硐口、斜坡道与中段运输巷道连接处、坑内各硐室、各主要工作地点设置相应的消防器材等；（6）坑内各安全线路应设照明，各分道口应安有明显的路标；（7）废弃井巷应封闭、标识；（8）矿山整体安全由该矿统一负责，各坑口均设安全人员应对内部安全负责和与各坑口安全之间的协调。12.232、2.2岩石移动区的安全措施（1）矿床赋存于丘陵地带，为了防止意外事故，在预计岩石错动范围及透地表人行通风上山周围埋设警告标志，必要时加设铁丝网围护，以免人、畜误入，发生事故；（2）主要建构、筑物均布置在崩落、错动范围之外或留保安矿柱；（3）采空区应进行封闭处理，并设置明显标志；12.2.3坑内防尘按照国家防尘法规定要求，矿岩含游离SiO2大于10%时，矿井空气含尘标准应小于2mg/m3，本矿照此规定，设计中采取以下措施：（1）井下采掘凿岩一律采用湿式作业，不准打干眼；（2）上山设喷雾撒水装置；（3）掘进出渣，采场放矿等作业均应喷雾洒水，以免粉尘飞扬；（4）设计各中段均有两个出口通地表，采用主扇233、通风，并配备足够的局扇辅助通风；（5）每班均设置专职通风工；（6）凡入井人员均需按冶金安全规程进行安全教育并经考试合格后方可入井，并应经常进行安全教育；（7）作业人员携按要求佩戴防尘口罩等劳动保护用品。12.2.4坑内防火及防炮烟中毒坑内存放的易燃物（坑木，油料等）有造成坑内外因火灾的可能，采取以下措施：（1）废坑木、用过的油棉纱等及时运出坑外处理；（2）在每个中段及主要硐室均配备灭火器、沙箱、锹、斧等灭火工具；（3）放炮后，按规定及时通风，待炮烟浓度降至安全值后方可进入工作面；（4）井下作业人员携带便携式气体检测报警仪及自救器。12.2.5爆破安全措施本设计严格执行国家标准局批准的自2003234、年起实行的爆破安全规程（GB6722-2003）。（1）为保证爆破工作之安全，采用非电导爆系统起爆，以杜绝杂散电流之干扰；（2）严格按规定和使用量发放炸药和起爆器材，多余时应及时上交。11.2.6顶板管理（1）设专职安全员，对作业面检查，认为安全合格方可派班作业；（2）对有安全隐患的作业面，要及时处理，不准带险作业；（3）遇有断层等不良岩层时，要及时支护；（4）遇有平行脉，应先采上盘矿体；（5）如发现深部地压征兆，应采取对应措施：加强井巷支护，减少矿柱回采，或用人工矿柱代替矿石间柱、底柱等。（6）回采过程中为减小顶板暴露面积，根据顶板稳定情况调整矿块尺寸，局部顶板破碎位置采用锚杆加金属网进行支235、护，保证回采作业安全。12.2.7供电安全技术（1）坑内照明采用安全电压；（2）配电室设防雷保护；（3）配电室设漏电监测装置；（4）井下为中性点不接地供电系统。12.2.8噪声防治（1）设计选用噪声相对较低的设备；（2）空压站设隔音休息室；（3）凿岩工戴防护耳包。12.2.9个体防护（1）井下作业人员发放棉工作服、胶鞋、安全帽；（2）其他工种发放相应工作服；（3）在产尘地点作业人员戴防尘口罩。（4）入井人员需携带便携式气体检测报警仪及自救器。12.2.10井巷安全措施（1）施工前，必须组织施工人员学习施工组织设计；施工中，必须按照施工组织设计的规定作业，保证工程规格质量；（2）行人的水平运输巷236、道应设人行道，其有效净高不得小于1.9m；（3）在水平巷道中，运输设备之间以及运输设备与支护之间的间隙，应不小于0.3m；（4）运输系统应按金属非金属矿山安全规程相应规定制定操作规程，并严格遵守；（5）必须建立顶板管理制度，对顶板不稳定的采场，应指定专人负责检查；（6）上山出口设盖板，人行天井按规定人行踏步和照明。（7）透地表采场上山采用正向掘进至基岩后再进行反掘，并设警示标志及围栏，防止人畜坠井。12.2.11爆破及火药管理（1）安全管理明确规定每次爆破的地点和时间，爆破负责人，进行统一指挥和管理；爆破后，爆破员必须按规定的等待时间进入爆破地点，确认炮烟散尽且检查无冒顶、危石和盲炮等现象；剩237、余火药及时返库。（2）检查检验购进及发放爆破器材时要予以检验，保证型号和质量满足要求；爆破作业前检查爆破器材是否完好，型号是否一致；爆破作业前检查点火作业范围内是否淋水，设备和人员是否疏散；检查作业范围内是否有残盲炮。（3）爆破设计及操作合理设计起爆方式，避免产生残盲炮；在残眼一定距离外打新眼，严禁处理残盲炮时硬拉；严格按设计规定作业，避免出现装药过于集中或装药量过大等现象。（4）提高作业人员素质加强管理者安全意识，按照法律法规、标准及规范加强安全管理，按规定投入安全卫生资金；矿山作业人员必须经过培训和安全教育方可上岗作业；作业人员必须持证上岗（电器作业、焊接与热切割作业、高处作业、矿井通风作238、业、安全检查作业、支柱作业、爆破作业等），严格按安全规程的要求作业。12.2.12防治水措施（1）定期清理检查清理排水设施。（2）制定突然涌水应急预案，并定时演练。（3）制定防治水规章制度，并使每个入井人员熟知。12.2.13编制矿山事故应急预案建议矿山编制事故应急预案，并定期进行演练，主要有以下几种：（1）炮烟中毒应急预案；（2）坑内火灾应急预案；（3）坑内突然涌水应急预案；（4）坑内冒顶应急方案。12.2.14编制各工种操作规程建议矿山编制各工种操作规程。主要有卷扬工、凿岩工、爆破工、支柱工、道管工、平撬工、运搬工等。12.2.15安全管理对策措施（1）矿山企业及其主管部门，必须坚持“安全239、第一，预防为主，综合治理”的方针，逐步实现安全管理科学化、标准化；在计划、布置、检查、总结、评比生产建设工作同时，必须计划、布置、检查、总结、评比安全工作。（2）矿山企业必须建立、健全安全生产责任制。矿长对本矿的安全生产工作负责，每班应有矿领导带班入井。各级主要负责人对本单位的安全生产工作负责，其技术负责人对本单位的安全技术工作负责。各级职能机构对其职能范围的安全生产工作负责。（3）矿山企业应建立、健全安全卫生机构和通风防尘专业队伍或专职安全人员。（4）矿长必须经过安全培训和考核，具备安全专业知识，具有领导安全生产和处理矿山事故的能力。矿山企业安全工作人员和通风、防尘专业人员必须具备专业知识和240、矿山工作经验。（5）矿山企业应对职工认真做好安全生产和劳动保护教育，普及安全知识和安全法规知识，进行技术和业务培训。职工经考试合格方准上岗。对所有干部和工人，每年至少接收不小于20h的安全教育，每三年至少考核一次。新工人必须进行不少于72h的矿、坑口（车间）、班组的三级安全教育，考试及格后，由老工人带领工作至少4个月，熟悉本工种操作技术并经考核合格，方可独立工作。调换工种的人员，也要进行新岗位安全操作教育和培训。采用新工艺、新技术、新设备时，要对有关人员进行培训。参加劳动、参观实习的人员，进入生产现场前必须进行安全教育，学习安全生产知识，并由专人带领和专人负责。（6）特种作业人员，要害岗位、重241、要设备和设施的作业人员，必须经过专门安全教育和技术培训，经考核合格取得操作资格证书或执照后，方准上岗。人员培训、考核、发证、复审工作，应按国家有关规定执行。（7）要害岗位、重要设备和设施及危险区域，应严加管理。（8）矿山开采，应具有矿山测量和地质编录文件、各种实测图以及按国家规定程序、权限批准的开采设计。建设项目的总体设计，必须对矿山的安全条件进行论证。（9）矿山企业及其主管部门在编制年度生产建设计划和长远发展规划的同时，必须编制安全卫生工程技术措施计划和规划，并按国家规定提取和使用安全技术措施专项费用。该费用必须全部用于改善矿山安全生产条件，不得挪作他用。（10）矿山企业应建立、健全安全活动242、日制度，认真执行安全大检查制度。矿山企业主管部门对所属矿山每年应至少检查一次，矿每季检查一次，坑口（车间）每月检查一次。检查时，应有分管安全工作的领导参加，对检查出的事故隐患和尘毒危害问题，应责成有关部门限期解决。（11）要按规定向职工发放劳动保护用品。职工必须按规定穿戴和使用劳动保护用品与用具。（12）矿山企业发生伤亡或其他重大事故时，矿长或其代理人必须立即到现场指挥组织抢救，采取有效措施，防止事故扩大。伤亡事故，必须按规定如实上报劳动行政管理部门和管理矿山企业的主管部门。13投资估算13.1概述xxxx集团有限公司xx铁矿设计生产规模为年开采品位为26.63%的铁矿石40万吨。设计采用平硐243、+斜坡道联合开拓，750m标高以上采用平硐开拓，以下斜坡道开拓，均采用无轨运输。工程投资范围包括：采矿设备、井巷工程、矿山机械、井下供风供水管路、公辅设施（建筑工程）、电气、给排水、热力、总图、六大安全系统、外部管网及工程建设其他费用、基本预备费。工程建设投资估算值为13719.23万元，其中安全投资909.04万元，占建设投资的6.63%；环保投资435.20万元，占建设投资的3.17%。13.2编制依据1. 设计委托书。2. 概算指标参照冶金工业概算指标、xx省建筑安装工程计价定额及类似工程造价指标。3.设备价格采用询价。设备运杂费6%。4. 材料价格参考现行当地市场价格。5.工程建设其他244、费：（1）参照冶金工业概算编制办法及有关文件规定计取相关费用；（2）环境保护评价费：依据国家计委、国家环境保护总局关于规范环境影响咨询收费有关问题的通知，（计价格【2002】125号）的规定计算；（3）工程监理费：按建设工程监理与相关服务收费管理规定发改价格2007 670号计算；（4）设计费：执行工程勘察设计收费标准计价格200210号；（5）环境恢复治理准备金依据xx省矿山生态环境恢复治理备用金存储标准；（6）安全评价费参考xx省安全评价行业自律价格标准计取；（7）招标代理服务费：依据国家纪委关于招标代理服务收费管理暂行办法计取。（8）征地费暂按150元/m2计算。（9）勘察费：根据国家发245、改委、建设部发布的工程勘察设计收费管理的规定（计价格【2002】10号）的规定计算。（10）其他相关规定及标准。13.3投资概算投资概算详见工程费用组成表、综合估算表。14经济分析经济计算及评价按国家发改委、建设部颁布的建设项目经济评价方法与参数（第三版）有关规定。项目建设投资及流动资金按100%自筹解决。本经济分析采用含税价格体系计算。14.1基础数据（1）生产规模和产品方案本项目为新建采矿企业 ，采场年开采品位为26.63%的含铁原矿石40万。（2）实施进度项目建设期2.0年，服务年限为20.1年。（3）流动资金计算按分项详细法计算，正常年份流动资金需用量为358.96万元，详见附表1。（246、4）项目投资与资金筹措本项目总投资为14078.19万元，其中建设投资为13719.23万元，流动资金358.96万元，项目资金全部自筹解决。（5）产品销售价格确定由我的钢铁网()指数统计数据获得近3年（2012年-2014年）国产矿价格水平测算，3年平均含税价格为194元/吨。序号时间铁精粉价格（元/吨）由我的钢铁网()指数统计数据获得近3年（2012年-2014年）国产矿价格水平测算，采矿按55%比例分摊，折算到1个品位为：873/66*55%=7.28元/吨.度，以此为基础折算出矿石出厂价格为26.63*7.28=194元/吨。120147352201389032012993.5三年平均247、价格873 （6）价格体系本经济分析采用含税价格体系计算。（7）主要经济参数1）增值税：按国家财税规定，项目产品增值税按17%计。2）所得税：按现行所得税法，所得税率取25%。3）城建税按国家财税规定计算计为增值税的5%，教育费附加按财政部财综201098 号、吉财非税2011244号规定计算，计为增值税的5%。4）矿山按有关规定计取资源补偿费，为销售收入的2%，计入管理费用。5）安全费用：依据财企【2012】16号文件规定，金属矿山地下开采按10元/吨。6）考虑当地矿产情况，本项目按10元/吨原矿计取资源税，计入项目营业税金及附加项目。7）财务基准收益率：参照方法与参数第三版中的行业建设项目248、财务基准收益率，结合行业近期发展及建设方期望值，本项目财务基准收益率按12%计取。（8）劳动定员：本项目总人数为263人，其中管理人员14人。14.2成本费用计算1）说明各种原辅材料、燃料动力价格参照现状预测后计取；固定资产投资综合折旧年限为15年，残值率5%；各种费用参照现状及有关资料计取。2）计算经计算，铁矿石综合单位采矿成本为88.84元/吨，单位成本费用为92.94元/吨，正常年份总成本费用为3718万元，年经营成本为2569万元。各年总成本费用的计算见附表2。14.3营业收入计算按确定单价与产量计算，项目正常年份实现含税营业收入为7748万元。经计算，正常年份增值税及其附加为1392249、万元（其中增值税901万元，销售税金的附加90万元，资源税400万元）。详见附表3营业收入、营业税金及附加和增值税计算表。14.4财务分析14.4.1盈利能力分析利润和利润分配表计算详见附表4，项目投资现金流量表详见附表5。项目正常年份利润总额2639万元，上交25%所得税660万元，年净利润1979万元。正常年份息税前利润（EBIT）为2639万元。则项目融资后各年盈利能力指标如下：总投资收益率 18.74%投资利税率 28.63%项目资本金净利润率 14.06%从整个运营期考虑，相关盈利指标如下：1）项目投资税前指标财务内部收益率 21.83%财务净现值（I=12%） 9138万元全部投资250、回收期 4.01年（不含建设期）2）项目投资税后指标财务内部收益率 17.72%财务净现值（I=12%） 5057万元全部投资回收期 4.94年（不含建设期）由以上各个指标可见，项目各项指标均可达到行业内较好的水平，项目投资税后财务内部收益率大于基准收益率12%，投资回收期4.94年（不含建设期），从盈利角度分析，项目具备一定的盈利能力。14.4.2 财务生存能力分析财务计划现金流量表详见附表6。由表中可见，项目生产期内各年经营活动现金流入均大于现金流出，累积盈余资金均为正值。项目每年均有足够的净现金流量维持项目的正常运营，具备财务生存能力。14.5不确定性分析14.5.1盈亏平衡分析以正常年251、份为例：BEP（以生产能力利用率表示）=固定成本/（营业收入-可变成本-销售税金及附加-增值税）*100% =1696.07/(7747.85-2021.71-490.14-901.38)*100%=39.13%表明项目可以承受一定范围内的风险损失，具有较强的抗风险能力。14.5.2敏感性分析分析投资、经营成本、售价等单因素变化对项目内部收益率的影响见敏感性分析表及附图。全部投资税后财务内部收益率敏感性分析 单位:%项目-10%-5%-2%02%5%10%建设投资19.72 18.79 18.28 17.95 17.63 17.17 16.45 销售收入14.76 16.38 17.33 17252、.95 18.56 19.47 20.95 经营成本19.02 18.48 18.16 17.95 17.73 17.40 16.86 产量15.67 16.82 17.50 17.95 18.39 19.05 20.12 基准收益率12.00 12.00 12.00 12.00 12.00 12.00 12.00 由表中可见，售价及成本是最为敏感的因素宜慎重对待。单因素变动时，内部收益率等指标变动情况尚可，表明项目具有一定的抗风险能力。14.6结论从以上分析可以看出，项目具有良好盈利能力、财务生存能力和抗风险能力，经济上具备可行性。15研究结论与建议15.1推荐方案的总体描述15.1.1概况253、xx铁矿开采范围为划定的矿区范围内位于7号勘探线到32号勘探线之间赋存在888m348m标高范围内的矿体。矿体呈似层状、扁豆体状，大致平行间隔迭置产出。矿体总体呈北东62方向展布，南东倾，除号矿体外总体倾角较缓，一般1045之间，但由于受多期变质变形改造，矿体沿走向、倾向起伏波动较大，局部反倾。15.1.2设计取用储量xx铁矿设计利用资源储量为8047.62kt（其中122b：4139.89kt，333：3907.73kt），TFe平均品位为30.61%。15.1.3建设规模及产品方案xx铁矿建设规模为40.0104t/a；开采出矿品位26.63%。15.1.4主要建设方案xxxx集团有限公司254、xx铁矿采用平硐+斜坡道开拓，井下采用无轨运输，选用UK-20型井下运输车，机械通风、单翼对角式通风系统，上部平硐自流排水，下部斜坡道开拓部分采用排水泵排水。采矿方法选用顺倾斜“V”形工作面推进的壁式会面法、预切顶中深孔房柱法、底盘漏斗分段空场法、爆力运搬采矿法和留矿全面法，综合采矿回收率87%，贫化率13%。15.1.5基建时间与服务年限xx铁矿基建时间2.0年，服务年限20.1年。 15.2问题与建议（1）该矿品位一般，铁矿石市场价较低，尚有盈利，但风险较大，业主应充分注意；（2）建议加强周边及深部探矿，以增加可采储量，延长矿山服务年限；（3）矿山应按照要求建立完善安全设施；（4）按相关法255、律、法规建设生产，确保矿山安全运行，早见成效；（5）建议进行地形图测量，以保证设计依据资料准确。附表：安全设施投资概算表序号安全设施投资（万元）1监测监控系统44.00 2人员定位系统33.00 3紧急避险系统39.60 4压风施救系统26.40 5供水施救系统14.30 6井下通讯联络系统11.00 7通风系统（备用电机、通风构筑物等）124.21 8排水系统（备用管路、管子斜道，防水门等）229.06 9供配电系统（保安电源、接地、漏电过流保护、阻燃电缆等）334.45 10井巷支护53.01 总计909.04 xxxx集团有限公司xx市xx铁矿 可行性研究报告总（综合）估算表项目名称：x256、xxx集团有限公司xx铁矿序号工程或费用名称估 算 价 值 （万元）技术经济指标占投资额%备注采矿工程建筑工程设备购置设备安装其他费用合计单位数量指标 一工程费用1采矿1.1采矿设备778.94 1.06 780.00 1.2井巷工程4970.47 4970.47 1.3矿山机械1294.52 122.12 1416.64 1.4井下供风供水管路115.94 115.94 小计4970.47115.942073.46123.187283.062矿山六大安全系统153.0015.30168.303电气3.1地表107.701056.21119.571283.483.2井下175.75555.02257、62.83793.60小计283.451611.23182.402077.084公辅设施（建筑工程）362.02362.025给排水6.100.586.676热力48.8790.1012.75151.727总图26.65120.201.99148.848外部管网8.1电气150.00150.008.2给排水2.722.72小计152.72152.72工程费用合计4970.47989.664054.09336.2010350.42二工程建设其他费1征地费759.00759.002建设单位管理费113.85 113.85 3联合试运转费20.2720.27 4矿山井巷维修费49.70 49.70 258、5矿山工程措施费26.5226.52 6勘察费31.4831.48 7设计费345.38345.38 8生产职工培训费10.5210.52 9办公及生活家具购置费15.7815.78 10工器具及生产家具购置费20.2720.27 11环评费14.4514.45 12安全评价费47.8047.80 13能源评价费10.0010.00 14招标代理服务费31.2531.25 15工程保险费18.8918.89 16环境恢复治理准备金369.60369.60 17监理费224.73224.73 18可行性研究费28.4128.41 19水土保持咨询服务费52.7052.70 小计2190.6021259、90.60三基本预备费1178.201178.20 建设投资估算值4970.47989.664054.09336.203368.8113719.23139xxxx国际工程技术集团有限公司 地址：xx市亚泰大街3218号xxxx集团有限公司xx市xx铁矿 可行性研究报告附表 1流动资金计算表单位：万元序号项目名称周转次数建设期建设期1 2 3 4 5 6 7 8 1流动资产0 0 0 488 488 488 488 488 488 488 488 1.1应收账款12 0 0 214 214 214 214 214 214 214 214 1.2存货0 0 0 190 190 190 190 19260、0 190 190 190 1.2.1原材料12 0 0 28 28 28 28 28 28 28 28 1.2.2燃料动力12 0 0 100 100 100 100 100 100 100 100 1.2.3在产品180 0 0 13 13 13 13 13 13 13 13 1.2.4产成品51 0 0 48 48 48 48 48 48 48 48 1.3现金12 0 0 83 83 83 83 83 83 83 83 1.4预付账款12 0 0 0 0 0 0 0 0 0 0 2流动负债0 0 0 129 129 129 129 129 129 129 129 2.1应付账款12 0261、 0 129 129 129 129 129 129 129 129 2.2预收账款12 0 0 0 0 0 0 0 0 0 0 3流动资金0 0 0 359 359 359 359 359 359 359 359 4流动资金当期增加额0 0 0 359 0 0 0 0 0 0 0 152xxxx国际工程技术集团有限公司 地址：xx市亚泰大街3218号附表 1流动资金计算表（续）单位：万元序号项目名称9 10 11 12 13 14 15 16 17 18 19 20 21 1流动资产488 488 488 488 488 488 488 488 488 488 488 488 488 1.1262、应收账款214 214 214 214 214 214 214 214 214 214 214 214 214 1.2存货190 190 190 190 190 190 190 190 190 190 190 190 190 1.2.1原材料28 28 28 28 28 28 28 28 28 28 28 28 28 1.2.2燃料动力100 100 100 100 100 100 100 100 100 100 100 100 100 1.2.3在产品13 13 13 13 13 13 13 13 13 13 13 13 13 1.2.4产成品48 48 48 48 48 48 48 48 263、48 48 48 48 48 1.3现金83 83 83 83 83 83 83 83 83 83 83 83 83 1.4预付账款0 0 0 0 0 0 0 0 0 0 0 0 0 2流动负债129 129 129 129 129 129 129 129 129 129 129 129 129 2.1应付账款129 129 129 129 129 129 129 129 129 129 129 129 129 2.2预收账款0 0 0 0 0 0 0 0 0 0 0 0 0 3流动资金359 359 359 359 359 359 359 359 359 359 359 359 359 4流264、动资金当期增加额0 0 0 0 0 0 0 0 0 0 0 0 0 附表 2总成本费用计算表单位：万元序号项目名称合计建设期建设期1 2 3 4 5 6 7 8 一产品制造成本68342 0 0 3554 3554 3554 3554 3554 3554 3554 3554 1直接材料7013 0 0 340 340 340 340 340 340 340 340 2外购燃料动力24798 0 0 1204 1204 1204 1204 1204 1204 1204 1204 3直接工资及福利费14259 0 0 692 692 692 692 692 692 692 692 4制造费用222265、71 0 0 1317 1317 1317 1317 1317 1317 1317 1317 折旧费13033 0 0 869 869 869 869 869 869 869 869 修理费570 0 0 28 28 28 28 28 28 28 28 其它制造费用428 0 0 21 21 21 21 21 21 21 21 安全费用8240 0 0 400 400 400 400 400 400 400 400 二管理费用1782 0 0 87 87 87 87 87 87 87 87 1无形资产摊销0 0 0 0 0 0 0 0 0 0 0 2其他资产摊销0 0 0 0 0 0 0 0 0 0 0 3其它管理费用1782 0 0 87 87 87 87 87 87 87 87 三财务费用0 0 0 0 0 0 0 0 0 0 0 1长期借款利息0 0 0 0 0 0 0 0 0 0 0 2流动资金借款利息0 0 0 0 0 0 0 0 0 0 0 3短期借款利息0 0 0 0 0 0 0 0 0 0 0 四