1、矿业有限责任公司采选扩能改造项目可行性研究报告XX工程咨询有限公司二零XX年XX月XX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404可行性研究报告编制单位及编制人员名单项目编制单位：XX工程咨询有限公司资格等级： 级证书编号：（发证机关：中华人民共和国住房和城乡建设部制）编制人员： XXX高级工程师XXX高级工程师XXX高级工程师XXXX有限公司二XX年XX月XX日目 录1总论11.1概述11.2可行性研究依据及原则121.3企业建设条件141.4项目设计范围及项目界区外配套工程171.5建设规模181.6主要建设方案2、191.7环境保护、安全与节能361.8项目进度计划391.9投资与经济效果402市场预测442.1金的储量及分布442.2金的用途442.3金市场回顾及后市展望452.4产品价格463地质资源473.1矿区地质473.2矿床地质523.3矿床开采技术条件603.4矿区地质勘探工作653.5矿区储量683.6矿区基建及生产探矿723.7露天开采浅部残留资源724采矿764.1矿山开采现状764.2开采范围及开采技术条件764.3采矿方法784.4矿山工作制度和生产能力验证844.5开拓运输系统874.6矿井通风894.7井巷工程934.8露天地下联合开采944.9基建进度计划954.10掘进度3、计划994.11矿山机械1015露天采矿1105.1概述1105.2露天开采范围及开采方式的确定1115.3露天境界圈定1115.4矿山工作制度、生产能力及服务年限1145.5开拓运输系统1155.6采剥工艺1165.7基建、生产进度计划1175.8露天采场防排水1175.9 露天采场装备水平1185.10存在问题及建议1196选矿1236.1概述1236.2原矿1266.3设计的工艺流程1286.4生产能力和工作制度1306.5主要设备选择1306.6选矿厂车间组成1326.7辅助设施1326.8存在的问题及建议1356.9冶炼提纯1357尾矿设施1397.1设计依据和设计原则1397.2工4、艺参数1407.3尾矿库1417.4尾矿输送及回水系统1418总图运输1438.1区域概况1438.2厂址选择1438.3企业总体布置1458.4选矿工业区总平面布置及竖向布置1508.5主要工程量1518.6企业运输与矿区道路1528.7问题及建议1549电力1559.1设计依据1559.2电源状况1559.3用电负荷及性质1559.4供电方案1569.5供电系统1569.6电气控制装备水平1589.7主要设备选择1599.8谐波治理及功率因数补偿1599.9线路敷设、照明、电气安全与防雷接地1599.10节能1619.11通信16110自动化仪表16210.1设计原则16210.2设计范围5、16210.3控制水平16210.4控制方式16310.5网络结构16410.6控制系统重点检测与控制内容16510.7仪表选型16610.8仪表供电电源16711给排水16911.1设计依据16911.2设计范围16911.3给水标准及用水量16911.4外部供水17011.5厂区给水17211.6回水17311.7消防17311.8排水17311.9生活污水处理17411.10存在问题及建议17412采暖通风及热力17512.1设计基础资料17512.2采暖17612.3通风除尘17712.4热力17913机、汽、电修及仓库18113.1机修18113.2汽修18113.3电修18113.6、4总仓库18114土建工程18214.1设计原则18214.2设计依据18214.3主要设计基础资料18214.4主要建（构）筑物结构形式的选择18314.5民用及辅助设施18414.6总建筑面积及三大材料估算量18415环境保护18615.1设计依据及采用的标准18615.2设计原则18615.3矿区环境概况18615.4企业污染源及其治理措施18715.5建设项目对周围地区的环境影响分析18815.6环境管理机构18915.7结论与建议18916 安全与工业卫生19116.1设计依据和采用的标准19116.2工程概况19216.3安全措施19216.4工业卫生22516.5安全卫生机构227、816.6预期效果22817水土保持与复垦22917.1设计依据22917.2建设项目和周边环境概况22917.3建设项目区防治责任范围22917.4排放废石土、废渣数量和造成的水土流失及其危害23017.5水土流失防治方案23017.6恢复植被工作安排23317.7水土保持措施实施的保证措施23318节能23518.1设计依据23518.2设计原则23518.3主要节能措施23518.4 企业耗电量与能耗指标分析23619资源综合利用23819.1地质资源的综合利用23819.2有价金属资源的综合回收24020项目实施计划24120.1探采工程24120.2地表工程24120.3项目实施综合8、计划24121企业组织及定员24221.1企业组织24221.2劳动定员24221.3劳动生产率24321.4职工薪酬24421.5职工培训24422 投资估算与资金筹措24522.1投资估算24522.2流动资金估算26922.3资金筹措26922.4 项目建设生产总投资27123成本与费用27223.1成本费用计算内容27223.2成本及费用计算27223.3成本分析28324财务分析28524.1技术经济指标28524.2经济评价基础参数及相关说明29024.3 经济效果指标29124.4 融资前财务分析29124.5 融资后财务分析29224.6 不确定性分析31924.7 财务评价结9、论32224.8不同价格下该项目主要技术经济指标32324.9露天部分开发评价32424-10有无项目经济效果对比326附表：主要设备表330附件：河北省危险废物经营许可证3471总论1.1概述项目名称：河北xx矿业有限责任公司采选扩能改造项目可行性研究企业名称：河北xx矿业有限责任公司企业性质、隶属关系河北xx矿业有限责任公司，隶属于xx集团公司六大板块之一的中金黄金股份有限公司。xx集团公司是国务院国资委直属的大型国有企业，目前总资产已达532亿元，是国内最早从事黄金开发的企业之一，具有丰富的管理经验和雄厚的技术、资金实力，建立了完整的研发体系，取得了一批有自主知识产权的黄金科技成果，在难10、处理金矿资源开发利用、精炼等方面达到了国际先进水平。拥有研究、设计、监理、设备生产、施工等专业队伍，在黄金矿山开发过程中认真贯彻保护环境、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，注重兼顾经济效益、社会效益和环境效益的统一，力争把黄金矿山建设成花园式企业。xx集团公司在“十一五”期间经过资源整合、规划、勘探和建设，全国近十几个基地建设框架已基本成型。培育了一批生产规模大、投资效益好的骨干企业和黄金基地。xx集团公司十分重视河北xx矿业有限责任公司xx金矿勘查区域的勘查、整合与开发工作，将xx金矿开发工作列为集团14个扩能改造单位重点单位。2011年10月，在平等自愿、互惠11、互利的基础上，中金黄金股份有限公司与xx县金顶山矿业有限公司共同出资，设立河北xx矿业有限责任公司。公司股权构成情况：中金黄金股份有限公司持有80%股权，金顶山矿业有限公司持有20%股权，金顶山以桑家峪金矿的采矿权及矿区范围内生产经营性资产注入。至此，实现了公司周边及延伸区域黄金矿产资源的整合，扩大了矿区范围，提高了资源储备。矿区位置及地理概况河北xx矿业有限责任公司xx金矿区（以下简称xx金矿）位于河北省xx县xx镇。地理坐标为：东经：118226北纬：401850，矿区南距唐山市110km，距xx县城35km，西距北京市210km，距大秦铁路xx北站30km，唐碾公路从矿区东侧门前通过，交12、通便利。(见交通位置图1-1)矿区地处冀东北部山区，属燕山山脉，为北高南低急剧切割壮年地形。矿区西部有长河、滦河流过，长河距矿区4km，滦河距矿区20km，矿区内只有季节性小河赤道河，雨季才有地表径流。水文网多呈北东-北西和北西-南东方向。本区属于大陆性气候，根据三十多年气象资料，夏季最高日气温为39.9（1972年6月10日），冬季最低日气温-25（1969年2月4日），冻结期自11月份至次年3月份，土壤冻结深度0.5-0.7m。年平均降水量778mm，年最大降水为1172mm（1959年），年最小降水量为428.4mm（1980年），日最大降雨量为286.6mm（1979年7月28日），一13、次连续最大降雨量为333mm（1978年7月20日至29日），年平均蒸发量为1617.1mm，最大风速19m/s，年平均风速1.67m/s，风向多为西南风向，西北风向次之。区内矿业开采较发达，除金矿外，还有铁矿和非金属矿。在农业方面，种植有高粱、玉米、谷子和小麦等。在林果方面有：苹果、梨、桃、杏、板栗等，其中xx板栗享誉全国。交通位置图图1-1区内地震较少，只是1976年7月28日唐山-丰南（7.8级）大地震时，虽波及矿区，未造成严重破坏，但应增强防震意识。历史沿革xx金矿开采历史悠久，唐、清两代均有开采，1958年8月正式成立县办xx金矿，初始选矿采用“氰化缸”土法生产工艺。1960年省冶金14、厅投资扩建，并建成日处理50t的选厂。1965年xx金矿划归xx矿产公司所属，1965年月1966年10月进行三边式（边探矿、边建矿、边生产）的大规模的改扩建工程，扩建规模为采、选500t/d能力的生产矿山；随之后经过几次技术改造，到1986年处理矿量达到了804.4t/d。目前，矿山设备能力为采选800t/d，实际生产能力可达采、选，1000t/d规模。年处理矿石量30104t以上。xx金矿自1968年2011年累计生产黄金36t之多，为我国黄金生产和地方经济发展均做出了卓越贡献。矿山现状河北xx矿业有限责任公司自上世纪六十年代建矿以来，经过近五十年的建设，现已形成1000t/d采选综合能力15、。公司资产总额4.05亿元，职工人数1000人。矿山于2012年2月21日取得安全生产许可证，编号：（冀）FM安许证字2012唐延001602号；有效期：2012年2月21日至2015年2月20日。xx金矿采矿证矿区范围拐点坐标（1980西安坐标系统）： 拐点坐标表 表1-1点号XY14465959.8339620939.3924465959.8539623294.3934463959.8439622594.4144463959.8339620939.4*标高：从314m至-600m目前河北xx矿业有限责任公司正在积极办理采矿证延期手续工作。桑家峪金矿采矿证矿区范围拐点坐标（1980西安坐标系16、统） 表1-2点号 XY 14463168.8339622189.4124463386.8339622349.4134463550.8439622464.4144463687.8439622486.4154463779.8439622382.4164463866.8339622205.4174463766.8339622167.4184463380.8339622198.4194463102.8339622014.41104463087.8339622042.41114463059.8339622104.41*标高：从320m至123m目前xx矿业有限责任公司已办理完成采矿证变更手续。采矿许可17、证号：。河北省国土资源厅以冀国土资函2012479号文批准了河北xx金矿矿区采矿权设置方案。河北xx金矿矿区xx金矿矿区范围拐点坐标表 表1-3点号 XY 14466000396210002446600039622355344658253962235544465825396225205446662039622521644673773962368574467108396241498446644039623858944664403962335910446644039623355114465920396233901244657253962339013446565339623225144464000318、962261015446400039621000矿区面积：5.2561km2；开采深度：485.1m至-600m冀国土资函2011838号文件同意为xx金矿预留桑家峪勘察区。1.1.5.1采矿（1）开拓系统xx金矿属平硐-盲竖井开拓，分上下两段开拓系统，阶段高度40m。地表与选厂连接的223m水平主运平硐，通上部主井（大竖井）及副井（小竖井），由-17m和023m主运与深部竖井连接。上部开拓系统：主井规格4.86m2.62m，木井框、木罐道结构，位于3线附近，提升高度自023水平至223水平，023水平为井下矿石提升中段，023中段水平以上各中段的矿石经1、2#矿石溜井放至023水平集中提矿，19、实际提升能力1000t/d。卷扬机型为，电机功率250kW，2#双层双罐笼，卷筒直径2.5m，缠绕式提升，智能提升信号系统，安全制动为动力制动、工作制动（平常使用）。副井规格4.42m2.62m，属木井框、木罐道结构，位于1线附近，提升高度自-17m水平至306m水平，-17m水平为废石提升中段，-17m水平以上中段的废石经1、2#废石溜井及其他中段溜井放至-17m水平，之后从-17m水平集中提升至306m水平废石坡，另外由于主井提升中段最低至023m水平 ，现副井也兼提-17m水平以下矿石。卷扬机房硐室位于321m水平，规格：长宽高（14m10m11m），距地表9m。2#双层双面罐笼，卷筒直20、径1.6m。卷扬机型号：KJM-1.64，电机功率155kW，摩擦式提升，制动系统为动力制动、工作制动（平常使用）。主副井相距30m，井底车场环行布置。矿石溜井：1#矿石溜井：位于5线，自183m水平至023m水平，其中023m中段、103m中段为振动放矿，机型：BZJII型，功率15kW，其余中段为木闸板式手工放矿，各中段矿石均放至023m水平，集中出矿。 2#矿石溜井：位于1线附近，自143m水平至023m水平，其中023m中段为振动放矿，机型：BZJII型，功率15kW，其余中段为木闸板式手工放矿，各个中段矿石均放至023m水平集中出矿。废石溜井：1#废石溜井：位于0线附近，自183m水21、平至-17m水平，其中-17m水平为振动放矿机放废石，机型：BZJII型，功率15kW，其余中段为木闸板式手工放废石，各个中段废石均放至-17m水平；2#废石溜井：位于5线附近，自063m水平至-17m水平，其中-17m水平为振动放矿机放废石，机型：BZJII型，电机功率15kW。其余中段为木闸板式手工放废石，各个中段废石均放至-17m水平，废石经副井提升至306m水平，再运至306m水平废石坡。辅助井2个：材料井（设备井）：规格2.5m3m，位于4线附近，提升高度自223m水平至063m水平，两个卷扬机型号为：JT-800、JZR2-51-8-JC型（慢动）钢丝绳柔性罐道提升，平时很少使用，22、主要提运大型设备。现已改造为箕斗井，做为矿岩提升主井。辅助矿石溜井：位于1#线附近，自306m水平至223m水平，振动放矿机型：BZJII型，功率15kW，解决由于主井不能提023m水平以下矿石问题，023m水平以下的矿石只能靠副井提升，即将-17m水平矿石提至306m水平，再转入辅助矿石溜井，从223m水平运出井下。新改造的箕斗井是由设备井改造成双箕斗井，井筒位于4线附近，井口标高312m，井底标高-57m，井深369m。钢丝绳罐道，箕斗容积1.6m3，卷筒直径2.5m，缠绕式提升，提升机型号为2JK-2.51.2/20，电机功率为402kw。该箕斗井（主井）矿岩提升能力可达到1800t/d23、。预计2012年10月底该提升系统可投入运行。（2）供风系统：采用4台40m3SA-250W螺杆型空压机供风，由地表空压机站，经供风管路进入各个生产中段。同时，井下各别作业点有多台3m3、7m3移动空压机向作业点供风。-17m中段设置二台12 m3和一台20m3螺杆型空压机供深部凿岩使用。通风系统：中央对角式通风，新鲜风流自223m水平主平硐口进入主、副井，经阶段回风巷道至通风天井，将井下污风由南北主风井排至地表。主风机功率为55kW，中段风机为5.5kW，均为轴流式通风。（3）排水系统（两套）防洪井：一套为规格2m2.4m，做为备用防洪排水系统，自-17m水平至223m水平，排水设备为67324、09型潜水泵，功率850kW，排水量800m3/h，防洪井亦兼作应急安全出口，另一套为中段接力式排水系统，主、副井井底水窝及中段水仓储水，中段水仓分别设在-17m中段、063m中段、143m中段、223m中段、287m中段，水泵为4DA88型卧泵，功率45kW/h，排水量54m3/h，接力式自下而上分梯段排至223m水平，经223m水平主运巷道水沟排到地表。（4）供水系统：223m水仓水扬至287m水仓，287m水仓水供223m中段生产用水。223m、143m水仓储水，经供水管路供下部生产用水。（5）深部开拓系统南区：为盲竖井开拓，规格4.5m，竖井位于063m中段19线，竖井深度自063m至25、-417m中段，卷扬机型为KJM-1.854，电机功率315kW，卷筒直径1.85m，摩擦式提升，智能提升信号系统，安全制动为动力制动、工作制动（平常使用）。双层双罐笼提升，南区-17水平以下矿、废石经该井提升至023m、-17m水平，再进行二次提升。北区：为斜井开拓，斜井位于6#线附近，斜井高度自-17m水平至-137m水平，卷扬机为30kW电机，串车式提升，所用矿车为0.5m3翻斗式矿车，该区矿、废石经该井提升至-17m水平，再进行二次提升。-17m水平以下中段的通风、供风、排水系统均纳入上部中段相应系统中的管（线）路。井下运输采用7t电机车牵引0.7m3固定式矿车和0.55m3 翻转式矿26、车运送矿岩，矿石提升到223m平硐，由7t电机车牵引0.7m3 固定式矿车运输至选厂，废石经副井提升到306m水平，由3t电机车牵引0.55m3 翻转式矿车运输至废石场。井下通风浅部采用两翼对角抽出式通风，深部暂采用单翼对角抽出式通风。 （6）采矿方法xx金矿的矿体分急倾斜中厚矿体和缓倾斜中厚矿体两大类，其中前者占绝大多数，后者较少。随着多年开采，矿体已随之变薄。缓倾斜中厚矿体一般用空场法回采。急倾斜中厚矿体类：一般用浅孔留矿法，矿柱用中深孔回采。结构参数：阶段高40m，矿块长度40m，间柱8m，顶柱7m，底柱7m。损失率15%，贫化率30-40%。凿岩设备为YT-27、YSP-45型凿岩机，27、电耙运搬。1.1.5.2选矿工艺、主要设备装备情况 选矿工艺为浮选+金精矿氰化锌粉置换提金工艺，其中碎矿为新改造的二段一闭路流程，磨矿为一段闭路流程，采用5A浮选机与4m3充气式搅拌浮选机进行浮选，浮选流程为一粗二精二扫。尾矿采用L-225玛尔斯泵一次输送到尾矿库。氰化采用锌粉置换工艺，两浸两洗流程。冶炼方法：湿法除杂、王水提纯，最终产品合质金，纯度达到99.93%以上。污水处理采用酸性液氯法。选矿主要设备：碎矿工段粗碎为C80型颚式破碎机，细碎为HP200型圆锥破碎机；磨浮工段三个系列，两个小球磨为MQY2.41.2溢流型球磨机，分级机为2FLG1.2双螺旋分级机，大球磨为MQG2.72.128、格子型球磨机，分级机为FLG2.0单螺旋分级机。 主要技术指标：xx矿业公司选矿工艺采用浮选+金精矿氰化+锌粉置换提金工艺。产品为合质金。浮选回收率89%，氰化回收率97%，冶炼回收率99.9%，综合回收率86.33%；氰渣品位1.95g/t，尾矿品位0.18g/t，金精矿品位70-85g/t。浮选尾矿输送到尾矿坝堆积，含氰污水采用氯化法处理后排放到尾矿库。xx金矿2010年-2012年主要生产经济参数表 表1-4年份处理矿量（t）原矿品位g/t精矿品位g/t尾矿品位g/t浮选回收%20103649701.7269.680.19888.8020113658241.6781.480.17489.29、7520121987151.5283.700.16789.19氰原数量（t）氰原品位g/t氰渣品位g/t氰化回收%20108033.69769.681.9896.8920116721.5881.481.9397.3020123214.4783.701.9097.78 项目提出背景xx金矿始建于1958年，历经50多年发展，矿山已由最初50t/d生产能力发展到现生产能力1000t/d的采选联合企业。按2010年1月22日，xx县政府与xx集团公司签订的矿产资源开发战略合作协议，2011年度河北xx矿业有限责任完成了桑家峪矿区整合和取得了黑石峪探采权。为xx金矿的发展奠定了资源基础。同时，xx金矿30、拟对8号勘探线以北的采场塌陷区资源，即143m中段以上的、号脉残矿及低品位矿石采用露天开采方式予以利用。2012年2月1-2日集团公司杜总到现场视察并召开了河北xx矿业有限责任公司推进扩能改造工作现场会，确定一是要整体规划，分步实施，要抓住集团公司大力支持现有生产企业扩能改造的发展机遇及政策，认真细化总体规划，系统安排项目进度时间表，重点处理好生产、规划、改造的衔接，实现新建3000t/d选厂2013年末投产，2014年达产达标；二是要组织保障，密切配合，xx公司要成立专门组织机构，责任到人，全力推动。金有公司需进一步优化探矿设计，工作提前。设计院重点支持，选厂及措施井工程提前设计；三是要解放31、思想，群策群力，做好全矿职工思想工作，担当责任，把握机遇，再造辉煌。在上述背景下，提出对xx金矿进行整体规划，分步实施的建设思路。在xx金矿进行整体规划基础上拟对该矿开发建设。1.2可行性研究依据及原则1.2.1可研依据（1）xx集团战略函201251号河北xx矿业有限公司采选扩能改造项目可行性研究报告委托书；（2）xx集团公司副总经理杜海青到河北xx矿业有限责任公司推进扩能改造工作会议纪要；（3）2011年度xx金矿资源储量核实报告；（4）xx公司提供的企业资料；（5）xx公司提供的近三年选矿生产指标；（6）现场收集的矿山生产建设其它资料。1.2.2可研原则（1）认真贯彻执行国家、地方和行业32、有关政策、法规、标准及技术规范；尽可能少占土地；节约能源与水资源；对矿产资源进行合理利用；（2）重视环境保护、安全生产和工业卫生，确保矿山投产后安全运行和务使“三废”排放达到国家标准；（3）按照“技术一流、管理一流、环保一流、安全一流、效益一流”的高标准，建设一座技术领先、设备先进、高效低耗、环境优雅、安全生产、管理科学、效益显著的新型现代化矿山。（4）通过多方案比较优化主要设计方案，尽可能降低投资，降低生产运营成本，充分发挥盈利能力。采取合理的技术措施加快项目基建进度，早日建成投产。（5）主要工艺方案和设备装备水平，应充分结合矿山实际情况，积极采用先进的技术和设备，提高机械化、自动化程度。关33、键设备尽量采用国内、外先进节能设备，使企业装备水平尽可能达到国内同期一流先进水平，提高企业经济效益和市场竞争能力。（6）采用高效合理的尾矿处理工艺，提高回水率和水资源利用率，最大限度地降低耗水量，缓解该地区水资源贫乏的供水压力。（7）合理规划工业场地与设施，在适应和符合场地的自然条件、环境条件、企业建设条件下，寻求场地内各种设施的最佳空间配置，以获得物流短顺、物料运输最少、用地面积最省的优化布置方案。1.3企业建设条件1.3.1地质资源xx金矿矿床成因类型为中温岩浆热液型金矿床。（1）地下开采地质资源利用储量保有及预获资源储量见表1-5地下开采地质资源利用储量见表1-6xx矿区各矿段保有及预获34、资源储量表 表1-5矿段储量级别矿石量(t)品位(10-6)金属量(kg)xx低品位3683572.22 817.76 122b17444534.09 7127.01 33312397884.11 5095.36 合计33525983.89 13040.13 桑家峪122b4512825.66 2554.163332116144.61 976.081222b+3336628965.33 3530.24预获122b2100515 3.16 6637.92 3334571803 3.11 14237.80 122b+3336672318 3.13 20875.71 总计低品位3683572.22 35、817.756122b4296249 3.80 16319 3336023205 3.37 20309 122b+33310687812 3.50 37446 xx矿区设计利用总储量表 表1-6矿段储量级别类型矿石量(t)品位(10-6)金属量(kg)备注xx122b1744453 4.09 7127.01 已核实333867852 4.11 3566.75 122b+3332612304 4.09 10693.76 桑家峪122b451282 5.66 2554.16 333148130 4.61 683.26 122b+333599412 5.40 3237.42 预获储量122b105036、257 3.16 3318.96 预获3332285902 3.11 7118.90 122b+3333336159 3.13 10437.86 总计122b3245992 4.00 13000 3333301883 3.44 11369 122b+3336547875 3.72 24369 xx矿段与桑家峪矿段本次设计对象为122b、333级别资源储量，其中122b级别储量全部利用，333级别资源量利用系数为70%；2012年探矿设计预获资源储量的利用，由于探矿工作尚未结束，没有结论性报告与总结，本次设计按50%予以利用。本次设计利用储量为（122b+333）：矿石量6547875t，金金属37、量24369kg，平均品位3.7210-6。（2）露天开采浅部残留资源xx金矿依据矿山开采记录和原地质报告低品位储量计算露天开采浅部残留资源，根据所圈定的境界设计储量利用表见表1-7。露天开采资源储量利用表 表1-7原地采中段标高（m）类别矿石量（t）平均品位（10-6）Au金属量（Kg）287矿体164529.39154.43矿脉6316220.77486.35合计6480750.99640.78262矿体136537.0395.97矿脉6593700.86567.06合计6730230.99663.03223矿体423807.54319.68矿脉10841760.931008.28合计1138、265561.181327.96183矿体621246.74419.03矿脉8875210.95843.14合计9496451.331262.17143矿体249207.01174.67矿脉4102740.90369.25合计4351931.25543.91总计矿体1595297.301163.77矿脉36729630.893274.08合计38324931.164437.86根据圈定的露天境界，境界内矿石量3832493t，金金属量4437.86kg，平均品位1.1610-6。1.3.2其他建设条件（1）供电矿山原有35kV总降压变电所一座，35kV主电源引自东荒峪变电所，安装两台4000k39、VA变压器，对整个矿区进行供电。10kV备用电源引自刘村寨。xx金矿是已建成的采、选联合企业。本次设计范围是对xx及桑家峪矿区进行扩能改造可行性研究，设计在xx新选厂附近建一座35kV降压变电所，主电源由唐山供电公司下营110kV变电站引来，距离约3km。由原35kV总降压变电所引来一回线路作为备用电源，保证矿山一级负荷双回路电源供电。35kV变电所高低压侧均采用单母线分段接线方式，两台变压器并列运行。 （2）供水现矿区生活生产用水主要取自9km外的长河水源地，在矿区附近的赤道河建有水井和泵房用于回收生活废水和地表水来补充生产用水。井下涌水可满足探建工程井下用水需要。按本次扩能改造要求，该水源40、已不能满足要求，供水水源延长距长河水源地6km的滦河水源地，经可靠性分析该水源可满足矿山扩能改造后生产与生活用水需求。（3）外部交通和物质转运河北xx矿业有限责任公司位于河北省xx县xx镇。矿区南距唐山市110km，距xx县城35km，西距北京市210km，均有干线公路相通。唐碾公路从公司门前通过。铁路：距大秦铁路xx北站30km，有公路相通，交通十分便利。对外协作也较为便利。（4）建设材料及燃料供应矿山建设需要的钢材、水泥、木材等可由xx、唐山等地购入，砂子和碎石可就地解决。 （5）生产外协条件本区矿山工业发达，矿山生产所需的材料如火工材料和机械加工等均可就近解决。机、汽修、电修的外协很方便41、。本次可研不再设置机、汽修、电修，全部采用外委予以解决。1.4项目设计范围及项目界区外配套工程1.4.1项目设计范围本项目设计范围包括采矿工程、选矿厂、尾矿库及其配套的辅助设施。主要设计内容包括：（1）地质资源/储量计算及利用；（2）矿山生产规模的确定；（3）扩能改造地采与露采生产规模匹配；（4）选矿工艺流程及设备选择；（5）尾矿设施；（6）采、选工业场地总平面布置；（7）供电、供水、排水、通讯、通风、自动化等辅助生产设施；（8）环境保护、安全生产与工业卫生、节能、水土保持、消防等设施的配置；（9）矿山配套的公辅设施。（10）工程进度安排、投资估算及项目技术经济评价。项目界区外配套工程项目根据42、项目可行性研究内容，项目界区外配套工程项目主要为外部供电线路工程。电源由唐山供电公司下营110kV变电站引来，距离约3km。外部供电工程设计纳入可研范围中，外部供电线路初步设计和施工图设计由当地电力部门承担，矿区总降变电站由长春黄金设计院承担。1.5建设规模1.5.1工作制度年工作330d，每天3班，每班8h。1.5.2生产规模根据资源储量情况，可研拟定采选建设规模为3000t/d。其中：选厂建成后前两年采矿井下生产1500t/d；露天生产1500t/d。第三年开始采矿井下生产2000t/d；露天生产1000t/d。 选矿厂生产规模为3000t/d。1.5.3服务年限地采计算服务年限为16a；43、露采计算服务年限为11a；取16a。1.6主要建设方案1.6.1矿区地质探矿地质探矿工程xx矿区所确定的矿床勘探类型为-勘查类型，根据矿山多年生产探建验证认为比较合理。地质探矿工程按河北省xx县xx金矿2012年度地质探矿设计进行，本可研不再另布置基建探矿工程。为满足矿山正常、持续生产及采矿贮备矿量对地质储量升级的要求，为编制采掘进度计划提供可靠的地质依据，每年需投入一定数量的生产探矿量。生产探矿手段及网度同基建探矿。估算生产探矿量为3000m/a。估算生产期间取样3000件/a。地质探矿工程量根据探矿设计，确定的地质探矿工程量如下：坑探：xx深部：10000m；桑家峪：10000m；黑石峪：44、2500m。钻探：桑家峪+黑石峪：20000m； xx 地表钻：10000m；坑内钻：12320m。1.6.2地下采矿工程（1）开采范围根据矿山生产现状，结合矿体赋存条件，本次设计范围包括xx矿段的、等矿脉，桑家峪的、-1矿体。（2）开采顺序根据矿体赋存特点，以及设计选用采矿方法的要求，回采过程中应遵循从上到下，由远而近，先采上盘后采下盘的开采原则。（3）采矿方法选择从矿体赋存条件来看，开采矿体具有如下特点：矿体倾角6085，属急倾斜矿体。全矿区矿体较多，厚度变化较大，属薄中厚矿体。矿岩属中等稳固致密岩石，节理较发育。从矿山生产情况来看，现在采用的浅孔留矿法有多年的生产实践经验，能够被矿山技术45、人员和工人熟练掌握并灵活运用。根据上述特点，本区矿体适合空场法采矿。结合矿山实际，设计仍推荐浅孔留矿法和分段空场法采矿。根据矿体厚度划定空场法采矿为26%，浅孔留矿法采矿为74%。具体选择见下表 采矿方法选择表 表1-8序号主要地质、开采技术及其它条件较适合的采矿方法排除的采方法名 称特 征1地表崩落的可能性允许空场法、崩落法、充填法2矿体的稳固性中等空场法、崩落法、充填法3围岩的稳固性中等空场法、充填法崩落法4矿石的品位价值中等空场法充填法5矿体倾角及厚度倾角6085，厚度薄中厚矿体。浅孔留矿法、分段空场法（4）开拓方案选择根据矿体赋存特征、开采技术条件及矿区地表地形条件，并结合设计生产规模46、，矿床开拓适合沿用目前的平硐竖井开拓方式。xx矿段主井为双箕斗井，井筒位于4线附近，井口标高312m，井底标高-57m，井深369m，井筒为矩形。采用单绳提升机提升1.6m3翻转式双箕斗，电机功率402kW，提升速度6.532m/s。该井主要担负xx及桑家峪两个矿区1800t矿石的提升。坑内产出的矿石采用集中提升，在箕斗井附近，布置一条矿石装载溜井，井口标高-17m，溜井底标高-37m，井筒断面22m，在溜井底部设有振动放矿机、计量漏斗等井下装矿设施，并配套有粉矿回收系统。由-57m中段至-37m设置一条人行设备井，井筒规格22m，作为所需人员、材料、设备的通道。副井规格4.42m2.62m，47、原来的木罐道改造为复合罐道，位于3线附近，提升高度自-17m水平至306m水平，提升xx矿段的所有废石及200t矿石。xx矿段深部为盲竖井开拓，规格4.5m，竖井位于063中段19线，竖井深度自023m至-417m中段，卷扬机型为KJM-1.854，电机功率315kW，卷筒直径1.85m，摩擦式提升，智能提升信号系统，安全制动为动力制动、工作制动（平常使用）。双层双罐笼提升，南区-17m水平以下矿、废石经该井提升至-17m水平，再进行二次提升。桑家峪矿段新掘竖井，井径4.7m，井深357m，采用复合罐道，下掘至-17m水平，与xx矿段通过-17m水平运输巷道相连接。矿石由xx矿段箕斗井统一运输48、。废石由该竖井采用双层多绳罐笼（3600mm1350mm），提升0.55m矿车，JKM2.84（I），电机功率315kW。提升至地表再运输至废石场堆弃。为加快基建进度利用原主井改造成措施井用于基建除渣。现井深200m至50m，井陉3.0 m。改造后井陉3.5 m，井深200 m至-17m，提升设计采用单罐平衡锤提升方式，提升容器采用2双层罐笼，提升机选2JK-2.5/20型提升机，配YR355L-8型电机，功率 220KW。223m主运平巷采用10t电机车牵引YCC2（6）型矿车运输，坑内运输采用7t电机车牵引0.7m3矿车组成运矿列车组，由3t电机车牵引0.55m3翻转式矿车组成运岩石列车组49、。（5）通风xx矿段井下通风浅部采用两翼对角抽出式通风，深部暂采用单翼对角抽出式通风。桑家峪由于无法圈定移动带以确定现有风井的存废，暂定采用现有的单翼对角式通风，新风自竖井进入，经阶段回风巷道至通风天井，将井下污风由本矿段风井排至地表。设计采用1台通风机，型号K406No17型矿用通风机，功率75kW。（6）供气根据桑家峪坑内最大耗气量，需要4台SA-220A型双螺杆压缩机。3台工作，1台备用。（7）排水xx矿段露天坑渗水后xx-417m坑内正常涌水量719.5m/d，最大涌水量8012.8 m/d。经核算利用现有排水设施可满足排水要求。桑家峪矿段坑内正常涌水量暂按2160m3/d考虑，最大涌50、水量4300m3/d。设计采用集中排水方式，设计在-17m中段井底车场附近建1座排水泵站。各中段涌水汇集于井底水仓，由排水泵站一次排至地表设计采用MD155-678型水泵，排水量155m3/h，最大扬程402m。配套电机功率280kW。（8）生产能力与服务年限矿山采用连续工作制度，年工作330d，每天3班，每班8h。推荐井下采矿生产能力：前三年，1500t/d；49.5104t/a。第四年起，2000t/d；66104t/a。计算服务年限为16a。（9）基建工程量地下部分为xx副井改造、桑家峪新掘主井、桑家峪措施井工程、硐室工程、xx、桑家峪、黑石峪开拓、探矿、采切工程等，上述基建工程总量为151、5.16万m3，其中开拓、探矿14.25万m3，采切工程0.898万m3（10）采矿主要设备利用情况见附表1.6.3露天采矿（1）经济合理剥采比的确定经计算，当地质品位在1.15g/t范围时，露天开采经济合理剥采比为18.5m3/m3。（2）边坡参数的选取台阶高度： 10m台阶坡面角： 5570安全平台宽度：34m清扫平台宽度：68m（每隔两个安全平台设置一个清扫平台）最终边坡角： 4547（3）境界圈定 露天境界主要参数 表1-9项目单位参数上部尺寸m510460下部尺寸m15020台阶高度m10台阶坡面角度5570安全平台宽度m34清扫平台宽度m68m（每隔两个安全平台设置一个清扫平台）采52、场最高标高m408底标高m143封闭圈标高m283采场边坡最大高度m265最终边坡角度4547 露天境界矿岩量表 表1-10项目单位数量备注矿岩总量104t3914.78104m31408.19矿石量104t383.25 104m3137.86矿石体重2.78岩石量104t3531.53104m31270.33岩石体重2.75平均剥采比m3/m39.21t/t9.21金属量Kg4437.86平均品位g/t1.16（4）开拓运输方式矿石采用汽车（运距1.2km）溜井（90m高）平硐（650m长）联合开拓运输方式；岩石采用单一汽车运输方式（运距2.0km）。（5）采剥工艺鉴于岩石量集中于采场上部，53、为了有效推迟剥离洪峰，减少基建剥离量，前期剥离采用组合台阶陡帮作业，采矿采用缓帮作业。最小工作平台宽度25m。（6）损失与贫化根据矿体赋存条件及所选采剥工艺和采剥设备，设计选取采矿损失率5%，矿石贫化率8%。（7）露天采场防排水露天采场底部标高143m，封闭圈标高283m，最大排水高度140m。采场采用2阶段排水。即213m及露天坑底143m各设1座泵站。采场正常降雨水量：2140m3d，最大降雨量：11700m3d。露天坑最大暴雨期允许淹没1个台阶。考虑最大降雨量，设计选用潜水泵排水，型号为61125型水泵，流量170m3/h，扬程80m，配套电机功率64kW。泵站设水泵4台，1台工作，3台54、备用。遇暴雨时3台同时工作。（8）生产能力与服务年限推荐露天部分生产能力：前两年开采矿石1500t/d；49.5104t/a； 第三年起开采矿石1000t/d；33104t/a。矿山计算服务年限为11a（9）基建工程量露天采场基建剥离工程量240104m31.6.4选矿（1）工艺流程确定根据xx选厂生产实践在优化基础上确定选矿工艺流程。碎矿：采用三段两闭路破碎工艺磨矿：采用一段闭路磨矿工艺选别：采用浮选精矿再磨、浸出、锌粉置换工艺流程金提纯工艺采用盐酸除杂氯化浸金还原金粉酸洗涤熔铸金锭工艺流程。（2）主要工艺指标前两年 第三年起原矿品位：1.74g/t 原矿品位：1.82g/t给矿粒度：-5055、0mm 给矿粒度：-500mm破碎产品粒度：-12mm 破碎产品粒度：-12mm矿细度：-200目55% 一段磨矿细度：-200目55%粗选作业浓度：32% 粗选作业浓度：32%浮选精矿品位：86.03g/t 浮选精矿品位：90.49g/t 浮选精矿产率：1.80% 浮选精矿产率：1.80%浮选精矿回收率：89% 浮选精矿回收率：89.50%浮选尾矿品位：0.19k/t浮选尾矿品位：0.19g/t精矿再磨细度：-350目99% 精矿再磨细度：-350目99%浸原品位：86.03g/t 浸原品位：90.49g/t浸出浓度：35% 浸出浓度：35%浸出率：97.00% 浸出率：97.00%洗涤率：56、99.34% 洗涤率：99.47%置换率：100% 置换率：100%浸渣品位：2.58g/t浸渣品位：2.71g/t金泥含金：3618.37g/t 金泥含金：4715.03g/t金选矿总回收率：85.76%金选矿总回收率：86.36%冶炼回收率：99.9% 冶炼回收率：99.9%（3）主要设备选择碎矿：粗碎选用C110颚式破碎机一台；中碎选用HP300圆锥破碎一台；细碎选用HP400圆锥破碎机一台。磨矿：选用MQY42706500溢流型球磨机一台；配5006旋流器组；精矿再磨选用MQY1840溢流型球磨机一台；配1254旋流器组。浮选：选用XCF/KYF24m浮选机10台；选用XCF/KYF457、m浮选机5台；浸出：选用5056浸出槽8台；选用12m浓密机2台（浮选精矿脱水、浸前浓密各1台）；1台厢式隔膜压滤机XAGZ120/1250（浸渣压滤）。洗涤置换：选用12m双层浓密机2台；12m2陶瓷过滤机2台；选用BMY70/800板框压滤机2台；选用170锌粉给料机1台；选用12003600脱氧塔1台。1.6.5尾矿（1）库址推荐使用申家峪尾矿库。该尾矿库设计已由承德龙兴矿业有限责任公司完成了初步设计并在河北省安监局备案。参照选厂规模，尾矿产率取97.6%，尾矿比重取1.40t/m3，年排放尾矿量为69.44万m3。经计算故该尾矿库服务年限可达到8.6a。选择洪沟峪为规划尾矿库址。（2）58、尾矿输送选择水隔离泵LSGB280/2.5，315kW/380v（一备一用）为尾矿输送设备。矿浆流量为：252.3280.3m3/s，扬程最高为244.61m。（3）尾矿回水排入尾矿库的水量为5471t/d，设计回水率取75%，则回水量为：171m3/h；输送距离为3400m，输送管径取D2198无缝钢管，流速为1.47m/s，水力坡降为1.37%，自然高差为20m（187-207m），最大扬程为66.58m。选择单级离心泵KQW125/250-55/2（一备一用），流量192m3/h，扬程73m，电机功率55kW。1.6.6总图运输（1）厂址选择根据xx已是有50年生产历史的老矿山实际，结合59、矿山生产与地形地貌现状共选择了两个厂址方案。方案I为异地新建厂址方案，方案II为扩建厂址方案 方案比较表 表1-11序号项目名称单位方案I方案II差额新厂址新建3000t/d选厂原厂址新建2000t/d选厂方案I-方案II一主要技术经济指标1规模提高产能t/d30002000日处理矿石量30003000年处理矿石量t104/a99992选厂建设期a13矿山服务年限a15二可比建设投资万元6027.33 3637.80 1碎矿设备及安装万元1470.46 1086.32 2磨矿设备及安装万元1084.48 842.38 3浮选设备及安装万元708.98 562.62 4洗涤压滤设备及安装万元1260、35.41 1146.48 5选厂征地费用万元528.00 6搬迁费用万元1000.00 可比建设投资净年值万元a792.44 478.28 314 三可比经营成本费用合计万元/a134.98 1369.13 -1234 其中：材料费万元/a891.00 人工费万元/a52.20 动力费万元/a316.80 修理费万元/a134.98 109.13 四成本费用年值万元927 1847 -920 五推荐方案方案I与方案II优缺点方案I优缺点：（1）方案I建成后，产能提高3000t/d。（2）方案I建成后，工业区可以实现规范化并且便于管理。（3）方案I建成后实现设备大型化，相对方案II更为节能。 61、（4）方案I有利于环境保护。（5）新厂址，需要新征地3. 9 ha，需要搬迁安置20户居民。 （6）可比基本建设投资高出2389.53万元。方案II优缺点：（1）方案II投资低于案I。 （2）方案II不需另行征地。（3）由于在原厂址新建2000t/d选厂，需要停产半年，减少金产量总计340kg。影响同期净利润3479万元。 （4）方案II产能提高2000t/d，总产能可达到3000t/d。比方案I少1000t/d。 （5）各项能耗相对较大。 （6）方案II，形成了4条生产线，管理相复杂，需要人员较多。由上述技术经济方案比较表可以看出，方案II受基建期停产半年影响，可比同期净利润，方案I比方案I62、I高出约3479万元；可比选厂基建投资方案I比方案II高出约2389.53万元；可比成本费用年值方案I比方案II低920万元/a；通过技术经济方案比较，推荐选用方案I，即在现有223m主运平硐东南侧的(杨树洼)场地新建厂址为推荐厂址方案。（2）总体布置采矿工业区桑家峪和xx地采基本利用现有开拓系统。桑家峪采区需新建竖井及井塔一座，负责桑家峪采区的废石提升。xx需新布置一条矿石主运平硐，连接露天矿石溜井以及现有出矿系统，标高为223m。xx露天采场位于现有箕斗井场地北侧，占地19.40ha。,生产矿石前两年49.5104t/a ，第三年起33.0104t/a，由汽车运至采场南侧的露天矿石溜井，由63、溜井下放到223m新主运平硐，再由窄轨运至选厂原矿仓。年产废石量245.91104t/a，由汽车运至采场周边的排土场排放。采矿工业场地采矿工业场地包括三个部分：桑家峪采矿工业场地、xx地采采矿工业场地、xx露采采矿工业场地。桑家峪采矿工业场地利用企业现有设施，位于桑家峪新竖井南侧约400m处。xx地采采矿工业场地位于新223m主运平硐硐口处。主要包括：采场办公室、采场材料库、交接班室等。xx露采采矿工业场地位于露采采场南侧。由于位于爆破飞石界限内，主要布置临时设施，爆破时需先行将人员撤离至安全位置。主要包括：采场办公室、采场材料库、维修车间、露天矿石溜井等。选矿工业区（包括辅助设施）选矿工业区64、（包括辅助设施）布置在现有223m主运平硐东南侧的山坡上(杨树洼)。主要工业场地朝向为南偏西，采光、通风条件良好。选矿工业区占地4.82ha，选厂辅助设施利用企业现有用地，占地为1.12ha。场地内现有约20户居民，均需搬迁安置。选矿工业区包括原矿仓、破碎筛分系统、粉矿仓、主厂房等主要生产设施。附属设施包括：总降压变电站、试化验室、炼金室及选厂办公室、选厂锅炉房、总仓库，尾矿输送泵房等。尾矿库尾矿库利用现有申家峪尾矿库，位于选矿工业区东南侧约2.0km的自然沟内。现有尾矿库需新建回水泵房和回水池各一座。水源地供水水源设在现有长河水源地外延6km处的滦河水源地，距离高位水池约15km，水源地新建65、大口井、泵房、400m3水池各一座。高位水池高位水池场地布置在选厂东北侧约100m的山头上，场地标高237.0m，包括1500m3水池2座、500m3水池1座。地采废石场地采废石场根据矿区分为两个部分。xx废石场利用企业现有的废石场，所有设施均利用现有；桑家峪废石场结合新建竖井布置。露采排土场xx露天采区服务年限内共产生废石1270.33104m3（实方），其中基建剥离为240104m3（实方），考虑废石的松散系数和沉降系数所需排土场总容积为1658.51104m3。露采排土场位于露天采场西侧约1km的自然沟内，沟内开阔、沟底纵坡较缓，有利于提高排土场的稳定性，适合作为排土场。排土场占地82.66、36ha，容积约为1746.37104m3，富裕系数1.05，可满足服务年限内的排土需求。排土场总堆高为100m，分为4个台阶排放，台阶高25m，台阶间平台宽度20m。台阶边坡坡比为1:1.75，排土场整体边坡坡比为1:2.5，排土场的边坡稳定性良好。采区至排土场的平均运距为2.0km。（3）企业占地企业占地见表1-12序号分 区单位数量备 注1xx露天采场ha19.40征地2选矿工业区ha3.20征地3选厂附属设施ha1.12企业现有用地4新增采矿工业场地ha1.67征地5水 源 地ha0.30征地6高位水池场地ha0.50征地7尾矿库新增附属设施ha0.20征地8桑家峪废石场ha7.52征67、占9xx排土场ha82.36征占10搬迁安置用地ha1.75征地11道路及其他ha7.50征地合 计ha125.52（其中1.12ha为企业现有）其中：征地ha35.64（其中1.12ha为企业现有） 征占ha89.88企业占地一览表 表1-12电力（1）电源xx金矿是已建成的采、选联合企业。本次设计范围是对xx及桑家峪矿区进行扩能改造可行性研究，设计在xx新选厂附近建一座35kV降压变电所，主电源由唐山供电公司下营110kV变电站引来，距离约3km。由原35kV总降压变电所引来一回线路作为备用电源，保证矿山一级负荷双回路电源供电。35kV变电所高低压侧均采用单母线分段接线方式，两台变压器并列68、运行。 （2）用电负荷用电负荷：安装容量 13843.6kW工作容量 12253kW计算有功 8725.09kW计算无功 937.65kVar视在容量 8775.33kVA功率因数 0.99(补偿3600kVar后)年耗电量 4700.95104kWh矿山一类负荷包括井下主排水泵、提升机、通风机、浸出槽及浓密机等。（3）供电方案在xx新选厂附近建一座35kV降压变电所，安装两台S11-6300/35 kVA变压器，主电源由唐山供电公司下营110kV变电站引来，导线截面为LGJ-3120，距离约3km。备用电源由原35kV总降压变电所引来,导线截面为LGJ-395，距离约2km。电气主接线采用单69、母线分段方式，变压器采用并联运行方式，1.6.8给排水（1）给水量总用水量 8019 m3/d其中: 新水 1722.75 m3/d回水 6296.25 m3/d（2）水源矿区生活生产用水主要取自9km外的长河水源地，在矿区附近的赤道河建有水井和泵房用于回收生活废水和地表水来补充生产用水。井下涌水可满足井下生产用水需要。由于长河流量逐年减少，本次可研在长河水源地外延6km的滦河新建水源可满足用水要求。（3）排水选厂排出的浮选尾矿浆8417.14t/d，浓度35%，直接送入尾矿库自然净化，澄清水全部返回新建的1500m3高位回水池供选厂使用，尾矿堆存在尾矿库内。选厂冲洗地面的废水不外排，收集净化70、后返回工艺使用；尾矿砂泵间冲洗地面的废水也不外排，收集净化后返回工艺使用。生活污水进入厂区排水管网，试化验室的污水经中和处理后排入厂区排水管网，最后经化粪池预处理后进入内循环生物反应器深化处理。处理后达标的污水可用于灌溉或道路降尘等。1.6.9暖通（1）通风除尘碎矿与筛分采用水力除尘与机械联合除尘方式。水力除尘按矿石5%加水；机械除尘采用GC型湿式除尘器。主厂房各车间采用轴流通风机进行整体通风。（2）热力锅炉房内设：型锅炉一台；G7-37NO8A型鼓风机一台；Y7-37NO10C型引风机一台。1.6.10土建（1）建筑物面积工业建筑面积： 17244 m2总建筑面积： 17244 m2（2）三71、大材估量钢材: 1600t 水泥: 2000t 木材: 1000m3。1.7环境保护、安全与节能1.7.1环境保护（1）企业污染源及其治理措施废石采矿产生的废石集中堆放在地表废石场。其中一部分由当地居民用于地面建筑或填沟铺路。另一部分待废石场成型后在其四周植树以恢复植被，减少废石对当地环境的影响。废水尾矿，选厂排出的浮选尾矿浆8417.14t/d，浓度35%，直接送入尾矿库自然净化，澄清水全部返回拟建的1500m3高位回水池供选厂使用。选厂冲洗地面的废水不外排，收集净化后返回工艺使用；尾矿砂泵站冲洗地面的废水也不外排，收集净化后返回工艺使用。生活污水进入厂区排水管网，试化验室的污水经中和处理后72、排入厂区排水管网,经化粪池预处理后，再进入内循环生物反应器进一步深化处理达标后用于厂区绿化。废气锅炉烟气，锅炉房内设一台型号为型节能热水锅炉，锅炉烟气经CJS-X6型湿式除尘器净化器后，再由35m高砖烟囱排入大气达到排放标准。噪声对机械设备产生的噪声采用：尽量选用低噪声设备，优先选用加工能力强或装配精度高的国家定点生产厂家；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；加强设备的维护和保养；在车间外植树、种草、种花。1.7.2安全与工业卫生（1）露天矿防排水采场上部迎水面设置截水沟，高于采场封闭圈高度降雨采用截水沟截流。露天采场内采用两段机械排水，在坑底设独立的排水泵站。坑73、内汇水由坑底排水泵排到封闭圈外。（2）井下排水xx矿段利用已形成的生产井下排水系统。桑家峪矿段采用集中排水方式，设计在-17m中段井底车场附近建1座排水泵站。各中段涌水汇集于井底水仓，由排水泵站一次排至地表设计采用MD155-678型水泵，排水量155m3/h，最大扬程402m。配套电机功率280kW。（3）露天矿生产过程中边坡安全防范措施在矿山的基建和生产期间除对露天边坡进行必要的清理和维护外，矿山地测科还应对露天边坡的稳定性进行监测，发现安全隐患及时报告并采取相应的处理措施，加强采场边坡的管理，保证露天边坡的稳定和安全。（4）井下安全按照相关规定，井下设置了六大安全避险系统。根据井下生产过74、程及劳动组织，井下安全重点有：提升、运输、通讯、采掘、爆破作业、排水、通风设施等。设计对应采取了相应措施。（5）废石厂安全按照相关要求，采取措施保证安全。详见节。（6）选厂安全对药剂、机械和防火均有相应措施。（7）消防设施矿山和选矿工业场地的火灾危险性为戊类，建筑耐火等级仍为二级。根据建筑设计防火规范GB500162006规定，室外消防用水量20l/s，一次火灾延续时间为2h，一次火灾用水量144m3。消防用水量储存在1500m3水池中。室外设置室外消火栓，管道与新水系统合并。厂房内设MFZ2(L)型手提式磷酸铵盐干粉灭火器。1.7.3节能本企业耗用能源主要是：电、柴油、汽油、煤等。用能必须贯75、彻执行中华人民共和国节约能源法等国家有关节能法律、法规、规范要求。因目前黄金行业尚未出版黄金矿山节能设计规范，本项目用能标准参照有色金属矿山节能设计规范（GB505952010），采矿、选矿、尾矿等能耗指标分析方法主要采用标准对照法。 xx能耗综合指标表 表1-13 序号各类能源单位年消耗量折合标准煤（kg）备 注1电力104kwh4700.955777467.55当量値2柴油t1751748523汽油t30441424燃煤t40002857140合计t5999318.69单位能耗指标kg标煤/t原矿6.06 项目能耗标准对比表 表1-14 序号 生产工序规范指标P0项目指标级 别备 注1地下76、开采 2.702.695二 级标准2露天开采0.940.923一 级标准3.3.23选 矿2.7（铜）2.52一 级标准4炼 金0.174暂时无标准5尾 矿 0.038暂时无标准6外部供水0.117暂时无标准7公用和辅助生产 系 统50t柴油30t汽油4000t煤合计0.0740.0452.8863.005设计指标根据上表计算看出，xx金矿能耗综合指标表处理每吨原矿能耗为6.06kg标煤，对于北方地区矿山生产能耗指标较低。地下开采能耗指标达到了有色二级标准，对于有50年生产的老矿山该能耗指标相对较低。新设计的露天采矿与新建选矿厂能耗均达到了有色一级标准。1.8项目进度计划（1）探采工程基建范围77、为xx副井改造、桑家峪新掘主井、硐室工程、xx段巷道、桑家峪段巷道、黑石峪探矿巷道、采切工程等。上述基建工程总量为15.16万m3，其中开拓、探矿14.25万m3，采切工程0.898万m3。露天采场基建剥离工程量240104m3根据工程量，确定矿山基建期为2a。（2）地表工程地表工程主要有：选矿厂、坑口设施、外部供水设施、厂区道路、外部供电线路与新总降压变电所等项目。根据项目特点，控制性工程为选矿厂工程及设备安装调试。结合控制性工程工程量确定基建期为1a。（3）项目实施综合计划综合采矿工程和地表工程量和所需基建期，兼顾采矿工程和地表工程可交叉平行建设的特点确定基建期为2a。重点工程为：探矿工程78、开拓工程和露采剥离工程。1.9投资与经济效果1.9.1投资（1）建设总投资构成工程费用：40988.35 万元其中：建筑工程费29934.96 万元设备购置费9009.57 万元安装工程费2043.82 万元工程建设其他费用：14847.95 万元预备费：3908.54 万元建设期利息：2784.16 万元铺底流动资金：1414.00 万元合计项目概算总投资为63943万元（2）资金筹措项目建设投资59745万元，建设期利息2784万元； 项目矿权投资9852万元（含矿权价款及建设期利息）；资金来源为70%贷款，30%自筹；长期借款利率为6.55%，流动资金借款利率为6.00%。项目利用原有79、固定资产净值18905万元，按自筹考虑；1.9.2经济效果（1）年均销售收入49041.25万元；年上缴税金6768.77万元（资源税、所得税、资源补偿费）；年利润总额19602.43万元；年税后净利润14701.83万元；（2）所得税后投资内部收益率19.49%；（3）总投资收益率20.76%；（4）所得税后动态投资回收期6.2a；（5）资本金净利润率35.91%；（6）所得税后投资财务净现值（I=10%)53475万元。（7）不确定性分析及化解风险措施盈亏平衡分析正常生产规模为99104t/年，项目达到正常生产年份40.69%的生产能力即可实现盈亏平衡，说明项目具有较强的抗风险能力。敏感性80、分析从所得税后敏感性分析表中可以看出，在变化率相同的情况下，销售收入的变动对所得税前投资财务净现值的影响最大，其次为产品规模。销售收入每下降1%，净现值约下降4.00%；经营成本每增加1%，净现值约下降2.41%；建设投资每上升1%，净现值约下降0.97%；产品规模每下降1%，净现值约下降2.96%；对税前净现值影响最小的因素是建设投资。计算项目所得税后生产规模、经营成本、建设投资的临界值分别为-33.74%、41.45%、103.14%。化解风险措施：本项目金价格按三年平均价格300元/g进行项目评价，目前黄金价格在350元/g左右运行。因此，评价价格相对是稳妥可靠的，销售收入有保证。重点应81、降低采矿贫化率，保证出矿质量；选矿厂应加强设备管理保证设备运转率，保证生产能力，控制采选过程各工段技术经济指标，实现企业目标。各项经济技术指标详见综合技术经济指标表表24-1。 综合评价（1）财务评价本项目财务评价所选取的指标和参数基本切合矿山实际，且有较高的保险系数。通过财务分析计算，本项目的盈利能力和偿债能力较好，财务生存能力较强，项目的抗风险能力完全满足项目需求。（2）社会评价本项目的建设为项目所在地区的经济发展起到积极促进作用，在促进当地建设的同时可以吸收当地部分人员从业。项目运营期内共计上缴政府相关部门各种税费97273万元，对当地社会经济效益有较大影响。项目的建设充分利用了老矿区残82、留资源和低品位资源，在矿产资源综合利用上向前迈进了一大步，尤其是对老矿区再造辉煌，产业振兴有着十分重要意义。（3）综合评价结论本项目经济评价所选取的指标和参数符合相关法律规定，基本切合矿山实际，使用的产品价格保守可靠。通过综合技术经济评价，认为本项目技术上可行，设计采用的主要技术方案和生产工艺成熟可靠，且易操作无公害。项目建设生产的经济效果较好，社会效益比较显著。评价结论：该项目可行，建议尽快实施，早日见效，将该资源优势转化成经济效益优势。2市场预测2.1金的储量及分布世界现查明的黄金资源量为8.9104t，储量基础为7.7104t，储量为4.8104t。世界上有80多个国家生产金。南非占世界83、查明黄金资源量和储量基础的50%，占世界储量的38%；美国占世界查明资源量的12%，占世界储量基础的8%，世界储量的12%。除南非和美国外，主要的黄金资源国是俄罗斯、乌兹别克斯坦、澳大利亚、加拿大、巴西等。在世界80多个黄金生产国中，美洲的产量占世界33%；非洲占28%；亚太地区29%。2.2金的用途金被广泛用于高科技工业，特别是电子工业、通讯技术、宇航技术、化工技术、医疗技术等。纯金有极好看的黄色和金属光泽，且和不同金属易形成合金并显示各种颜色，这被广泛应用于高级装修材料、高档工艺品和各种纪念品，而金的化合物电解液广泛用于镀金工艺。随着现代工业的发展和人民生活水平的提高，黄金在首饰、航天、航84、空、电子、医药等高新技术领域和饰品行业有着广泛的市场前景。黄金具有货币和商品双重职能。20世纪90年代以来，随着金融市场的进一步改革，黄金的货币功能已经减弱，许多国家中央银行对其储备资产进行了调整，减少了黄金持有量。黄金已基本上不作为直接购买和支付手段，但在世界经济领域和现实生活中，它仍是比任何纸币更具有储藏价值的一种储备手段。黄金对保证国家经济安全、国防安全和规避金融风险也是任何物品所无法替代的。2.3金市场回顾及后市展望2011年黄金的表现延续了“十年金牛”的走势，年内不断刷新历史最高记录，9月6日，伦敦金价创下了1920.38美元/盎司的历史最高价，可以说2011年是黄金爆发的一年，从185、500美元/盎司快速涨至1900美元/盎司，用时仅一个半月的时间。全球通货膨胀的加剧和避险情绪的高涨是推动黄金价格持续走高的“两大引擎”。美国历史上首次失去3A评级，欧债危机进一步扩散，QE3及美量化宽松货币政策将延续，是金价快速拉升的主要原因。避险情绪创下2008年金融危机后新高，股市、商品价格剧烈震荡，令投资者对于黄金寄予厚望。投机资金的过度炒作令金价失去了合理估值范围，短时间暴涨后，金价投资回归合理。黄金继2010年成为商品市场最为闪亮的品种之后，在2011年全球金融市场动荡的一年，成为为数不多维持年内正收益的品种，其杰出的避险属性被投资者广为追捧。展望2012年，影响黄金走势的因素仍然86、会错综复杂，但核心影响因素集中在美元走势，通胀预期，地缘局势以及央行货币政策。在2012年，美国经济继续呈现稳步扩张之势，美国零售业和整体劳动力市场有所改善，美国继续实行量化宽松的可能性在减弱。但失业率居高不下仍是困扰美国经济增长的主要因素，美联储为增加就业继续维持利率于较低的水平，不排除在第三季度实施量化宽松或变相的量化的宽松的可能。鉴于欧洲债务问题长期性和复杂性，市场对黄金的投资需求表现强劲，投资者和国家央行把黄金作为避险资产及保值工具，并且欧洲央行未来的解决欧洲债务问题，不仅降息，而且可能出台更多措施增加流动性，央行的宽松周期和规模再次扩大，全球通胀仍不容乐观，黄金有望继续成为投资者避险87、以及保值的首选。黄金牛市的格局不会改变，金价在2012年有望站上2200美元。2.4产品价格（1）历史价格2009-2012年国内年平均价格如下2009年平均价格：213元g。2010年平均价格：267元g。2011年平均价格：328元g。2012年1-9月平均价格：338元g。2009年10月-2012年9月平均价：303元/g。（2）本项目确定价格根据目前黄金的市场价格走势，考虑到市场可能发生波动及本项目经济评价可靠性，确定本项目产品销售价格按三年平均平价。成品金：300元/g。 3地质资源3.1矿区地质该区位于中朝准地台燕山台褶带遵化-xx复杂褶皱构造区的东部、华北地台北缘重要的金矿成矿88、带内。矿床成因为中温岩浆热液型金矿床。xx金矿床分布在南北长6200m、东西宽200m至900m的狭长的含金片理化带内，出露面积5km2。矿区分为相连的三个矿段：北部黑石峪矿段（36线以北）长约1700m，中部xx矿段（36-43线之间）长约1500m，南部桑家峪矿段（43线以南）长约3000m。主要金矿体集中于中部xx金矿段。地层xx金矿床产于冀东太古界xx岩群变质岩系中，其主要岩性为斜长角闪岩、斜长角闪片麻岩、硅质斜长角闪岩、石榴子石斜长角闪岩、混合岩化斜长角闪岩、变粒岩、浅粒岩及少量的磁铁石英岩。本区岩石混合岩化普遍，属区域性混合岩化作用，原地选择性重熔性质。此外，由韧性剪切作用形成的糜89、棱片岩在区内也有较多分布。矿体主要分布在糜棱片岩以及贯穿在其中的强烈韧性变形的石英脉、钠长石英脉及钠长石脉中。现将主要岩石叙述如下：（1）斜长角闪岩：分布在矿区中部及东部，在韧性剪切带内呈构造透镜体状遍布整个矿区。岩石为深灰绿色、暗绿色，中细粒花岗变晶、变余碎斑和交代净边结构，块状、芝麻点状、片麻状及条带状构造。矿物成份由中基性斜长石和普通角闪石组成。斜长石（An3047），普遍绢云母化，表面不净，有的表面有一些细粒绿帘石，轻微碳酸盐化；角闪石半自形，含量大于50，多色性明显。大部分蚀变为绿泥石，形成绿泥石化、片理化斜长角闪岩。（2）斜长角闪片麻岩：分布在矿区西部。岩石呈暗绿色，粗中粒变晶结构90、，片麻状构造。由角闪石、斜长石和石英组成，有时有少量辉石、黑云母，其中斜长石和角闪石含量经常发生相对变化，当斜长石含量大于角闪石时，为角闪斜长片麻岩。岩石中常夹有狭长条带状或扁豆状的磁铁石英岩。（3）混合岩化斜长角闪片麻岩：分布在矿区东部。岩石灰黑色，粒状变晶结构，片麻状构造。主要矿物：角闪石、斜长石和石英，次要矿物：辉石和云母。混合岩化发育。（4）变粒岩：分布在矿区316线间。变粒岩呈灰灰绿色，细中细粒变晶结构，条带状构造，矿物成份以斜长石为主，其次为绿泥石及少量磁铁矿和方解石。（5）浅粒岩：与变粒岩相互过渡。岩石呈灰浅黄色，粒状变晶或纤维变晶结构，块状、条纹状构造。主要由石英及钠长石组成，91、并含少量黄铁矿、绿泥石、方解石。剪切带中浅粒岩常发生强烈绢英岩化。（6）绿泥石片岩类：包括绿泥石石英片岩、绿泥石钠长石石英片岩和绢云母绿泥石石英片岩等。绿暗绿色，片理发育、片状矿物以绿泥石为主，含量3060之间，长石含量2040，斜长石绢云母化强烈。石英波状消光普遍，含量1030。绿泥石主要由角闪石退变而来。绿泥石片岩与斜长角闪岩呈渐变关系，中间为绿泥石化的斜长角闪岩，绿泥石由少到多，岩石由块状变为片理发育的片岩。（7）云母片岩类：包括绿泥石绢云母片岩、钠长石英绢云母片岩和绢云母钠长石石英片岩等。浅灰色灰绿色，鳞片状结构，片状构造。片状矿物以绢云母为主，含量2070%，呈层状条带状分布，褶皱强92、烈，岩石含少量白云母、绿泥石等，钠长石含量2040，很少见到斜长石。石英变形非常明显，沿片理定向拉长，带状消光。碳酸盐岩分布较普遍，既有颗粒状散布或团块分布，也有脉状。绢云母片岩含钠长石、石英细脉、黄铁矿及金多时构成矿石的一种类型。构造早期的xx运动在整个冀东地区形成宽缓的东西向构造；阜平运动构成一系列的南北向构造；而后期的燕山运动则以北东向的脆性断裂为主。多期构造的置换和叠加构成矿区的地质构造较为复杂。从总体看，矿区的主要构造是呈北北东向延伸的韧性剪切带及后期多组脆性断裂带。前者控制了金矿的分布及规模，与金矿化有密切关系，是本区最重要的控矿构造，后者则在前者基础上发展，或者对前者起破坏作用。93、（1）韧性剪切带：整个矿区被北北东向的韧性剪切带贯穿。韧性剪切带东侧以FI19断裂，西侧以F II1断裂为界，断裂破碎带最宽处可达900m（xx矿段43线附近），沿走向向北可延伸到大堡城子一带逐渐收敛，向南可达刘存寨沟附近，总体呈北收南开，上窄下宽的扇形分布，全长约20Km。该韧性剪切带是由一系列围绕大小不一的斜长角闪岩透镜体的小型韧性剪切带组成，它们大部分可互相联接，构成网络状或交织状的韧性剪切带。单个剪切带宽度几米至几十米不等。韧性剪切带中的变形岩石主要由围岩（斜长角闪岩）、强烈韧性变形的糜棱片岩（主要为绿泥石片岩、绿泥石绢云母片岩及绢云母片岩等）以及贯穿在其中的强烈韧性变形的石英脉、钠长94、石石英脉和钠长石脉组成。矿体赋存这些韧性剪切带内。因此，韧性剪切带是矿区的重要控矿、成矿构造。（2）脆性断裂：除了韧性剪切带外，在xx矿区还发育有一系列的脆性断裂构造。这些断裂有两类：一类发育在韧性剪切带内部的糜棱岩系与斜长角闪岩透镜体之间，其产状与韧性剪切带一致，这种断裂规模不大，常被钠长石脉或石英脉充填，而这些脉本身后期又有活动。另一类断裂规模较大，穿切了韧性剪切带，根据其走向将其划分为五组，FI、FII、FIII、FIV及FV。在此五组断层中，以FI组规模最大、数量最多。其中以FI19和FII1规模最大，为矿区最重要断裂构造。五组断裂特征如下：FI组断裂：走向2030，倾向北西或南东，倾95、角5080，多为逆断层，这组断裂走向与韧性剪切带一致。多为上面所述的第一类断裂。规模最大的为FI19。FII组断裂：走向4070，向北西或南东倾，陡倾角（6080），断层性质多为逆断层。该组断裂常切穿韧性剪切带，规模最大的为FI11。FIII组断裂：走向320350，多为北东倾，陡倾角（4080），以逆断层为主兼有平移性质，切穿韧性剪切带。规模最大的有FIII1和FIII5。FIV组断裂：为东西走向，倾向北，陡倾角（7080）。断层性质为正断层，切穿韧性剪切带。主要的一条为FIV 1。FV组断裂：走向35010，倾向东或西，倾角5080。张性兼有平移性质，切穿剪切带，代表性断裂为FV1。由于这96、些断裂的发育，破坏了韧性带的连续性，使含矿脉带及矿体的形态变得不规则。岩浆岩矿区内没有大的火成岩体，仅在矿区西部2Km处有燕山期青山口花岗岩体和西北部7Km处贾家山花岗岩体。矿区内出露主要为脉岩相岩石。各种脉岩产出顺序为：伟晶岩脉超基性岩脉（透辉石岩）中基性岩脉（闪长岩）钠长石脉石英脉安山玢岩、煌斑岩脉。其中，与金矿化关系密切的主要有钠长石脉、钠长石英脉、石英脉。为成矿期形成。围岩蚀变近矿围岩蚀变较普遍，动力变质作用形成的含矿带，为一线状蚀变带。形成硅化、黄铁矿化，钠长石化、绢云母化、绿泥石化及碳酸盐化，具显著的分带性，中心为石英钠长石脉，向两侧依次为绢云母化，绿泥石化，片理化到围岩。绢云母化97、和绿泥石化发育而普遍，一般宽数米至数十米，最宽可达百余米，形成绢云母片岩和绿泥石片岩。硅化、钠长石化及碳酸盐化带迭加于上述蚀变中，呈细粒集合体或条痕状充填于岩石的片理、裂隙或矿物颗粒间，使其片理不明显，呈各种不同程度的硅化岩石，强烈者为“次生石英岩”。钠长石化常与硅化伴生，形成各种钠长石化岩石或沿石英脉边部呈钠长石英脉产出，碳酸盐化在脉带中发育，多呈细粒状，以白云石(多为铁白云石)为主，方解石次之，在成矿后期或成矿后形成碳酸盐细脉。黄铁矿化发育，多分布在片岩之中，尤其是石英脉两侧极为发育，近矿围岩中常有粒状呈星散状分布。含矿蚀变带在动力热变质过程中，由于压溶和扩散作用，使岩石在等化学条件下，成98、份发生运移，形成分带对称的并以细小石英钠长石脉体构成复脉式的含矿带。3.2矿床地质矿体在空间分布上具有一定的规律性，含矿脉带主要赋存在xx群韧性剪切带内绿片岩中。由绿泥石片岩、绢云母片岩以及分布在其中的石英脉、钠长石英复脉组成。脉带及矿体主要分布在FII1与FI19断层之间，总体呈北北东向分布，由西向东分为0、六个含矿脉带。东西宽200900m，延深600900m。脉带绕菱形斜长角闪岩透镜体而近似平行展布，走向以0、20、60三组为主。脉带在剖面上多呈“人”字型，倾向114及294。倾角6585。（1）0脉带：分布于矿区西侧，呈脉状及透镜状。走向北东或近南北，倾向南东或东长几米百米左右。地表露99、头由绢云母片岩钠长石英脉组成，有零星矿体。 （2）脉带：分布于2427线间，长1000m，宽1025m。走向北东，倾向北西，倾角4060。以次生石英岩为主，地表矿化不连续，但局部有绢云母片岩钠长石英脉并矿化较好，在1127线间与带复合。（3）脉带：分布于3643线间，长1500m，宽2085m，延深370m（最低标高负50m）。走向20，倾向南东或北西，倾角80左右。是矿区发育好含矿最富脉带。岩性以石英脉、绢云母片岩石英脉、绢云母片岩钠长石英脉及绢云母片岩为主。形态多变。根据脉带的连续性，分为两个脉段：（4）脉带：分布于1920线，长850m，宽20m，延深600m（最低标高负240m）。走向100、20，倾向南东，局部倾向北西，倾角6083。其中820线间含矿较富。岩性以绢云母片岩和绢云母片岩钠长石英脉为主。该带中共有数处集聚的脉群。脉群长72278m，宽350m，延深84220m。168线间分别在标高150200m向脉带相复合或靠近。（5）脉带：浅部分布于2019线间，长700m，该脉带8线南有零星的集聚的脉群，宽10m54m。在 416线间为-1、-2矿体带，走向北北东，上部倾向北西，下部倾向南东，倾角较陡。此脉带向下部平行于脉带并靠近会合向下延伸；-2.3矿体带，走向60，倾向北西，倾角85，北东延伸似合于脉带，由60及0组的脉体组成集聚的脉群。岩性以绢云母片岩和绢云母片岩钠长石英101、脉及石英大脉组成，其形态呈“N”字形透镜状，4线以南走向25，倾向南东，倾角70，矿化较好。该脉带含矿次于、脉带。脉带延伸很深，深部在19线以南也有脉带存在， -337m、-417m中段均有工程揭露脉带矿体。在-417m中段钻孔控制矿体下延至-580m，且未尖灭。（6）脉带：分布于矿区东部，地表出露长约1300m，宽1772m。钻孔控制最低标高在-700m见矿，仍未尖灭，说明深部还有较好的矿化存在，有很好的找矿前景。在16线深部、脉带复合于脉带。该带走向20，倾向北西，倾角85或近直立。岩性以绢云母片岩和绢云母钠长石英脉为主。在183、143m两中段见到矿体走向长度在几十m到一百多m间，厚度1102、m至5m。矿体特征（一）xx矿段1968年勘探报告共圈出16个工业矿体，其中以-2、-3、矿体最富，-5矿体规模最大。全矿床总平均品位10.8610-6。（1）0脉带矿体：位于矿区最西部，在37线间及16线附近，标高由410180m，由探槽、老硐及钻孔控制。该矿体由四个小矿体组成，彼此相距较远，地表矿体走向南北或30，倾向东或北西，倾角5580。最大一条矿体16线29孔控制，见矿标高235m，长95m，伪厚8m，品位11.0410-6，但距主矿体较远。（2）脉带矿体：位于129线间，由探槽、老硐、钻孔及少量坑道控制。控制标高310175m。该矿体连续性差，走向20，倾向大部北西，倾角6575。103、一般长1540m，厚2m左右，最厚达8.5m，延深不超过90m。平均品位10.4410-6。（3）脉带矿体：分布于4243线间，有-1-5五个规模较大的矿体组成。-1矿体：位于230线间，由探槽 、五层坑道及少量钻孔控制，控制标高415160m。走向33，倾向南东，倾角6070。-2矿体：位于242线间，由探槽、老硐、五层坑道及钻孔控制，控制标高343193m，走向35，倾向南东，倾角7080。-3矿体：位于414线间，由浅井、老硐、五层坑道及钻孔控制，矿体较连续。控制标高340147m。走向南北，倾向东，倾角61。-4矿体：位于47线间，由探槽、老硐、五层坑道及钻孔控制，控制标高358204104、m。走向60，倾向南东，倾角78。-5矿体：位于443线间，由探槽、老硐、五层坑道及钻孔控制，控制标高31420m。产状以走向28，倾向南东，倾角5070为主，该矿体为全区最大的矿体，矿体长890m，最厚24m，一般厚14m，延深300余m。平均品位10.8610-6。（4）脉带矿体：分布于1322线间，有-1-5五个矿体组成。-1矿体：位于-2矿体东南侧，414线间，由四个不连续的小矿体组成。走向30，倾向南东，倾角70。长70m，最厚9m，一般厚6m，延深 65m，平均品位1210-6。-2矿体：位于1016线间，由探槽、老硐及四层坑道控制，控制标高382205m。走向南北，倾向东，倾角7105、9。矿体地表长45m，一般厚2m，坑道最厚达13m，延深170余m，平均品位14.7810-6。-3矿体：位于1018线间，由探槽、五层坑道及钻孔控制，控制标高37023m。走向30，倾向南东，倾角7580。-4矿体：位于1422线间，由探槽、三层坑道及钻孔控制，控制标高317-135m。走向3540，倾向南东，倾角6070。-5矿体：位于413线间，由坑道及钻孔控制，控制标高30990m。走向45，倾向南东，倾角70。（5）脉带矿体：分布于020线间，有-1-5五个矿体组成。-1矿体：位于08线间，由探槽、一层坑道、钻孔控制。控制标高33995m。走向25，倾向南东，倾角7078。-2矿体：106、位于422线间，由探槽、老硐、四层坑道及钻孔控制。控制标高335166m。走向30，倾角直立。-3矿体：位于818线间，由探槽、四层坑道及钻孔控制。控制标高31968m。（6）脉带矿体：分布于526线间，由探槽、一层坑道、少量钻孔控制。控制标高81200m。走向30，倾向南东，倾角7080。（二）桑家峪矿段矿体的分布和形态严格受脉带控制，主要分布在脉带中心部位，随脉带的变化而变化，脉带膨胀收缩矿体也随之膨胀收缩，脉带尖灭，矿体亦随之尖灭。矿权区内，共圈定矿体3个，其中脉带有1个矿体，脉带有1个矿体，()-1脉带分布金矿体1个，其中以-1、(-1)-1两个矿体规模比较大。V1矿体：位于336线间107、，矿体出露最高标高328m(30线)，最低标高210m(0线)。矿体在地表有间距40m的探槽揭露，浅中部有248、215、203、168、130五个不同水平的坑道工程揭露，深部有稀疏的钻孔控制。矿体走向25，倾向110120，倾角70，矿体的空间形态呈北高南低南北两头厚而中间薄的脉状。矿体控制长720m，延深260m。矿体平均厚度1.95m，厚度变化系数97.18%，厚度变化较大；金平均品位5.2110-6，品位变化系数132%，有用组分分布较均匀。后期构造对矿体破坏小。该矿体128线矿权范围内已采空，2836线203中段以上已采空。保有资源储量分布在2836线203中段到123m标高间。(V108、1)1矿体：位于1836线间，矿体出露标高300327m。矿体地表有40m间距的探槽控制，浅部有248、215两个水平坑道，深部有钻孔控制。矿体形态较完整，呈一个大的扁豆状，在18线南与V1矿体合并呈Y字组合，金矿体在脉带中尖灭再现，分枝复合比较明显，由此造成三个比较大的无矿天窗，无矿位置分别为：215水平CM20、24穿脉，248水平OP26穿脉。矿体走向10，地表倾向NW，深部(10m以下)转向南东(100)，倾角6085。矿体控制长325m，延深190m。矿体平均厚1.41m，厚度变化系数140.47%，厚度变化大；金平均品位6.6210-6，品位变化系数158%，有用组分分布不均匀。后109、期构造对矿体破坏小。该矿体203m标高以上已基本采空。保有资源储量主要分布在2234勘探线间203m标高以下。-1号矿体：位于号脉带内，为本次核实期间新发现的盲矿体。矿体位于2834线间，由203中段坑道控制。矿体呈简单脉状。走向36，倾向126，倾角83。控制矿体长120m，平均厚度7.05m，厚度变化系数13.4%，厚度变化小；金平均品位3.8410-6，品位变化系数73.17%，有用组分分布均匀。后期构造无破坏。矿石特征 （1）矿物组成矿石的矿物成分比较简单，金属矿物以黄铁矿为主，其它自然金、银金矿、金银矿、磁铁矿、磁黄铁矿、辉钼矿、闪锌矿、黄铜矿、斑铜矿、方铅矿、碲金矿、辉银矿。整个金110、属矿物约占矿石中的10。脉石矿物以石英、钠长石为主，其次为绢云母、绿泥石、绿帘石、铬云母以及碳酸盐类矿物（白云石为主，方解石次之），次生矿物以褐铁矿、孔雀石为主。（2）结构构造矿石的结构：比较简单，主要有三种：结晶结构：按黄铁矿的晶形可分为：A、自形-半自形晶粒状结构，黄铁矿呈立方体嵌布于石英及围岩中；B、他形粒状结构，黄铁矿呈他形粒状分布于石英中。溶蚀结构：包括A、溶蚀结构；B、骸晶结构；C、交代残余结构；D、交错结构。碎裂结构：黄铁矿被压碎后呈棱角状碎片，形成斑状碎裂结构。矿石构造按金属硫化物的产出状态，可将矿石的构造划分为6种主要类型：即块状构造、浸染状构造、脉状构造、团块状构造、团斑状111、构造及斑杂状构造等。（3）矿石化学成份根据原报告光谱及全分析资料，矿石中化学成分有Si、K、Na、Ca、Mg、Al、Fe、Ti、Pb、Mo、Mn、Cu、Zr、Sr、Ba、Au、Sc、Y、Bi、Co、Ga、Ag、V、Zn、Be等25种元素。除Si、K、Na、Ca、Mg、Al等造岩元素和Fe含量大于1%，Ti含量在0.1%1%外，一般均在0.1%0.001%之间，只有Be、Sc、V低于0.001%。矿石中主要有益元素为银，银在组合样分析中一般含量为0.210-6，最高品位3.510-6，一般小于伴生组分评价指标，核实报告中未作估算。其他元素：铋在精矿多种元素分析品位为0.00810-2，碲在单矿物112、分析中最高品位为0.03110-2，在组合样分析中最高品位为0.00510-2，铜在组合样分析中一般含量为0.0110-2，最高为0.0510-2，铅0.210-2、锌0.410-2、钼0.0110-2、锑0.410-2，均无综合回收利用的价值。矿石中有害元素为砷，但含量较低，对工艺没影响。（4）矿石类型矿石自然类型：氧化矿和原生矿。地质类型：为石英黄铁矿自然金类型。矿石工业类型：为含金石英脉及复脉带型。（5）金的赋存状态金银矿物以自然金为主，金的成色为900-950，平均910。少量银金矿、金银矿、碲金矿、辉银矿、偶有自然银、锑银矿等。自然金呈不规则状充填在黄铁矿颗粒及其裂隙中，或在黄铁矿中113、呈细滴状包体。少量存在脉石英中，自然金的粒径一般在0.020.0005mm，最大0.15mm，最小0.0005mm，辉银矿则成黄铁矿包体或充填在黄铁矿粒间及裂隙中，少量散布在石英脉中。碲金矿、银金矿、金银矿的赋存状态与自然金基本相同。3.3矿床开采技术条件矿区水文地质矿区地处冀东北部山区，位于长河与赤道河分水岭东侧斜坡地段，北西高，南东低。西部最高海拔标高486.8m，东南赤道河最低，标高180m。地形较陡，坡降大，沟谷发育，有利于地表水排泄。本区属半干旱大陆性气候区，年气温变化较大，最高气温39.3，最低气温-23.4，年平均气温10.1。降雨多集中在7、8、9三个月内，其中8月份降雨量最多114、。历年平均降水量为740.9mm，历年平均蒸发量为1617.1mm。冻结期自11月份至次年3月份，冻土深度0.5m0.7m。矿区附近主要河流有两条：赤道河：位于矿区东南侧，属滦河的级支流，长河的级支流，发源于矿区以北的刘峪村北，流经xx，刘村寨至庙岭头附近汇入长河，全长14km，为季节性河流。长河：位于矿区西侧4km处，属滦河的级支流，发源于宽城县的亮甲台附近，流经山湾子、董家口、上营、庙岭头至东荒峪以南汇入滦河，全长25km，为常年性河流。（一）矿区含水层（1）第四系孔隙含水层主要分布在各沟谷之中，含水岩层为坡洪积砂砾石层。分布面积较小，厚1m4m。主要靠大气降水补给，水位埋深0.5m2.0115、m，涌水量0.20.7L/s，水质为HCO3-NaCa型水。水位随季节变化明显。由于人为因素的影响，该层地下水已被采矿坑道疏干。（2）太古界片麻岩类基岩裂隙含水层此层遍布全区，岩性为斜长角闪片麻岩、斜长角闪岩、磁铁石英岩等。风化裂隙水赋存于基岩浅部风化带中，风化裂隙发育深度一般在10m60m，局部与构造破碎带叠加可达100余米。富水性弱，对深部坑道充水基本无影响。构造裂隙脉状水由于构造断裂影响，断层两侧岩石破碎，沿断层带发育的脉状裂隙带，成为地下水运动的通道和储存空间，也是矿坑充水的主要来源。地表沿断层带出露的泉水，流量一般为0.0020.084L/s，标高一般在200m300m，但由于xx金116、矿矿坑排水影响，使地下水水位形成降落漏斗，泉、民井已基本干涸。据调查，构造裂隙脉状水，含水具不均一性，同一条断裂带不同部位，含水性也不尽一致。勘查时出现的自流孔，坑道内的股流点，现已干涸。这也反映出地下水补给条件差，疏于储存量的特征。由矿坑排水情况看，雨季排水量增大，雨季过后排水量明显减少，说明大气降水是构造裂隙脉状水的主要补给源。（二）地下水的补给与排泄矿区位于长河与赤道河水系之间的分水岭东侧靠近分水岭处，属地下水补给区或补给径流区，不能够成独立的小水文地质单元。矿区附近无大的地表水体，赤道河呈北东南西向穿过矿区，沟谷上游（矿体处）仅在丰水期出现地表水流。该区域内基岩大部分裸露地表，地下水以117、大气降水补给为主，大气降水通过基岩裂隙直接入渗补给地下水。径流方式为本水文地质单元西、北分水岭处向南、东低洼的沟谷处径流，径流途经较短，常以泉的形式、地表暗流向矿区下游排泄。（三）矿床充水因素（1）大气降水是本区地下水的主要补给来源，因地形较陡，水文网发育，利于排泄而不利于补给，对采矿基本无影响。但对位置较低的坑口雨季应注意防洪。（2）地表水体矿体赋存地段距最近的间歇性河流是xx沟部分沟脑地段。据xx矿段前期开采223坑道观测，223坑道通过上述两沟时，其沟底部据坑道最近垂距10米，通过调查，坑道顶板仅有潮湿和极微滴水现象，说明间歇性河流对坑道充水基本无影响。（3）矿床水的直接来源，主要是裂隙118、脉状水，多以突水点形式进入坑道。突水点一般位于断层带附近。（4）突水点多出现于穿脉，其特点为开始流量大，以后减少或干涸。（5）随开采巷道的延深，突水点有被下层巷道袭夺的现象。（6）矿井涌水量受大气降水量影响，具有正相关性。矿区内无大的地表水体， 没有产生大量涌水的可能性。（四）坑道涌水量预测xx金矿是多年开采的老矿区，在矿床勘探时期就做过专门水文地质工作，水文地质工作程度较高，矿山多年开采积累的坑道排水资料较齐全，这些资料对矿区水文地质工作及对新建坑道涌水量预测具有重要的意义。由于矿体和围岩的节理裂隙发育不均匀，并多呈闭合型，岩层透水性和导水性差，且属于不连续分布的弱含水层。183水平坑道枯水119、期基本处于疏干状态，除大气降水外没有其它外界稳定的地下水补给源存在。1995年勘探报告，坑道涌水量预测采用与面积相关的比拟法计算，预测-417水平坑道涌水量为1992.27m3/d，现实测正常涌水量310m3/d，最大涌水量3917.8m3/d。考虑到露天采场位于以前地下采矿形成的塌陷区域，大气降水会通过塌陷区渗入地下采矿系统的情况，本次设计中将露天采坑降雨量分为两部分进行排出：一部分由露天采场排出；另一部分通过塌陷区渗入地下，与地下涌水一同排出。由于露天采场下有塌陷区，并且在露天开采过程中未塌实坑道可能发生重复塌陷，结合矿体上部覆岩特征，依据采矿设计手册，设计频率暴雨深入系数选取0.35，取120、设计频率暴雨径流量渗入量的10%作为正常降雨径流渗入量。根据矿山提供的该地区以往降雨资料，计算得露天采场正常降雨量为2140 m3/d，暴雨降雨量为11700 m3/d。露天采场渗入地下采矿系统中的暴雨径流渗入量为：117000.354095 m3/d露天采场渗入地下采矿系统中的正常降雨径流渗入量为：409510%409.5 m3/d因此，矿山地下采矿系统正常涌水量：310409.5719.5 m3/d矿山地下采矿系统最大涌水量：3917.840958012.8 m3/d矿山露天采场正常降雨需排水量：2140409.51730.5 m3/d矿山露天采场最大暴雨需排水量：117004095760121、5 m3/d综上所述，xx矿区位于分水岭斜坡地段，地形起伏大，沟谷发育，有利于地表水的排泄，未采主要矿体位于当地侵蚀基准面以下，地下水补给源主要为大气降水，矿坑主要充水因素为构造裂隙脉状水，主要充水含水层富水性弱，矿区附近无较大的地表水体，仅间歇性河流对矿床充水基本无影响。矿床水文地质条件属简单类型。工程地质条件矿体围岩主要由斜长角闪岩、绿泥石片岩、绢云母片岩组成，矿体和围岩硬度510级，坑道帮、顶完整，一般情况稳固性较好。矿区断裂构造发育，各级结构面组合情况较复杂，在构造发育地段，雨季在地下水的参与作用下，易发生片帮及冒顶等工程地质问题，此地段一般需要支护，坑道支护率1020，矿床工程地质条122、件中等。环境地质条件矿区环境地质现状较好，不存在热害及放射性等不良现象，矿山采选矿和尾矿排水，其有害组分已被净化。不会对附近地表及地下水体造成污染。矿区地下水、地表水一般水质较好，均未超过类标准。在地表大量的堆浸废石、矿渣已被栏渣大坝封闭，矿山有关部门实时进行监控，如遇特大强度降雨，也不会诱发山洪泥石流灾害。总体上地质灾害防治措施到位，矿区环境地质问题简单。建议继续加强地质环境监控，尤其是水体质量及堆浸废石、矿渣的统一规划、统一管理及堆放。综上所述，矿区原生地质环境较好，没有滑坡、泥石流等自然地质灾害，不存在热害及放射性等不良现象，矿区附近无大的污染源，地表水地下及地下水水质良好，矿石和废石不123、易分解出有害组分，矿山废水通过治理达到国家排放标准。总之，矿区地质环境质量良好。3.4矿区地质勘探工作以往地质工作河北xx金矿经过四轮大的地质勘探工作，累计投入钻探90500m，坑探19150m；累计探获矿石量670.5wt，金金属量58484kg，（见表3-1）。累计完成主要工作量表 表3-1工作项目计量单位完成工作量合计备 注1963-19681975-1985199119931995地形测绘Km22.692.69比例尺1:1000地形地质测量Km22.1252.125比例尺1:1000槽探m3164831135027833坑探m9267213.54750492019150.510个中段钻124、探m26513/8213725.12/387975/1842614/5790500.12195个孔基本分析及测试项1324514781950237919052内检样件1026481902101574外检样件6257582102884岩矿样件1613491662组合分析件348348单矿物件1313小体重件2808720367全分析件55选矿试验样件11岩石物理力学试验样件2121矿区水文地质测绘m255光谱件172172硬度件34341965年-1968年，由地质部金矿地质局和xx矿产总公司组成了跨系统的地质、设计、基建施工“三结合”的xx勘探大会战，累计投入坑探工程9125m、钻探26513125、m、施工钻孔76个，并由河北地质五队于1968年12月提交了河北省xx县xx金矿区最终勘探报告(批准文号为：机001号)。1975年1985年，河北省地质五队在xx矿区开始第二轮找矿，在xx矿段已进行勘探的矿体下部及外围黑石峪、桑家峪共三个矿段累计投入钻探70孔，进尺21000m，其中，在xx矿段投入钻探41孔，进尺13725m。并于1985年9月提交了河北省xx县xx金矿区深部普查地质报告（矿体为-5、-5、号）。1993年10月，河北省xx金矿提交了河北省xx县xx金矿区-3、-5、-5、-2矿体地质勘探报告。1995年5月，河北省xx金矿提交了河北省xx县xx金矿区、-5、-2矿体地质勘126、探报告。勘查类型2008年xx核实报告认为：矿体沿走向，倾向皆有分支、复合、膨胀、收缩、平行排列、雁行状排列等特征，矿体长一般50150m，最长达890m，厚16m，最厚达到30m。厚度较稳定、品位变化较均匀、构造及脉岩对矿体破坏不大。根据岩金矿地质勘查规范（DZ/T0205-2002）将矿床勘查类型确定为-勘查类型。桑家峪矿段-1矿体为主矿体。-1矿体呈简单脉状，形态稳定；已控制矿体长720m，延深260m；矿体平均厚度1.95m，厚度变化系数97.18%，厚度变化较大；金平均品位5.2110-6，品位变化系数132%，有用组分分布较均匀；后期构造和岩脉对矿体破坏小。根据岩金矿地质勘查规范（127、DZ/T0205-2002），并结合矿区情况，确定矿床勘查类型为类型。勘查网度xx矿段坑探采用40m4050m工程间距，钻探采用80100m50100m工程间距对矿体进行控制。桑家峪矿段坑探和钻探都采用4080m4080m工程间距对矿体进行控制。勘查手段勘查区内已形成的勘查手段为，地表以40m间距的槽探工程揭露矿带，浅部用坑探工程控制，深部以钻探和坑探工程进行控制。金有公司探矿设计完成状况北京金有地质勘查有限责任公司受xx金矿委托，承担编制了河北省xx县xx金矿2012年度地质探矿设计，并开展了详查工作。根据xx金矿提供的河北xx矿业有限责任公司扩能改造工作计划，截止到2012年10月，已完成128、坑探工程3200m，完成钻孔26个，总延米16000m；在完成的26个孔中，见矿孔13个，见矿率较好。见矿情况如下：在桑家峪矿段53-75线已控制号矿体长度520m，厚2-10m，品位3-710-6，目前该矿体已控制资源储量超过3000kg，现针对该矿体的探矿工作正在进行中，在最近完成的钻孔中见矿效果很好，预计该矿体53-75线-200m以上预获储量在5000kg以上。号带浅部见矿一般，在深部-400m完成两个钻孔，见况效果不错。在xx深部-5号带，在-17m、-337m和-417m中段均有工程及钻孔控制，见矿效果不错，由于工程网度不够，-17m中段以下以前基本没有提交储量。现在-257m中段129、已施工几个钻孔，见矿效果良好。预计年底前-5号带应可预获储量5t以上，年底共计可预获储量10t以上。3.5矿区储量工业指标xx集团公司关于部分矿山企业重新调整工业指标的通知中金地质2005124号文件，工业指标如下：（1）边界品位：110-6（2）块段平均品位：310-6（3）矿床工业品位：4.010-6（4）最低可采厚度：1m（5）夹石剔除厚度：3m（6）无矿地段剔除长度：上、下坑道对应时10m，上、下坑道不对应时20m。（7）块段最低工业mg/t值3.5地质储量根据矿山实际生产中统计的资料以及河北省xx县xx金矿2012年度地质探矿设计，xx矿段保有资源储量3352598t，金属量1304130、0.13kg；桑家峪矿段保有资源储量662896t，金属量3530.24kg；2012年探矿设计预获储量6672318t，金属量20875.71kg。详见表3-2。 xx矿区各矿段保有及预获资源储量表 表3-2矿段储量级别矿石量(t)品位(10-6)金属量(kg)xx低品位3683572.22 817.76 122b17444534.09 7127.01 33312397884.11 5095.36 合计33525983.89 13040.13 桑家峪122b4512825.66 2554.163332116144.61 976.081222b+3336628965.33 3530.24预获1131、22b2100515 3.16 6637.92 3334571803 3.11 14237.80 122b+3336672318 3.13 20875.71 总计低品位3683572.22 817.756122b4296249 3.80 16319 3336023205 3.37 20309 122b+33310687812 3.50 37446 设计利用储量xx矿段本次设计对象为122b、333级别资源储量，其中122b级别储量全部利用，333级别资源量取利用系数70%；桑家峪矿段本次设计对象为122b、333级别资源储量；其中122b级别储量全部利用，333级别资源量取利用系数70%；20132、12年探矿设计预获资源储量，由于探矿工作尚在进行中，没有结论性报告与总结，本次设计按50%予以利用。xx矿区设计利用总储量表详见表3-3，xx矿段、桑家峪矿段中段设计利用储量表详见表3-4、3-5。 xx矿区设计利用总储量表 表3-3 矿段储量级别类型矿石量(t)品位(10-6)金属量(kg)备注xx122b1744453 4.09 7127.01 已核实333867852 4.11 3566.75 122b+3332612304 4.09 10693.76 桑家峪122b451282 5.66 2554.16 333148130 4.61 683.26 122b+333599412 5.40133、 3237.42 预获储量122b1050257 3.16 3318.96 预获3332285902 3.11 7118.90 122b+3333336159 3.13 10437.86 总计122b3245992 4.00 13000 3333301883 3.44 11369 122b+3336547875 3.72 24369 xx矿段中段设计利用储量表 表3-4中段标高（m）储量级别类型矿石量(t)品位(10-6)金属量(kg)171122b16725 4.67 78.15 143122b67635 4.93 333.17 3332647 5.45 14.44 122b+3337028134、2 4.95 347.61 103122b64609 5.02 324.32 33311924 6.71 80.06 122b+33376532 5.28 404.38 63122b121922 5.29 645.45 33369448 3.81 264.60 122b+333191370 4.76 910.05 23122b167115 4.21 703.89 333106466 4.30 457.94 122b+333273581 4.25 1161.83 -17122b244280 4.01 980.47 33389407 4.36 389.46 122b+333333687 4.11 135、1369.93 -57122b406396 3.87 1573.53 33343539 5.11 222.68 122b+333449936 3.99 1796.21 -97122b162636 4.38 712.74 33372554 4.57 331.69 122b+333235190 4.44 1044.43 -137122b55909 3.56 198.97 3339260 5.05 46.81 122b+33365169 3.77 245.78 -177122b10455 3.70 38.69 3338117 3.52 28.61 122b+33318572 3.62 67.30 -136、2173332831 4.61 13.06 -257122b1558 3.72 5.80 33378994 3.87 305.77 122b+33380553 3.87 311.57 -297122b32362 3.69 119.41 33375773 3.83 289.98 122b+333108134 3.79 409.39 -337122b75300 3.67 276.69 33310848 4.43 48.08 122b+33386148 3.77 324.77 -377122b96626 3.56 344.12 33335320 3.95 139.44 122b+333131946 137、3.66 483.56 -417122b99084 3.55 352.24 33378870 3.97 313.02 122b+333177954 3.74 665.27 -457122b62816 3.57 224.48 33379177 3.72 294.68 122b+333141992 3.66 519.15 -497122b41026 3.65 149.91 33350403 3.47 174.65 122b+33391429 3.55 324.55 -537122b17997 3.61 64.99 33335773 3.59 128.41 122b+33353770 3.60 19138、3.40 -5773336503 3.59 23.36 总计122b1744453 4.09 7127.01 333867852 4.11 3566.75 122b+3332612304 4.09 10693.76 桑家峪矿段中段设计利用储量表 表3-5中段标高（m）储量级别类型矿石量(t)品位(10-6)金属量(kg)203122b2291 4.82 11.05 33341617 3.77 157.02 1222b+33343908 3.83 168.07 163122b11951 5.66 67.67 33347366 4.04 191.25 1222b+33359318 4.36 258139、.91 130122b437040 5.66 2475.44 3331855 5.83 10.81 1222b+333438894 5.66 2486.25 8033357292 5.66 324.18 总计122b451282 5.66 2554.16 333148130 4.61 683.26 1222b+333599412 5.40 3237.42 3.6矿区基建及生产探矿地质探矿工程按河北省xx县xx金矿2012年度地质探矿设计进行，本可研不再另布置基建探矿工程。为满足矿山正常、持续生产及采矿贮备矿量对地质储量升级的要求，为编制采掘进度计划提供可靠的地质依据，每年需投入一定数量的生产探140、矿量。生产探矿手段及网度同基建探矿。估算生产探矿量为3000m/年。估算生产期间取样3000件/年。3.7露天开采浅部残留资源河北xx金矿自上世纪六十年代建矿以来，经过五十多年的生产与开发，所提交的矿山可利用资源储量已面临枯竭。为了矿山的生存与发展，近些年在大力勘探开发深部及整合矿区周边资源的同时，xx金矿对上部各中段残存矿石及上部低品位矿石资源进行了排查摸底。认为上部各中段残留资源及低品位矿石资源较为可观，综合利用这部分资源，不仅可延长矿山的服务年限，还可使国家不可再生的宝贵黄金资源得到充分利用。浅部残留资源及低品位资源存在的因素xx金矿井下采矿方法一直延续采用浅孔留矿法采矿，这种采矿方法不141、可避免地导致一部分矿石残留在“死角”不能采出来，以及一些矿柱难以全部回采。再加上年久失修及民采破坏，部分坑道已坍塌，这部分资源更难以被回收利用。由于历史上技术经济条件限制，本矿区地质报告中采用的工业指标较高（工业品位为5g/t，边界品位为3g/t）。xx金矿几经改扩建，生产能力逐步提高，也随着采、选冶的技术进步和黄金价格变化，矿山所采用的工业指标一直在降低，但是矿区上部287m、262m、223m、183m、143m等几个中段仍有相当数量的残存矿石和低品位矿石。xx露天采矿范围及开采对象露天开采范围位于xx矿区北部，主要开采对象为8号勘探线以北、143m中段以上的、号脉残矿及低品位矿石。地质资142、源储量由于年久失修及民采破坏，露天开采范围内许多地方已经塌陷，人员无法进入矿体赋存部位。为更好地利用该范围的地质资源，xx金矿结合了以前的地质资料及采矿生产资料，对、号脉上部残矿和低品位矿石进行了圈定估算。其中各中段矿块汇总估算结果乘以11%作为矿块部分剩余残矿地质储量。露天开采范围内共估算金矿资源矿石量4438219t，金金属量5106kg，平均品位1.1510-6。其中矿块残矿部分矿石量共计178485t，金金属量1295.80kg，平均品位7.2610-6；脉带矿石量4259734t，金金属量3810.68kg，平均品位0.8910-6。储量估算结果详见表3-7。 露天部分地质资源储量表143、 表3-71.残存矿石储量汇总表中段标高（m）矿石量（t）平均品位（10-6）Au金属量（Kg）287150014 9.39 1408.10 262124528 7.03 875.35 223390890 7.54 2948.52 183615188 6.74 4149.43 143341967 7.01 2396.95 小计1622587 7.26 11778.35 按11%量计算178485 7.26 1295.80 2.低品位地质储量汇总表中段标高（m）矿石量（t）平均品位（10-6）Au金属量（Kg）287637623 0.77 490.97 262665513 0.86 572.34144、 2231127984 0.93 1049.03 1831051785 0.95 999.20 143776829 0.90 699.15 小计4259734 0.89 3810.68 地质储量汇总总计44382191.155106.48.设计利用资源储量由于原地下开采坑道大部分已坍塌，人员无法进入进行实地测量，也没有布置新的地质工程，本次设计仍沿用xx金矿提供的各中段储量进行储量估算。根据采矿专业圈定的露天境界，按照xx金矿提供资料剔除了境界外资源量，计算了露天境界内各中段的储量。其中境界内矿石量3832493t，金金属量4437.86kg，平均品位1.1610-6；境界外矿石量605726145、t，金金属量668.44kg，平均品位1.1010-6。设计利用资源储量结果见表3-8。 露天部分设计利用资源储量表 表3-8原地采中段标高（m）类别矿石量（t）平均品位（10-6）Au金属量（Kg）287矿体164529.39154.43矿脉6316220.77486.35合计6480750.99640.78262矿体136537.0395.97矿脉6593700.86567.06合计6730230.99663.03223矿体423807.54319.68矿脉10841760.931008.28合计11265561.181327.96183矿体621246.74419.03矿脉8875210146、.95843.14合计9496451.331262.17143矿体249207.01174.67矿脉4102740.90369.25合计4351931.25543.91总计矿体1595297.301163.77矿脉36729630.893274.08合计38324931.164437.86.问题及建议（1）由于原有坑道坍塌，并且坍塌后没有进行进一步勘查和核实工作，所以矿山提供的地质储量估算结果可能存在一些误差，建议在矿山生产中应加强生产探矿工作以保证生产能力的实现。（2）根据采矿专业所圈定的露天境界圈范围，在12号勘探线有部分号矿脉会被开采，矿石量和金属量会比估算的地质储量有所增加，建议矿山加147、强化验分析工作，以确保资源的有效利用。4采矿4.1矿山开采现状矿山开采现状见总论。4.2开采范围及开采技术条件开采范围根据矿山生产现状，结合矿体赋存条件，本次设计范围包括xx矿段的、等矿脉，桑家峪的、-1矿体。开采顺序及首采地段根据矿体赋存特点，以及设计选用采矿方法的要求，回采过程中应遵循从上到下，由远而近，先采上盘后采下盘的开采原则。首采地段xx矿段设在-17m中段，开采号矿脉；桑家峪矿段设在110m中段，开采号矿体。矿床的开采方式本矿区属燕山山区，矿区范围内含有多条矿体，矿体埋藏较深，大部分矿体不具备露天开采的条件，因此确定本矿主要采用地下开采方式，xx矿段8号勘探线以北、143m中段以上148、的、号脉残矿及低品位矿石采用露天开采。开采技术条件（1）水文地质条件xx矿段位于分水岭斜坡地段，地形起伏大，沟谷发育，有利于地表水的排泄，未采主要矿体位于当地侵蚀基准面以下，地下水补给源主要为大气降水，矿坑主要充水因素为构造裂隙脉状水，主要充水含水层富水性弱，矿区附近无较大的地表水体，仅间歇性河流对矿床充水基本无影响。河流量季节性变化很大，雨季有水、旱季干枯，根据矿坑充水含水层的地下水类别，确定矿区水文地质勘查类型的三类（孔隙充水矿床、裂隙充水矿床、岩溶充水矿床），三型是（简单、中等、复杂）。桑家峪桑家峪矿段与xx矿段水文地质条件类似。两矿区水文地质条件确定为简单型。（2）工程地质条件xx矿段149、随着开拓工程的扩大和开采深度的不断加深，地温、地压会不断加大，原来没有出现的工程地质问题有可能暴露出来，如层间裂隙及其他断层在深部发育情况、断层两侧碎裂岩的变化等，另外采场面积过大也可能引起坍塌和冒顶等工程地质问题，在采矿过程中应引起注意，及时发现，妥善解决。矿体围岩主要由斜长角闪岩、绿泥石片岩、绢云母片岩组成，矿体和围岩硬度510级，坑道帮、顶完整，一般情况稳固性较好。矿区断裂构造发育，各级结构面组合情况较复杂，在构造发育地段，雨季在地下水的参与作用下，易发生片帮及冒顶等工程地质问题，此地段一般需要支护，坑道支护率10%20%，矿床工程地质条件中等。桑家峪矿段与xx矿段地质条件相同，工程地质150、条件相似，均属于简单类型。根据坑道调查和钻孔岩心观察，矿体顶低板岩石完整，坚固稳定。在坑道施工中未发生大的坍塌、片帮、坑道变形等大的不良工程地质问题。一般采矿巷道不用支护，但对个别断层（穿过片理化、绿泥石、绢云母片岩）结构面不稳固情况下要随时采取支护措施。（3）环境地质条件 根据建筑抗震设计规范（GB50011-2001），矿区附近无活动断裂带通过。矿区的地震基本烈度为度。在抗震设计时，设计基本地震加速度为0.15g，设计地震分组为七度第一组。综上所述，本区工程地质、水文地质对采矿方法没有特别的要求，只是在局部破碎地段需要进行支护。 4.3采矿方法采矿方法选择从矿体赋存条件来看，开采矿体具有如151、下特点：（1）矿体倾角6085，属急倾斜矿体。（2）全矿区矿体较多，厚度变化较大，属薄中厚矿体。（3）矿岩属中等稳固致密岩石，节理较发育。从矿山生产情况来看，现在采用的浅孔留矿法有多年的生产实践经验，能够被矿山技术人员和工人熟练掌握并灵活运用。根据上述特点，本区矿体适合空场法采矿。结合矿山实际，设计仍推荐浅孔留矿法和分段空场法采矿。具体选择见表4-1 采矿方法选择表 表4-1序号主要地质、开采技术及其它条件较适合的采矿方法排除的采方法名 称特 征1地表崩落的可能性允许空场法、崩落法、充填法2矿体的稳固性中等空场法、崩落法、充填法3围岩的稳固性中等空场法、充填法崩落法4矿石的品位价值中等空场法充152、填法5矿体倾角及厚度倾角6085，厚度薄中厚矿体浅孔留矿法、分段空场法浅孔留矿法适于开采厚度6m以下矿体，其结构简单、管理方便，采切工程量小，工艺容易掌握，所需设备比较简单，易于供应，在中小型有色金属矿山和黄金矿山广泛应用，且投资少。缺点是平场处理浮石工作量大，工人劳动强度高，同时大量矿石积压于采场中不能及时放出，不但影响资金周转，还会造成二次损失和贫化。分段空场法适于开采厚度6m以上矿体，其适应性强，使用范围广，灵活性大，采矿成本低，通风条件好，作业集中、安全，回采强度大。缺点是采切工程量大，矿柱矿量所占比重大，回采矿柱时损失贫化大，同浅孔落矿比，不易控制矿体边界。根据矿山提供的矿体厚度资料153、，浅孔留矿法和分段空场法的比例为74%：26%。 充填采矿法与放顶崩落法技术经济对比本次设计中，对充填法及空场法进行了对比。改变采矿方法的必要性和技术经济合理性是众所关注的问题。由矿山目前的生产实际来看，空场法可以保证采矿作业的安全。而充填法比空场法更加安全。两种采矿方法都能保证安全生产，但有一定的生产成本差异。充填工艺系统复杂，成本较高。与之相比，空场法有明显的优势。此外充填法的生产能力较小。采用空场法可以比较艰难的达到2000t/d的产能，如采用充填法基本不能实现。详细比较见表4-2由表中数据可知，空场法比充填法经济上略微占优，考虑到采用充填法生产能力难以保证，确定采取空场 充填法与空场法154、技术经济比较 表4-2项 目充填法空场法对比差值适用条件地表不允许陷落荒山坡地表允许陷落安全性能保证采矿安全作业根据矿山生产实践，可以保证安全生产能力较小，难以达到2000t/d的生产能力可以达到2000t/d的生产能力附加设施充填系统（1500万）无生产人员新增400人（工资43500元/人.a）新增350人（工资43500元/人.a）+50人吨矿开采费用192.97元162.97元+30元矿石损失率8%浅孔留矿法 10%，分段空场法16%矿石贫化率8%浅孔留矿法3545%，分段空场法10%采出矿石产金量19.272t18.853t+0.419t销售收入（30万元/kg）578160万565155、590万+12570万元可比（附加设施、吨矿成本、经济效益、工资）费用-5262万元回采工艺和设备（1）结构参数浅孔留矿法：矿块沿走向布置，长40m，阶段高度40m，矿块宽度为矿体厚度，顶柱高7m，底柱高7m，间柱宽8m，电耙底部结构。分段空场法：矿块长度：当矿体厚度大于6m小于15m时，矿块沿矿体走向布置，矿块长4050m；当矿体厚度大于15m时，矿块垂直矿体走向布置，矿块长为矿体厚。矿块宽度：矿块沿矿体走向布置，矿块宽为矿体厚；矿块垂直矿体走向布置，矿块宽为1525m。高度为中段高度，顶柱高45m，底柱高12m，间柱宽6m，分段高1012m，底部结构分电耙和振动放矿机出矿两种结构。（2）采156、准切割浅孔留矿法：采准工程主要有人行通风天井、联络道、电耙道、漏斗颈、漏斗穿、耙矿小井；切割工程为漏斗和切割巷道。分段空场法：采准工程包括行人通风井、分段凿岩巷道、电耙道（集矿巷道）、耙矿小井、漏斗颈、漏斗穿；切割工程包括切割天井、切割横巷、切割槽。（3）采切设备凿岩采用YSP-45和YT-27型凿岩机，装岩采用Z-17B（G）型装岩机，工作面配JK55-24.5型局扇通风。（4）矿房回采浅孔留矿法：回采工作从切割巷道开始，自下而上分层回采，由采场一侧向另一侧推进，分层高度2.0m，浅孔落矿，炮孔交错布置，孔深2.2m，排距0.81.0m，孔间距0.81.0m，毫秒导爆管起爆。爆破之后，首先是157、局部出矿，每次放出所爆矿量的1/3，其余留在采场作为回采工作平台，矿房回采结束后进行大量放矿。矿石从漏斗放装入矿车。回采设备：凿岩采用YSP45型凿岩机，出矿采用2DPJ30或2DPJ15型电耙。分段空场法：采用分段凿岩，阶段出矿。切割槽拉开后形成开采自由面，即可进行矿房大量落矿。回采作业凿岩采用YGZ-90型凿岩机在分段巷道中凿上向扇形中深孔，孔径为6070mm，最小抵抗线1.5m，孔底距2.0m2.5m，炮孔排间距1.5m，装药器装药，毫秒导爆管起爆，一次爆破23排（几个分段同时崩矿），爆破后的矿石经漏斗进入电耙道（集矿巷道），通过电耙耙入耙矿小井装车，或者经格筛小溜井由振动放矿机装车。回158、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2DPJ-55型电耙或振动放矿机。（5）采场通风浅孔留矿法：新鲜风流由穿脉或沿脉平巷、人行通风天井进入采场，污风由人行天井回到上中段专用回风巷道，由回风井排出地表。为加强通风，每个采场配备1台JK55-24.5型局扇辅助通风。分段空场法：新鲜风流由脉外运输巷道、穿脉、人行通风天井进入分段巷道或电耙巷道，污风由人行天井井回至上中段专用回风巷道，由回风井排出地表。为加强通风，每个采场配备1台JK55-24.5型局扇辅助通风。（6）采场支护采场在下一班凿岩之前进行撬毛和支护。因本区矿岩较稳固，一般不需要支护，但对局部不稳固159、地段应加强支护，可采用锚杆或锚杆加金属网支护，以确保采场的稳固与安全。浅孔留矿法回采作业顺序为：凿岩、爆破、通风、局部出矿、撬毛、平场支护。分段空场法回采作业顺序为：凿岩、爆破、通风、出矿。（7）矿柱回采为了降低矿石损失，矿房回采后，应及时回采矿柱。一般本阶段回采矿房，上阶段就可以回采矿柱，当本阶段矿房回采结束时上阶段矿柱回收也基本结束。分段空场法：利用矿房的采准工程，用大量崩落法回采矿柱。采场的顶柱与上中段的底柱和一侧的间柱，同时回采。用微差爆破，爆破顺序是先爆间柱，后爆顶柱和上中段底柱。浅孔留矿法：本中段的顶柱与上中段的底柱可随矿房回采一并回采，间柱回采随着集中出矿的进行，自上而下部分回收160、。（8）采空区处理及顶底板管理采空区处理可通过崩落围岩处理，也可对空区进行废石充填（在空区形成至少30m厚的废石垫层，并使空区上口与大气连通，防止空区围岩大面积冒落，形成空气冲击波对井下人员、设备及构筑物造成伤害和破坏）处理。一般在崩落矿柱后围岩自然冒落充填采空区，如果围岩长期不能自然冒落，须强制崩落围岩，并对空区封闭处理，同时加强观测预报工作。（9）设计指标矿块生产能力：浅孔留矿法7080t/d，分段空场法200250t/d。损失率：浅孔留矿法 10%，分段空场法16%。贫化率：浅孔留矿法3545%，分段空场法10%。千吨采切比：浅孔留矿法15m/kt，分段空场法11m/kt。采矿综合技术指161、标见表4-3、4-4。 采矿主要技术经济指标 表 4-3 序号项目单位指标备注1矿体厚度m薄中厚2矿体倾角度60853采矿方法浅孔留矿法分段空场法3.1比例74%26%3.2矿块综合生产能力t/d70802002503.3副产矿石率%1093.4千吨采切比m/kt15153.5损失率%10163.6贫化率%3545103.7万吨掘进比m/万t500其中：开拓m/万t200 采切m/万t150 探矿m/万t1903.8凿岩机台效YT-27m/台班40YGZ-90m/台班35掘进m/台班1.31.53.8采矿工效t/工班1015303.9掘进工效m/工班0.30.53.10电耙台效t/台班8010162、06080 材料消耗表 表4-4回采材料消耗掘进材料消耗材料名称单位耗材/t耗材/d材料名称单位单耗（m3）班耗炸药kg0.4281284炸药kg2.95903雷管脚线m0.0039雷管脚线m0.1751钎子钢kg0.00927钎子钢kg0.19660钎头kg0.00824钎头kg0.04815导爆管发0.21630导爆管发3.11951坑木m30.00030.9坑木m30.0123 4.4矿山工作制度和生产能力验证矿山工作制度 矿山采用连续工作制度，年工作330d，每天3班，每班8h。矿山生产能力按下降速度验证各阶段生产能力式中：A阶段生产能力， t104/a; V回采工作面下降速度，m/a163、； S回采分段（或阶段）B+C级矿量面积，m2104; r矿石体积密度，t/m3； r矿石损失率，%； b废石混入率，%； E地质影响系数。按下降速度验证生产能力(xx) 见表4-5按下降速度验证生产能力(桑家峪) 见表4-6 按下降速度验证生产能力表 (xx) 表4-5中段名称V回采工作面下降速度，m/aS回采分段B+C级矿量面积，m2104r 矿石体积密度，t/m3；体重矿石损失率废石混入率；贫化率E地质影响系数。A阶段生产能力，万t/a日生产能力63350.172.780.120.410.92268123350.252.780.120.410.932974-17350.302.780.1164、20.410.9391188-57300.40 2.780.120.410.945 1373-97350.212.780.120.410.928837-137500.062.780.120.410.911331-177350.022.780.120.410.9266-217350.002.780.120.410.9010-257500.072.780.120.410.914410-297500.102.780.120.410.918550-337500.082.780.120.410.914438-377500.122.780.120.410.922671-417500.162.780.120165、.410.930905-457500.132.780.120.410.924722-497500.082.780.120.410.915465-537500.052.780.120.410.99273-577450.012.780.120.410.9130按下降速度验证生产能力(桑家峪) 表4-6中段名称V回采工作面下降速度，m/aS回采分段B+C级矿量面积，m2104r 矿石体积密度，t/m3；体重矿石损失率废石混入率；贫化率E地质影响系数。A阶段生产能力，t104/a日生产能力203450.04 2.780.120.410.97 201 163450.05 2.780.120.410.99166、 271 130200.39 2.780.120.410.929 89380450.05 2.780.120.410.99 262 （3）综合分析由于资料限制无法进行全面的生产能力验证，根据下降速度验证生产能力xx矿段-97m以上的中段单中段或双中段回采可以达到1200t/d的生产能力。-97m以下的各中段在多中段回采的情况下可以达到1200t/d的生产能力，考虑到深部探矿潜力较大，未来有可能单中段或双中段达到1200t/d的生产能力。桑家峪矿段的203、163m中段作为残采，生产能力较小。130m中段可以单中段达到800t/d的生产能力。130m以下各中段由于探矿工作尚未结束，缺少地质资料，167、暂定在双中段作业生产能力800t/d。根据推荐规模、矿体赋存及开采条件，本次设计矿区井下生产能力为2000t/d，其中xx矿段生产能力为1200t/d，桑家峪矿段生产能力为800t/d。考虑到矿山基建工程量和探矿工程量的完成需要两年时间，前三年地采生产能力按1500 t/d出矿设计。矿山服务年限根据设计利用储量和推荐的生产能力，计算服务年限为16a。其中稳产期13a。 开采服务年限表 表4-7综合贫化率综合损失率采出矿量金属量Au年产服务年限（%）（%）104tt104t/aa4110998.821.966164.5开拓运输系统岩石移动范围根据矿体赋存条件、岩石情况、矿床开采深度，结合选用的采168、矿方法，选取上盘岩石移动角60o，下盘岩体移动角65o，侧翼岩体移动角为75o，并以此圈定开采岩体移动范围。 开拓方案选择根据矿体赋存特征、开采技术条件及矿区地表地形条件，并结合设计生产规模，矿床开拓适合沿用目前的平硐竖井开拓方式。开拓系统简述（1）运输系统xx矿段主井为双箕斗井，井筒位于4线附近，井口标高312m，井底标高-57m，井深369m，井筒为矩形，掘进断面8.8m2（2.2m4m），净断面7.6m2（2m3.8m），采用喷射混凝土支护，支护厚度100mm。采用单绳提升机提升1.6m3翻转式双箕斗，电机功率402kW，提升速度6.532m/s。该井主要担负xx及桑家峪两个矿区1800169、t矿石的提升。坑内产出的矿石采用集中提升，在箕斗井附近，布置一条矿石装载溜井，井口标高-17m，溜井底标高-37m，井筒断面22m，在溜井底部设有振动放矿机、计量漏斗等井下装矿设施，并配套有粉矿回收系统。由-57m中段至-37m设置一条人行设备井，井筒断面22m。副井规格4.42m2.62m，原来的木罐道改造为复合罐道，位于3线附近，提升高度自-17m水平至306m水平，提升xx矿段的所有废石及200t矿石。xx矿段深部为盲竖井开拓，规格4.5m，竖井位于19线，竖井深度自-17m至-417m中段，卷扬机型为KJM-1.854,电机功率315kW，卷筒直径1.85m，摩擦式提升，智能提升信号系170、统，安全制动为动力制动、工作制动（平常使用）。双层单罐笼提升，南区-17m水平以下矿、废石经该井提升至-17m水平，再进行二次提升。此外，2线附近布置斜井，斜井高度-17m水平至-137m水平，提升少量矿石及行人材料。-17m水平以下中段的通风、供风、排水系统均纳入上部中段相应系统中的管（线）路。桑家峪矿段新掘竖井，井深357m，采用复合罐道，下掘至-17m水平，与xx矿段通过-17m水平运输巷道相连接。矿石由xx矿段箕斗井统一运输。原桑家峪坑口附近出矿井（直径3m）进行改造延伸至-17m，配2号罐笼加平衡锤，该井作为措施工程，基建期间下放设备、材料等。xx和桑家峪各生产中段生产出的矿石中的1171、800t运至-17m中段后由溜井系统集中下放到-37m水平，由振动放矿机給入计量装置后由箕斗提升到地表。其余200t矿石由副井运至306m中段。设有分配小车分矿，岩石卸入岩石仓，矿石卸入矿石溜井。矿石经溜井下放到现主运平硐223m中段，由电机车牵引侧卸式矿车运输至选厂。xx矿段的岩石由xx矿段副井提升至306m标高平硐由电机车牵引翻转式矿车运输至废石场堆弃，桑家峪矿段的废石由桑家峪新掘竖井提升至地表运输至废石场堆弃。（2）坑内运输600mm轨距，由3t电机车牵引0.7m3矿车组成运矿列车组，由3t电机车牵引0.55m3翻转式矿车组成运岩石列车组。（3）通风xx矿段井下通风浅部采用两翼对角抽出式172、通风，深部暂采用单翼对角抽出式通风。桑家峪由于无法圈定移动带以确定现有风井的存废，暂定采用现有的单翼对角式通风，新鲜风流自主井进入，经阶段回风巷道至通风天井，将井下污风由本矿段风井排至地表。（4）排水xx矿段防洪井：一套为规格 2m2.4m，做为备用防洪排水系统，自-17m水平至223m水平，排水设备为67309型潜水泵，功率850kW，排水量800m3/h，防洪井亦兼作应急安全出口，另一套为中段接力式排水系统，主、副井井底水窝及中段水仓储水，中段水仓分别设在-17m中段、063m中段、143m中段，-17m水平以下中段的通风、供风、排水系统均纳入上部中段相应系统中的管（线）路。接力式自下而上173、分梯段排至223m水平，经223m水平主运巷道水沟排到地表。桑家峪矿段采用一段式排水，-17m水平设置水仓，各中段涌水均排至井底车场水仓，再统一排至地表。（5）中段划分根据矿体倾角、厚度以及矿床的勘探程度和设计的采矿方法，结合矿山实际，设计推荐中段高度仍为40m，部分中段为利用现有巷道高度为30m。4.6矿井通风通风系统xx矿段采用两翼对角式通风，深部暂采用单翼对角抽出式通风。新鲜风流自223m水平主平硐口进入主、副井，由行人天井进入采场，经阶段回风巷道至通风天井，将井下污风由南北主风井排至地表。主风机功率为55kW，中段风机为5.5kW，均为轴流式通风。桑家峪由于无法圈定移动带以确定现有风井174、的存废，暂定采用现有的单翼对角式通风，新风自主井进入，经阶段回风巷道至通风天井，将井下污风由本矿段风井排至地表。xx通风系统示意图见图4-1，桑家峪由于条件限制无法给出通风系统示意图。图4-1xx通风系统示意图矿井通风工作制度为保证井下正常安全生产，保持井下稳定风流，井下采用连续通风工作制度、机械通风方式。设计采用抽出式通风。矿井总风量计算回采工作面按排尘风量、排尘风速、排除炮烟分别计算所需风量，并取大值为回采工作面需风量。回采工作面所需风量3m3/s掘进工作面2.5m3/s。根据采场、掘进工作面及硐室等所需风量，并进行有关技术校核，确定xx总风量为104.1m3/s，桑家峪总风量为67.8m175、3/s。详见风量计算表4-8和4-9。 xx风量计算表 表4-8序号用风地点需风量(m3/s)作业面(个)总量(m3/s)备 注1掘进工作面2.56152回采工作面315453备采工作面2816漏风系数5变电硐室2121.216其它硐室248合计86漏风18.1总计104.1 桑家峪风量计算表 表4-9序号用风地点需风量(m3/s)作业面(个)总量(m3/s)备 注1掘进工作面2.54102回采工作面310303备采工作面2510漏风系数5变电硐室2121.216其它硐室224合计56漏风11.8总计67.8 矿井通风阻力计算由于资料限制，现阶段通风阻力计算省略。局部通风回采工作面利用矿井总负176、压通风，对于通风比较困难的独头巷道掘进、采切工作面、采场通风，均采用局扇加强通风。掘进工作面通风方式一般采用压入式，对较长的独头巷道，采用压抽混合式通风，采场通风一般采用抽出式。设计选用局扇型号JK552No4.5和JK58-1No4。通风设施为了更好的管理风流，中段回风巷内设调节风窗、风门，当某一中段回采结束后，应设置挡风墙。4.7井巷工程矿山的开拓方式为竖井平硐开拓，井巷工程主要包括竖井、车场、井下排水系统和硐室工程。xx矿区（1）竖井装备改造上部利用原上部2条罐笼井作为副井，只对其装备进行改造，本次设计井筒装备拟采用钢罐梁、复合罐道，井内设梯子间及管缆间。下部利用原盲竖井。（2）井下排水177、系在257m中段和-417m中段设排水系统，井下涌水经管子斜道、竖井排至原-17m水仓，在257m中段和-417m中段设水泵硐室、变电硐室、水仓及管子斜道等，水泵硐室、变电硐室采用200mm厚素混凝土支护，水仓不支护。（3）硐室工程硐室工程主要有通风机硐室、变电硐室及供水硐室等，各硐室均采用200mm厚素混凝土支护，各硐室位置见采矿专业中段平面图，工程量见采矿专业工程量表。桑家峪矿区（1）竖井工程新掘竖井由330m至-17m中段，井筒装备采用钢罐梁、复合罐道，井内设梯子间及管缆间。原桑家峪坑口附近出矿井（直径3m）进行改造延伸至-17m，配2号罐笼加平衡锤，该井为基建期的措施工程，下放设备、材178、料等。（2）桑家峪原主井改造（措施井）桑家峪措施井是桑家峪矿段现有竖井断面刷大为3.5m直径，同时下沿至-17m水平。采用复合罐道，2#双层罐笼配平衡锤，在110m中段，80m中段，50m中段设马头门并与xx矿段通过-17m水平运输巷道相连接。措施井的主要作用是基建期间提升废石。（3）井下排水系统在17m中段设排水系统，井下涌水经管子斜道、竖井排至地表，在17m中段设水泵硐室、变电硐室、水仓及管子斜道等，水泵硐室、变电硐室采用200mm厚素混凝土支护，水仓不支护。（4）硐室工程硐室工程主要有通风机硐室、变电硐室等，各硐室均采用200mm厚素混凝土支护，各硐室位置见采矿专业中段平面图，工程量见采179、矿专业工程量表。4.8露天地下联合开采露天与地下开采的时空关系露天开采的服务年限为11年，基建期1年。地下开采的服务年限为16年。作为已经投产的地下矿山，地下开采改扩建基建期仍会产出矿石，因此露天与地下同时生产时间为11年。地下开采8-22线的矿体直接与露天采场接界。其它距离露天采场较近的部分矿体的开采也可能影响露天采场的边坡稳定性。按照正常顺序进行地下开采会对露天采场造成影响。露天与地下相互影响关系由于地下开采8-22线的矿体直接与露天采场接界。同时生产时间长达11年。按照正常顺序进行地下开采会对露天采场造成影响。露天与地下联合开采的控制措施及安全性评价（1）露天爆破为避免露天爆破对地下井巷180、工程的破坏，威胁相应位置地下作业人员及设备的安全，邻近露天底的穿爆作业不能超深，并控制露天炮孔装药量，靠帮爆破均采用分段微差爆破，减少每段爆破孔数，必要时采用单孔爆破及打预裂孔等减震措施。露天爆破作业时应及时通知坑内及地表作业人员撤离危险区域。（2）露天保护矿柱-17m以上中段的部分矿体开采会影响露天开采，这部分矿体留作临时保安矿柱（详见附图），暂时不开采，等到露天开采结束后再进行回采。（4）防水为防雨季地表水经露天坑突然大量涌入坑内，造成淹井事故的发生，设计在开采露天底部矿体时露天采坑以下的矿体暂不开采，以隔绝坑内与露天采场的风水联系，并铺设钢筋棍凝土假底以利境界顶柱的回收。4.9基建进度计181、划4.9.1基建范围基建范围为xx副井改造、桑家峪新掘主井、原竖井改造、硐室工程、xx、桑家峪、黑石峪开拓、探矿、采切工程等。4.9.2基建工程量上述基建工程总量为15.16万m3，其中开拓、探矿14.25万m3，采切工程0.898万m3。基建工程量表见表4-9。 基建工程量表 表4-10硬度支 护断 面序号工程名称系数型式厚度长 度掘进净掘进量支护量备 注fmmmm2m2m3m3一xx竖井装备改造竖井 262044202号双罐1罐 梁钢材55t2复合罐道109022t3马头门框架钢材7t4梯 子 间玻璃钢60t5锚 杆钢材18t6托 板钢材4t小 计型钢106t 木材31 m3 玻璃钢60t182、二桑家峪主井工程竖井井 颈（一）810钢筋砼8001217.3528.27339 131 井 颈（二）810钢筋砼5001617.3525.52408 131 井座810钢筋砼1.717.3562 62 井筒810砼300325.317.3522.067176 1532 井底水窝810砼3001617.3522.06353 75 马头门810砼20025510 53 上罐设备基础81033 26 信号硐室810砼20083 20 小计8964 2030 其他钢筋量16.275 钢材85260 复合罐道160*180 1400m三桑家峪原主井工程竖井井 颈（一）钢筋砼8001220.439.62183、245.16129.72井 颈（二）钢筋砼50016.315.99.62259.17102.364井座钢筋砼1.712.579.626262井筒(一)砼250150.1817.359.622605.6231160.8914井筒(二)砼2506717.359.621162.45517.91井底水窝砼2502017.359.62347154.6马头门砼2502536052.53个上罐设备基础32.726.23个信号硐室砼20082.719.63个小计5156.8032225.7854其他钢筋量11.1T 钢材44.5T 复合罐道160*180 896m 四桑家峪溜井工程溜井井筒810707.17.184、1500 储矿段810钢纤维砼3501617.3512.6280 80 检查天井81016.72.252.2538 检查平巷81092.252.2521 井口溜槽810150 24 卸矿硐室81090 25 小计1079 129 五xx井下排水系统1水泵硐室810砼250149.147.7220 30 2变电硐室810砼2508160 18 3水仓810不支1205.495.49659 0 4管子斜道810喷砼70509.629.62481 0 5联 络 道810喷砼70504.924.17246 38 6防水门等30 30 小 计3592 232 六桑家峪井下排水系统1水泵硐室810砼250185、1613.9615.9254 31 2变电硐室810砼2508160 18 3水 仓810不支1205.495.49659 0 4管子斜道810喷砼70509.629.62481 0 5联 络 道810喷砼70504.924.17246 38 6防水门等30 30 小 计1830 117 七硐室工程1风机硐室810砼200360 30 2个2变电硐室810砼200400 40 2个3供水硐室810砼200300 30 小 计1060 100 2套系统八采切切割工程10个矿块1天井810不支450441800 0 2天井联络道810不支24044960 0 3漏斗颈810不支22044880 0186、 4电耙道810不支400441600 0 5漏斗穿810不支22044880 6漏斗810不支0441060 7扒矿小井810不支4054200 8切割巷道810不支400441600 小 计8980 0 九xx分段巷道1-17m运输巷道810喷砼7012005.695.196828 90 支护15%2-137m运输巷道810喷砼701005.695.19569 8 支护15%3-137m回风巷道810不支505.195.19260 0 4-137m探矿穿脉810不支300441200 0 5-137m探矿天井810不支24044960 0 6-177m运输巷道810喷砼704505.695187、.192561 34 支护15%7-177m回风巷道810不支605.195.19311 0 8-177m探矿穿脉810不支1280445120 0 9-177m探矿天井810不支700442800 0 10-217m运输巷道810喷砼705005.695.192845 38 支护15%11-217m回风巷道810不支605.195.19311 0 12-217m探矿穿脉810不支1200444800 0 13-217m探矿天井810不支600442400 0 14-257m运输巷道810喷砼702605.695.191479 20 支护15%15-257m回风巷道810不支505.195.1188、9260 0 16-257m探矿穿脉810不支600442400 0 17-257m探矿天井810不支500442000 0 18-337m探矿巷道810不支850443400 0 19-337m回风巷道810不支5044200 0 20-337m探矿穿脉810不支820443280 0 21-337m探矿天井810不支520442080 0 22-417m探矿巷道810不支890443560 0 23-417m回风巷道810不支6044240 0 24-417m探矿穿脉810不支900443600 0 25-417m探矿天井810不支600442400 0 小 计55864 188 十桑家峪189、分段巷道1166m回风巷道810不支5044200 0 2166m探矿穿脉810不支1100444400 0 3166m探矿天井810不支600442400 0 4130m运输巷道810喷砼709005.695.195121 68 支护15%5130m回风巷道810不支6044240 0 6130m探矿穿脉810不支2300449200 0 7130m探矿天井810不支1100444400 0 880m运输巷道810喷砼703805.695.192162 29 支护15%980m回风巷道810不支605.195.19311 0 1080m探矿穿脉810不支800443200 0 1180m探矿190、天井810不支600442400 0 1250m探矿巷道810喷砼1500446000 0 1350m回风巷道810不支5044200 0 1450m探矿穿脉810不支1400445600 0 1550m探矿天井810不支600442400 0 16-17m运输巷道810喷砼7012005.695.196828 90 支护15%小 计55063 186 十一黑石峪探矿巷道810喷砼7025004410000 0 总计151588 5208 4.9.3基建进度计划（1）编制原则掘进速度根据国内矿山的技术定额资料，结合矿山具体情况，选定经过努力可以达到的平均先进指标。设计在保证关键性工程按计划完成191、的前提下，采取措施，调整工作面数目，使矿山整个基建期内，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。南区先应先施工盲竖井及排水系统，根据探矿情况决定是否施工明竖井（副井）。设计选取成巷(井)速度指标如下：平巷：80m/月风井：50 m/月采切：280m3/月硐室：500m3/月基建时间：2a （2）三级矿量完成上述工程预计可获得开拓矿量198万t，保有年限3a；采准矿量66万t，保有期1.1a；备采矿量33万t，保有期0.5a4.10掘进度计划4.101达产后矿山应保有的生产矿量开拓矿量：198万t， 保有期3a采准： 66万t，保有期1a；备采： 33万t，保有期6个月。4.102逐192、年应完成的掘进工程量矿山达产后逐年应完成掘进工作量33000标准m。其中：开拓：13200标准m；探矿：9900标准m；4.10.3采进度计划回采进度计划见表4-10。回采进度计划表 表4-11第 一 年第 二 年中段名称矿石量品 位金属量中段名称矿石量品 位金属量tAu(g/t)Au(kg)tAu(g/t)Au(kg)17125513 2.76 70.3 63244387 2.81 686.3 143107210 2.92 313.1 2352613 2.51 131.9 103116744 3.12 363.7 130198000 3.34 661.2 6347534 2.81 133.5193、 0.0 20366978 2.26151.4 0.0 16390485 2.57 232.8 0.0 13040537 3.34 135.4 0.0 小计495000 2.83 1400.1 小计495000 2.99 1479.5 第三 年第四 年中段名称矿石量品 位金属量中段名称矿石量品 位金属量tAu(g/t)Au(kg)tAu(g/t)Au(kg)23297000 2.51 744.7 2367714 2.51 169.8 130198000 3.34 661.2 -17328286 2.42 796.1 130232963 3.34 778.0 8031037 3.34 103.6194、 小计4950002.84 1405.9 小计660000 2.80 1847.5 第 五 年第 六 年中段名称矿石量品 位金属量中段名称矿石量品 位金属量tAu(g/t)Au(kg)tAu(g/t)Au(kg)-17180728 2.42 438.2 -57396000 2.35 932.2 -57215272 2.35 506.8 预获储量264000 2.19 579.4 8056357 3.34 188.2 预获储量207643 2.19 455.7 小计660000 2.41 1589.0 小计6600002.29 1511.7 第 七 年第 八年中段名称矿石量品 位金属量中段名称矿195、石量品 位金属量tAu(g/t)Au(kg)tAu(g/t)Au(kg)-5775071 2.35 176.7 -9737835 2.62 99.1 -97320929 2.62 840.7 -13799410 2.22 221.1 预获储量264000 2.19 579.4 -17728330 2.14 60.5 -2174318 2.72 11.7 -257122877 2.28 280.6 -297103228 2.24 230.8 预获储量264000 2.19 579.4 小计660000 2.42 1596.9 小计660000 2.25 1483.3 第 九年第 十年中段名称矿石196、量品 位金属量中段名称矿石量品 位金属量tAu(g/t)Au(kg)tAu(g/t)Au(kg)-29761722 2.24 138.0 -417269863 2.21 595.5 -337131412 2.22 292.3 -457126137 2.16 272.4 -377201274 2.16 434.6 预获储量264000 2.19 579.4 -4171593 2.21 3.5 预获储量264000 2.19 579.4 小计660000 2.19 1447.9 小计660000 2.19 1447.3 第 十一年第 十二年中段名称矿石量品 位金属量中段名称矿石量品 位金属量tAu197、(g/t)Au(kg)tAu(g/t)Au(kg)-45790461 2.16 195.3 预获储量660000 2.19 1448.6 -497139468 2.09 292.1 -53782022 2.12 174.2 -5779920 2.12 21.0 预获储量338129 2.19 742.1 小计660000 2.16 1424.8 小计660000 2.19 1448.6 第 十三年第 十四年中段名称矿石量品 位金属量中段名称矿石量品 位金属量tAu(g/t)Au(kg)tAu(g/t)Au(kg)预获储量660000 2.19 1448.6 预获储量660000 2.19 14198、48.6 小计660000 2.19 1448.6 小计660000 2.19 1448.6 第 十五年第 十六年中段名称矿石量品 位金属量中段名称矿石量品 位金属量tAu(g/t)Au(kg)tAu(g/t)Au(kg)预获储量660000 2.19 1448.6 预获储量583284 2.19 1280.2 小计660000 2.19 1448.6 小计583284 2.19 1280.2 4.11矿山机械4.11.1设计依据设计规模：矿石2000t/d（xx1200t/d，桑家峪800t/d）、岩石1000t/d（xx600t/d，桑家峪400t/d）。矿、岩石性质：矿岩石比重2.78t199、/m3，松散系数1.59，矿石松散体重1.75t/m3。矿、岩石块度0300mm。工作制度：年工作330d，日3班作业，每班8h。4.11.2主运平硐运输系统(223m)4.11.2.1运输能力及方案矿山扩能改造后，xx及露天采场矿石均通过223m中段主运平硐运至选厂。总运输能力3000t/d，其中xx考虑2000t/d，露天矿1000t/d。根据矿山实际情况，设计采用电机车运输。4.11.2.2 运输设施选择根据运输能力及运距，设计采用10t电机车牵引YCC2（6）型矿车运输。矿车采用振动放矿机装载，采用卸载曲轨卸载。电机车运输计算见下表。 223m主运电机车运输计算表 表4-12序 号计算200、内容单 位矿石1运输任务t/d30002电机车规格ZK10-6/2503不均系数1.24矿石体重t/m32.785松散系数1.596装满系数0.97矿车型号YCC2（6）自重1830容积m328最大载重35009有效载重315010每列车矿车数个1611每列车有效载重5040012运输距离m70013列车运行速度Km/h1514调车时间min315卸车时间min216装车时间min1317等让时间min418意外耽搁时间min319运行时间min420一次循环时间min33.00 21班工作时间h6.522一台机车班循环次数次/班11.8423每班运量t/班594.7224所需循环次数次23.201、4125机车台数台1.9826设计选择数量台2经计算，完成3000t/d运输能力，需要2列10t电机车。4.11.3 桑家峪竖井提升系统4.11.3.1 设计依据根据方案，桑家峪矿区新增加1条竖井。井口标高340m，最低中段标高17m，提升高度357m。设计采用多绳摩擦轮塔式提升方式。主要负责提升桑家峪矿区井下岩石和生产所需的材料、设备及人员等。提升岩石能力400t/d。4.11.3.2提升系统主要设施选择（一）提升容器提升容器采用4双层多绳罐笼。有关技术参数如下：罐笼自重：Gg11000kg（包括悬挂装置）底板尺寸：长宽=36001350mm提升矿车型号： YFC0.7（6）一次提升矿车数：202、4个一次提升人员数：45人提升岩石时一次有效装载量：Qx4406kg（二）提升设施及参数经计算，提升系统设施及有关参数如下：（1）提升机 JKM2.84（I）（2）提升机主导轮直径 2.8m（3）导向轮直径 2.8m（4）提升机重量 34.2t（5）减速机速比 10.5（6）最大提升速度 5.515m/s（7）首绳 26NAT6V30+FC1770（8）首绳数量 4根（9）首绳直径 26mm（10）首绳质量 2.68kg/m（11）钢丝破断力总和 46430kg（12）钢丝绳安全系数 提岩石：8.23；提人：9.93（13）尾绳 38NAT637S+NF1570（14）尾绳数量 2根（15）直203、径 38mm（16）质量 5.49kg/m（17）最大静张力 221480N（18）最小静张力 200898kg（19）最大静张力差 20581N（20）配套电机 Z450-3A（21）功率 315KW（22）电压 440V（23）一次提升时间 265S（24）小时提升次数 14次（25）提升最大件设备重量 7000kg（三）提升时间平衡表 提升时间平衡表 表4-13项目提 升 时 间一次提升运行时间T1(s)两次提升休止时间(s)一次提升全时 间 T(s)每班提升次数 (次)每班提升时间 (min)备 注岩石73 60 265 30 134 矿岩合计2.229h人员73 67 279 8 3204、9 其他人员按5次计算设备73 1200 2545 2 85 长材73 1200 2545 1 42 炸药73 60 265 2 9 合计每班提升时间5.14h/班生产后期每班提升时间5.14h可完成任务。4.11.4 桑家峪矿区措施井提升系统4.11.4.1依据桑家峪矿区新增加1条措施竖井，由现有竖井改造。措施井井口标高200m，最低中段标高17m，提升高度217m。设计采用单罐平衡锤提升方式。不提升人员，主要用于提升桑家峪矿区岩石、材料及设备等，提升岩石能力400t/d。4.11.4.2提升系统主要设施选择（一）提升容器提升容器采用2双层罐笼。有关技术参数如下：罐笼自重：Gg2840kg底205、板尺寸：长宽=18001080mm提升矿车型号： YFC0.55（6）一次提升矿车数：2个提升岩石时一次有效装载量：Qx1733kg（二）提升设施及参数经计算，提升系统设施及有关参数如下：（1）提升机 2JK-2.5/20（2）提升机卷筒直径 2.5m（3）天轮直径 2.5m（4）提升机重量 34.2t（5）减速机速比 20（6）最大提升速度 4.78m/s（7）钢丝绳型号 28NAT619s+FC1770（8）钢丝绳直径 28mm（9）钢丝绳质量 2.82kg/m（10）钢丝破断力总和 56550kg（11）钢丝绳安全系数 提岩石：8.83（12）平衡锤重量 4876kg（13）最大静张力 206、62771N（14）最大静张力差 14986N（15）配套电机 YR355L-8（16）功率 220KW（17）电压 380V（18）一次提升时间 240S（19）小时提升次数 15次（三）提升时间平衡表 提升时间平衡表 表4-14项目提 升 时 间一次提升运行时间T1(s)两次提升休止时间(s)一次提升全 时 间 T(s)每班提升次数 (次)每班提升时间 (min)备 注岩石55 65 240 77 308 设备55 300 710 1 12 长材55 300 710 1 12 炸药55 60 230 1 4 合计每班提升时间5.59h班4.11.5桑家峪坑内供气设施（1）最大计算耗气量坑内207、耗气设备如下：凿岩机： YSP-45 9台 , 每台耗气量 5.0 m/min YT-27 12 台, 每台耗气量 3.3 m/min矿山最大耗气量Qmax： Qmax=1.05KGKLKXKT= 97.77m/min式中： KG-高原修正系数取1.07 KL-管网漏汽系数取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0.8 Km-凿岩机磨损系数取1.15（2）供气设备选择根据最大耗气量，需要4台双螺杆压缩机。3台工作，1台备用。空压机技术参数如下：型号：SA-220A型。排气量：36.5m3/min；排气压力：0.75Mpa；功率:220kw。主供风管采用1594.5208、无缝钢管，各中段采用1084无缝钢管。4.11.6桑家峪坑内通风设施井下通风采用单翼抽出式的通风方式。竖井进风，风井出风。设计采用1台通风机，型号K406No17型矿用通风机，功率75kw。4.11.7 桑家峪坑内供水、排水设施4.11.7.1 供水设施生产期间，井下生产及消防用水采用地表高位水池供给，利用自流压力供水，深部设减压阀调压。矿区主供水管选用893.5mm无缝钢管。4.11.7.2 坑内排水设施坑内正常涌水量暂按2160m3/d考虑，最大涌水量4300 m3/d。设计采用集中排水方式，设计在-17m中段井底车场附近建1座排水泵站。各中段涌水汇集于井底水仓，由排水泵站一次排至地表。按209、20h内排完正常涌水量计算水泵流量。Q=216020=108m3/h扬程H= KHp =247.5mHp排水高度，220m，考虑吸水高度取225m。K扬程损失系数，取1.1。考虑最大涌水量，设计采用MD155-674型水泵，排水量155m3/h，最大扬程268m。配套电机功率185kw。水泵站内设水泵3台，1台工作，1台检修，1台备用。正常涌水时1台水泵工作，13.94h排出坑内涌水，最大涌水量时2台同时工作，13.87h可排出坑内涌水。主排水管设2条，采用2196无缝钢管。排水泵站和竖井连接采用管子斜道，和井底车场连接通道设置防水门。4.11.8 xx坑内排水设施露天坑渗水后xx-417m坑210、内正常涌水量719.5m/d，最大涌水量8012.8 m/d。（1）xx排水系统现状正常排水系统-17m中段以上采用接力排水方式，矿山现-17m中段、063m中段、143m中段设有水仓和排水泵站。深部涌水排至-17m水仓后利用各中段排水泵站逐级排至地表223m中段供水水仓，多余涌水经223m主运巷道水沟排至地表。各中段排水泵站均设有排水泵，水泵型号为4DA88型卧泵，功率45kW/h，排水量54m3/h，扬程120m。防洪排水系统矿山现设有防洪排水系统，水仓设在-17m中段，防洪排水管路铺设在防洪井内，防洪排水泵型号为67309型潜水泵，功率850kW，排水量800m3/h。井下发生最大涌水时211、利用防洪排水系统将坑内涌水排至223m主运平巷，利用排水沟直接排至地表。（2）排水方案设计根据地表露天开采后，计算的井下涌水量，-17m以上仍利用现有设施。现有排水设施核实如下：正常涌水排水能力验证按20h内排完正常涌水量计算水泵流量。Q=719.520=35.98m/h -17m中段以上各排水泵站水泵流量为54m3/h，1台工作时每天排水时间13.32h，满足安全规程要求。最大涌水量排水能力验证最大涌水时防洪泵开启，按20h内排出坑内最大涌水计算水泵流量。Q=8012.820=400.64m/h -17m中段以上现有防洪水泵流量为800m3/h，1台工作时每天排水时间10h，满足安全规程要求212、。5露天采矿5.1概述xx矿段开采概况 xx金矿是座具有50多年开采历史的老矿山，几经改造现已形成采选规模1000t/d。几十年来主要在xx矿段进行地下采矿，平峒盲竖井+盲斜井开拓，主运平峒标高223m，浅孔留矿法、房柱法及空场法采矿。勘探报告提交的工业矿体已基本开采完毕，近年来主要开采残矿和新发现的矿体。储量核实可供地下开采的保有资源储量主要分布在-17m-600m间。目前正规采矿的中段很少，采出矿量占总出矿量不足50%，其他的靠残采补充，出矿品位偏低。xx矿段由于开采时间较长，上部几个中段采空区多已坍塌，地表出现多处坍塌区；尤其在北部426号勘探线间，形成长约450m、宽约180m的主塌陷213、区。由于塌陷，上部几个中段已无法进入。本次设计露采部分概述为了充分利用自然资源，延长矿山寿命，借鉴其他矿山生产实践，矿山拟对xx矿段822号勘探线间的浅部低品位资源（脉带储量）及原地下开采残留的工业矿体储量进行回收利用，以获取新的经济效益和社会效益。对xx矿段822号勘探线间、143m标高以上低品位及原地下开采残留矿体采用露天开采。根据利用资源储量及露天、井下开采量与服务年限等方面的合理匹配，结合新建选厂生产规模，确定矿山扩能后总规模为99104t/a（3000t/d）。其中地下开采66104t/a（2000t/d），露天开采33104t/a（1000t/d）。前两年露天开采矿石1500t/d214、；49.5104t/a；第三年起开采矿石1000t/d；33104t/a。服务年限11a。5.2露天开采范围及开采方式的确定经资源储量核实，xx矿段822号勘探线间、143m标高以上的号、号脉带，尚保有低品位资源储量425.97104t，平均品位0.89g/t；原地下开采残留工业矿块储量17.85104t，平均品位7.26g/t。保有储量合计443.82104t，平均地质品位1.15g/t，金金属量3810.68kg。上述资源储量埋藏相对较浅，且处于主塌陷区范围内。本区域地下开采井巷工程大部已坍塌无法进入，因而这部分资源储量已不能再采用地下方式开采回收。本次规划设计确定这部分资源储量采用露天开215、采方式回收利用。5.3露天境界圈定境界圈定原则（1）以境界剥采比不大于经济合理剥采比初定露天境界；（2）以平均剥采比小于经济合理剥采比校核露天境界；（3）位于露天开采区段南部、4号勘探线附近的223m中段材料井保留使用，需考虑适当的安全保护距离；（4）露天最终边坡处不得有大的采空区存在。经济合理剥采比的确定根据矿床地质品位、预测的各项成本及金价格等技术经济指标参数，计算矿床经济合理剥采比。鉴于本区段资源储量难以再进行地下开采，因而采用价格法计算露天开采经济合理剥采比。经计算，当地质品位在1.15g/t范围时，露天开采经济合理剥采比为18.5m3/m3。边坡参数的选取（1）工程地质条件矿体围岩主216、要由斜长角闪岩、绿泥石片岩、绢云母片岩组成。顶板为绿泥石片岩或绢云母片岩时，当硅化较强片理化不发育时岩石较稳固，RQD值5075%，岩石质量中等岩体中等完整；片理化发育时稳固性较差，RQD值小于50%，岩石质量劣，岩体完整性差。而顶底板为斜长角闪岩时，稳固性较好。总之岩体一般情况稳固性较好，属中等或中等以上稳固的岩体。局部发育的挤压破碎带、含矿破碎带及蚀变破碎带，岩体稳固性变差。矿床工程地质条件中等。本区域地表塌陷区及下方采空区随着露天开采降深，基本可以得到挖除，也即组成露天边坡岩体绝大部分属于原岩，仅在底部可能遇有不可预知的巷道或小的空区（可用混凝土封堵加固）。（2）水文地质条件矿区位于分水217、岭斜坡地段，地形起伏大，沟谷发育，有利于地表水的排泄。开采矿体位于当地侵蚀基准面以下，地下水补给源主要为大气降水，露天采场主要充水因素为大气降水及构造裂隙脉状水。主要充水含水层富水性弱，矿区附近无较大的地表水体。矿床水文地质条件属简单类型。（3）边坡参数选取依据上述工程地质、水文地质条件，矿体赋存特征，结合边坡高度和服务年限等，参照类似矿山有关资料，设计选取边坡参数如下：台阶高度： 10m台阶坡面角： 5570安全平台宽度： 34m清扫平台宽度： 68m（每隔两个安全平台设置一个清扫平台）最终边坡角： 4547境界圈定通过爆破震动安全测算，南部主井保护距离取70m（详见5.10节），按此距离限218、定境界南部开采边界。根据境界圈定原则及所选边坡参数，最终圈定的露天采场详见附图。露天境界参数见表5-1。境界内矿岩量、品位等见表5-2。露天境界主要参数 表5-1项目单位参数上部尺寸m510460下部尺寸m15020台阶高度m10台阶坡面角度5570安全平台宽度m34清扫平台宽度m68m（每隔两个安全平台设置一个清扫平台）采场最高标高m408底标高m143封闭圈标高m283采场边坡最大高度m265最终边坡角度4547 露天境界矿岩量表 表5-2 项目单位数量备注矿岩总量104t3914.78104m31408.19矿石量104t383.25 104m3137.86矿石体重2.78岩石量104t219、3531.53104m31270.33岩石体重2.78平均剥采比m3/m39.21t/t9.21金属量Kg4437.86平均品位g/t1.16注：（1）、表中矿岩量均为实方量。受矿山提供的地形图及地表塌陷区测量精度限制，表中矿岩总量计算与实际将存在一定偏差；（2）、由于表中矿岩总量按塌陷后地形计算，为简化设计，本次采空区按完全充填考虑；（3）、根据矿山提供的采出储量，考虑20%的贫化率求得地下采空区体积；空区体积除以1.59松散系数，便为塌陷充填体折合的实方体积。空区体积与充填体实方体积之差在表5-3中予以扣除。5.4矿山工作制度、生产能力及服务年限矿山工作制度年工作330d，日工作3班，班工220、作8h。生产能力依据境界内矿石量及矿量分布特点，考虑与井下在产量及服务年限上匹配，设计推荐露天部分生产能力前两年开采矿石49.5104t/a（1500t/d）；第三年起开采矿石33104t/a（1000t/d）。铲装设备选用2m3液压反铲挖掘机，台年生产能力65104t，采场有一个采矿作业面，即可满足前两年49.5104t及两年后33104t矿石生产能力要求。单台阶矿量平均22.0104t，矿山下降速度只要达到21.8m-14.5m，即可满足年49.5104及33104t矿石生产能力要求，根据矿山装备水平，这样的下降速度是完全可以实现的。矿山服务年限按设计利用矿石量及矿山规模，矿山计算服务年限221、为11.0a。开采矿石量Q/（1-）=383.25104t0.95/（1-0.08）=395.75104t前两年开采矿石49.5104t2=99104t剩余矿石量服务年限：T开采矿石量-99104t/年处理量=395.75104t-99104t/33104t9aQ设计利用矿石量，383.25104t采矿回收率，95%矿石贫化率，8%A矿山规模，33104t矿山总服务年限为11a.本次设计露天境界内号、号脉带尚有部分矿体未参加资源储量核实估算。实际开采时露天利用矿石量有增加的可能。5.5开拓运输系统开拓运输方式矿区地貌为丘陵山区，地形切割强烈，地貌陡峭。露天采场为山坡转凹陷型，封闭圈及凹陷部分出222、入沟口标高287m。选厂位于采场东南部约2.5km处，排土场设置于采场东部沟谷内，距离不超过1km。地下开采223m主运平硐，自露天采场南侧主井附近通过。排土场布置在采场附近，岩石平均运距约2.0km，运输量相对较大。岩石运输适于采用单一汽车运输。选矿厂距离露天采场相对较远，若采用汽车运输，矿石平均运距约为3.6km，接近汽车经济合理运距，运输成本高。而本区地形切割强烈，地势复杂，公路展线困难，道路工程量较大。鉴于地下223m主运平硐已通达采场附近，平硐运输仅650m即可到达选厂，因而露天矿石可通过溜井溜放至地下223m主运平硐，再转运至选厂，从而大大减少矿石运输功，降低矿石运输成本。缺点是矿223、石运输环节多，管理相对复杂。根据主运平硐位置并考虑地下大量采空区的存在，露天矿石溜井从技术难度及安全角度考虑，难以设置于采场内部。故计将矿石溜井设置于采场外，位于采场南部、主井西北部（详见附图），井口标高313m。井底标高223m，溜井高度90m。综上，本次规划设计露天开拓运输方式：矿石采用汽车（运距1.2km）溜井（90m高）平硐（650m长）联合开拓运输方式；岩石采用单一汽车运输方式（运距2.0km）。运输设备及运输线路布置铲装设备为斗容2m3液压反铲挖掘机，矿山年最大运输量为396.0104t（142.0104m3），其中矿石33.0104t、岩石363.0104t。依据矿山年运输量和主224、要装载设备，设计选用载重20t自卸汽车与挖掘机相匹配。在籍汽车台数18台。山坡露天开拓沿地形掘进单臂路堑连接采场工作面，深凹露天部分采用螺旋式布线。道路等级为矿山三级公路，线路最大纵坡度9%，平均坡度6.5%，最小转弯半径15m，缓和坡段长度60m。5.6采剥工艺采剥工艺选择根据矿体赋存条件，设计采用传统的自上而下水平台阶开采工艺。根据矿山生产规模、所选采剥设备，确定台阶高度10m。鉴于岩石量集中于采场上部，为了有效推迟剥离洪峰，减少基建剥离量，前期剥离采用组合台阶陡帮作业，采矿采用缓帮作业。最小工作平台宽度25m。由于空区的存在，为确保开采安全性，在总体自上而下开采的同时，台阶内宜首采非塌陷225、区内的矿石，从边缘向空区中心渐进揭露。穿孔爆破工作设计选用165mm型液压潜孔轮钻机进行穿孔作业，孔径165mm。延米爆破量18.5m3/m，台年综合穿孔效率50104m3，需该设备3台。另外，考虑采场边坡预裂爆破、山坡单壁路堑形成及其它辅助穿孔，设计选用1台孔径115mm多方位液压潜孔钻机。中深孔爆破采用微差控制技术，使用乳化炸药，非电塑料导爆雷管起爆。选用1台15t装药车装药，二次破碎选用2台液压碎石机。铲装作业根据生产规模及作业条件，设计选用斗容2m3液压反铲挖掘机作为主要铲装设备，台年生产能力65104t，共需6台。选用2台斗容5m3前装机作为辅助铲装设备。采场其他辅助设备采场内作业场226、地平整、爆堆规整、道路修筑、配合挖掘机作业等，选用220马力推土机2台。为减少道路粉尘污染空气，采场配备15t洒水车1台。载重8t加油车1台。损失与贫化根据矿体赋存条件及所选采剥工艺和采剥设备，设计选取采矿损失率5%，矿石贫化率8%。5.7基建、生产进度计划为获得投产标准所规定的二级矿量，基建终了最低台阶标高303m，向上陡帮工作台阶依次为313m、323m、333m、343m、353m、363m以上台阶境界采剥完毕，边界靠帮。采场基建剥离工程量240104m3。基建期为1a。露天采场基建结束后即投入生产，当年投达产。年采出矿石33.0104t，剥离废石363.0104t，初期均衡生产剥采比1227、1.0t/t。生产期露天平均出矿品位1.065g/t，露天部分计算服务年限11.0a。5.8露天采场防排水山坡露天开采，地形条件有利于自然排水，不需投入排水设备，采用自然排水方式。但需保证场内地面坡降不小于5，避免场内积水。同时在采场外围迎水面及封闭圈平台挖掘截水沟，拦截和疏导境界外来汇水及采场坡面汇水，避免进入采场影响生产。凹陷露天开采时采用集中排水方式，即在最低的工作水平挖集水池，安置水泵，将采场内积水扬至封闭圈排水沟导出采场。设计依据露天采场底部标高143m，封闭圈标高283m，最大排水高度140m。采场正常降雨水量：1730.5m3d，最大降雨量：7605.0m3d。露天坑最大暴雨期允228、许淹没1个台阶。排水设施选择采场设计采用2阶段排水。即213m及露天坑底143m各设1座泵站。按正常迳流量确定水泵排水能力：水泵流量：Q=1730.52087.0m3/h水泵扬程：H=1.170=77m考虑最大降雨量，设计选用潜水泵排水，型号为61125型水泵，流量170 m3/h，扬程80m，配套电机功率64kW。泵站设水泵4台，1台工作，3台备用。遇暴雨时3台同时工作。排水管架设两条，选用2196mm钢管。5.9 露天采场装备水平 采矿主要设备表 表5-3序号名称单位数量备注1165mm液压潜孔钻机台32115mm液压潜孔钻机台13液压碎石机台24斗容2m3液压反铲挖掘机台655m3前装机229、台26载重20t自卸汽车台187220马力推土机台2815t洒水车台1915t装药车台1108t加油车台15.10存在问题及建议（1）地下采矿的主井的安全防护露天采场南侧有用于地下采矿的主井，露天开采须对其进行安全防护，避免露天爆破震动损坏材料井。露天微差爆破，爆破震动效应主要取决于最大一段药量，增多段数可在总药量不变的情况下，降低最大一段装药量，降低爆破震动。爆破震动安全允许装药量验算如下：R=(K/V)1/.Q1/3式中：R爆破震动安全允许距离；V爆破震动安全允许振速，取2.5cm/s；K地形地质系数，取160；衰减指数，取1.6。根据不同的爆破震动安全允许距离，可求得一次齐发爆破或微差爆230、破最大单段装药量Q，详见下表（数据仅供参考）。 最大单段装药量表 表5-4爆破震动安全允许距离R（m）最大单段装药量Q（kg）单段孔数（个）701402（孔径115mm）903005（孔径115mm）1207006（孔径165mm）150138011（孔径165mm）180240020（孔径165mm）矿山应根据爆破地点距主井的距离选用合理的装药量和爆破参数及起爆顺序。在控制装药量后，再通过多段微差爆破技术、采用对称式起爆进行干扰降震及预裂爆破技术等措施，有效保护主井的安全。此外还应注意露天爆破飞石对主井作业人员安全影响。露天实施爆破作业时，人员须撤至爆破危险警戒线之外。（2）采空区探查与处理231、本区段露天开采主要回采原井下未利用的低品位资源及残留的工业矿块储量。虽然开采时间较久，上部中段空区大部已坍塌，地表出现大面积塌陷，但地下仍然会有未坍塌或未填实的采空区存在。采空区的存在，容易引起地面（或露天作业平台）塌陷、边坡失稳等危害，直接威胁露天设备及人员安全，增加穿爆、铲装作业难度，成本升高。矿山建设及生产中须对空区影响引起足够重视。本项目地下开采资料保留相对完整，空区可查明情况相对较好。但由于空区规模及形态复杂多样，且随着时间推移，在上部爆破震动、采剥扰动等因素影响下，空区可能有顶板冒落、区间上移、相邻空区连通扩容等动态变化。因而，生产中须加强空区探查与处理，坚持探查先行的原则。采空区232、调查与探查矿山须认真收集原地下开采设计与施工的相关文字、图纸资料，并进行调查走访。对资料进行综合分析、整理与评估，对空区按危险等级和处理难易程度进行分类，对平巷等小空区也要认真对待。对尚不明确的空区部位坚持先行探查。对重点需处理的空区、不明空区要提前进行探查，投入必要的探查工程，对空区的“现实状态”进行查定。本矿山采空区位置基本清楚，推荐采用钻孔探查法探查，钻孔设备为露天潜孔钻机或地质钻。通过探查，验证空区的顶底板标高及冒落情况。采空区处理根据矿山空区情况，推荐采用露天爆破崩落法处理采空区。即在空区上方，自露天平台向下穿凿深孔，爆破崩落空区顶板矿石，填实空区。此种方法是国内处理空区最适用的方法233、。 采空区安全技术管理措施为确保安全处理采空区，应设置由矿山安全部、采矿车间和工程承包方共同组成的专门机构负责，协调采空区探查、处理的各项安全技术管理工作。认真研判采空区资料，对不明或规模较大的空区顶板，要先行探查。坚持探查处理与采矿并举，探查处理先行的原则。合理确定采空区顶板安全厚度。安全厚度与岩体特征、空区面积和高度有关，国内处理空区的安全厚度一般为12-24m。当露天采剥作业接近空区安全厚度时，必须先行处理空区。测量部门根据月计划及采空区资料，及时对空区上方的作业平台进行标定，设立明显的警示标志，让每位管理、作业人员及时了解空区范围与分布，人人做到心中有数。严禁无关人员和机械车辆进入。 234、空区附近的作业顺序，应遵循从边缘向空区中心渐进揭露的原则。采剥工作线推进方向应垂直空区走向，采掘方向则平行于空区走向；还要注意由空区上盘向下盘推进。挖掘机作业时，应加强观察与指挥，发现异常情况，设备应及时撤离，并报告有关部门。挖掘机向前推进时，必须听从观察人员的指挥，推进前先伸长铲斗，用铲斗压实地面，确定无异常、无沉降后再稳步前移。应保持设备撤离空区的退路畅通，确保发生险情时能及时将设备撤离至安全地带。遇有下列情形之一，人员必须迅速撤离到安全地带：地表（作业平台）新鲜开裂，地表松动沉降，雨天汇水灌入某低洼处。露天边坡下方发现有空区时，小的空区可用混凝土封堵，发现有大的空区则需修改境界，留足安全235、平台宽度，并对空区处理，确保边坡稳定。矿山或工程承包部门技术人员中，需聘请2名有空区处理经验的技术人员。建议矿山尽早委托有相关资质的研究单位对xx采空（塌陷）区对露天开采影响与防治对策等进行专项研究，重点对露采范围内空区群及周边工程进行调查与探查，空区群整体稳定性分析，边坡岩体稳定性分析及边坡角优化，空区探查技术及隐患治理措施等。6选矿6.1概述设计规模及服务年限生产规模：3000t/d，99万t/a产品方案：合质金服务年限：16a选厂现状.1现有工艺流程、主要设备河北xx矿业有限责任公司xx金矿始建于1958年，设计处理能力50t/d，几经改扩建，形成了处理能力1000t/d。现有选厂碎矿采236、用两段一闭路破碎。磨浮分为三个系列，一、二系列设计处理能力250t/d，实际处理能力330t/d。三系列设计处理能力500t/d，实际处理能力620t/d。选矿工艺相对成熟可靠、指标较为稳定。现有工艺流程见图6-1。现有主要设备见表6-1。现选厂工艺流程见图6-1.2现选厂主要技术指标处理能力：1000t/d；破碎产品粒度：-12mm-0mm；一段磨矿细度：-200目50%-55%；浮选精矿产率：1.8%；二段磨矿细度：-350目99%；浸出浓度：35%40%；浸出率：97.64%；现选厂工艺流程图见图6-1. 现选厂工艺流程 图6-1.2现生产系统特点及存在问题（1）选矿工艺相对成熟可靠、指237、标较为稳定；（2）设备陈旧，场地厂房限制不适宜扩大生产；（3）浸出作业回水进入浮选，影响浮选指标；（4）现场工作环境较差；（5）设备规格小、系统多，能耗较高、生产成本高； 选厂现有主要设备 表6-1序号设备名称规格型号数量备注1颚式破碎机C8012圆振动筛YAGF183613圆锥破碎机HP20014圆振动筛YAGF184815球磨机MQY24122一、二系列6分级机2FLG-12002一、二系列7球磨机MQG27211三系列8分级机2FLG-20001三系列9机械搅拌式浮选机4m1010机械搅拌式浮选机1.1m2511浓密机12m112球磨机MQY1228113水力旋流器125414浓密机9m238、115浸出槽3.54.0m516浸出槽3.53.5m117洗涤浓密机2TNZ-7.5m218脱氧塔1500119压滤机BMY20/635-252设计依据及设计原则.1设计依据见总论。.2设计原则：根据现场实际，为节省基建投资、降低生产成本、提高劳动生产率、增加选矿回收率，在设计中遵照下列原则：（1）根据矿石的性质及生产实践，确定工艺流程；（2）本着节约成本、便于维护、操作简便的原则进行设备选型；（3）注重环境保护、工业安全和工业卫生。6.2原矿xx矿区位于中朝准地台燕山台褶带遵化-xx复杂褶皱构造区的东部、华北地台北缘重要的金矿成矿带内。矿床成因为中温岩浆热液型金矿床xx金矿床分布在南北长62239、00m、东西宽200m至900m的狭长的含金片理化带内。矿区分为相连的三个矿段：北部黑石峪矿段长约1700m，中部xx矿段长约1500m，南部桑家峪矿段长约3000m。主要金矿体集中于中部xx金矿段。桑家峪矿段与xx矿段为同一矿体的延伸，其性质基本相同。矿石的工艺矿物学特征.1矿石的矿物组成矿石的矿物成分比较简单，金属矿物以黄铁矿为主，其它自然金、银金矿、金银矿、磁铁矿、磁黄铁矿、辉钼矿、闪锌矿、黄铜矿、斑铜矿、方铅矿、碲金矿、辉银矿。整个金属矿物约占矿石中的10。脉石矿物以石英、钠长石为主，其次为绢云母、绿泥石、绿帘石、铬云母以及碳酸盐类矿物（白云石为主，方解石次之），次生矿物以褐铁矿、孔雀240、石为主。.2矿石结构矿石的结构比较简单，主要有以下三种：（1）结晶结构：按黄铁矿的晶形可分为：A、自形-半自形晶粒状结构，黄铁矿呈立方体嵌布于石英及围岩中；B、他形粒状结构，黄铁矿呈他形粒状分布于石英中。（2）溶蚀结构：包括A、溶蚀结构；B、骸晶结构；C、交代残余结构；D、交错结构。（3）碎裂结构：黄铁矿被压碎后呈棱角状碎片，形成斑状碎裂结构。.3矿石构造按金属硫化物的产出状态，可将矿石的构造划分为6种主要类型：即块状构造、浸染状构造、脉状构造、团块状构造、团斑状构造及斑杂状构造等。.4矿石化学成分根据原报告光谱及全分析资料，矿石中化学成分有Si、K、Na、Ca、Mg、Al、Fe、Ti、Pb、241、Mo、Mn、Cu、Zr、Sr、Ba、Au、Sc、Y、Bi、Co、Ga、Ag、V、Zn、Be等25种元素。除Si、K、Na、Ca、Mg、Al等造岩元素和Fe含量大于1%，Ti含量在0.1%1%外，一般均在0.1%0.001%之间，只有Be、Sc、V低于0.001%。.3矿石中有益、有害组分及含量矿石中主要有益元素为金，银在组合样分析中一般含量为0.210-6，最高品位3.510-6，一般小于伴生组分评价指标，本次未作估算。其他元素：铋在精矿多种元素分析品位为0.00810-2，碲在单矿物分析中最高品位为0.03110-2，在组合样分析中最高品位为0.00510-2，铜在组合样分析中一般含量为0.242、0110-2，最高为0.0510-2，铅0.210-2、锌0.410-2、钼0.0110-2、锑0.410-2，均无综合回收利用的价值。.5矿石的物理机械性质矿石供矿粒度：-500mm；矿石密度：2.78t/m；矿石硬度：810；松散系数：1.59。供矿条件及工作制度：原矿量：3000t/d。全年工作330d。原矿采用电机车运输，曲轨卸载。最大给矿粒度-500mm，平均品位1.82g/t。6.3设计的工艺流程工艺流程根据选厂现有工艺，对现有流程进行优化。详细流程见下图6-2。碎矿：采用三段两闭路破碎工艺磨矿：采用一段闭路磨矿工艺选别：采用浮选精矿再磨、浸出、锌粉置换工艺流程流程描述原矿经电动机243、车曲轨卸载至原矿仓，通过GBZ15006000重板给矿机给入C110颚式破碎机。破碎产物经1#带式输送机至粉矿仓上2YA3073双层振动筛进行筛分作业。振动筛筛上+40mm给入中碎缓冲矿仓，给入HP300圆锥破碎机进行中碎。筛下-12mm进入粉矿仓，中间产物-40+14mm进入细碎缓冲仓，通过HP400圆锥破碎机进行细碎。中碎、细碎产物由2#带式输送机返回1#带式输送机构成闭路循环。碎矿最终产品粒度-12mm。磨矿采用一段闭路磨矿。磨矿设备采用MQY42706500球磨机与5006旋流器组组合。磨矿细度-200目55%，旋流器溢流为磨矿产品进入浮选作业。浮选采用一粗、二精、二扫作业。浮选尾矿排244、至尾矿库。浮选精矿经12m浓密机脱水、脱药后给入12m陶瓷过滤机进行脱水后精矿再磨。精矿再磨采用MQY1840球磨机与1254旋流器组构成二段闭路磨矿，磨矿细度-350目占99%，旋流器溢流进入浸出作业。浸出作业采用1台12m浸前浓密机和8台5056浸出槽后給入2台12m双层逆流洗涤浓密机构成浸出、洗涤流程。浸渣堆存外售。浸前浓密机出贵液。贵液经净化、脱氧、锌粉置换得到选矿产品金泥。金泥采用盐酸除杂氯化浸金还原金粉酸洗涤熔铸金锭工艺流程。产品为合质金。主要工艺指标前两年 第三年起原矿品位：1.74g/t 原矿品位：1.82g/t给矿粒度：-500mm 给矿粒度：-500mm破碎产品粒度：-12245、mm 破碎产品粒度：-12mm矿细度：-200目55% 一段磨矿细度：-200目55%粗选作业浓度：32% 粗选作业浓度：32%浮选精矿品位：86.03g/t 浮选精矿品位：90.49g/t 浮选精矿产率：1.80% 浮选精矿产率：1.80%浮选精矿回收率：89% 浮选精矿回收率：89.50%浮选尾矿品位：0.19k/t 浮选尾矿品位：0.19g/t精矿再磨细度：-350目99% 精矿再磨细度：-350目99%浸原品位：86.03g/t 浸原品位：90.49g/t浸出浓度：35% 浸出浓度：35%浸出率：97.00% 浸出率：97.00%洗涤率：99.34% 洗涤率：99.47%置换率：100246、% 置换率：100%浸渣品位：2.58g/t浸渣品位：2.71g/t金泥含金：3618.37g/t 金泥含金：4715.03g/t金选矿总回收率：85.76% 金选矿总回收率：86.36%炼回收率：99.9% 冶炼回收率：99.9%6.3.4主要材料消耗见表6-2，表6-3碎矿工段材料消耗 表6-2名称衬板kg/t筛网kg/t胶带m/t机油kg/t黄油kg/t消耗用量0.030.0040.00150.010.008磨浮、锌粉置换、脱水工段材料消耗 表6-3名称衬板kg/t胶带m/t钢球kg/t异戊基黄药g/t丁基铵黑药g/t2#油g/t消耗用量0.400.0011.5050.025.02.0名247、称液体氰化钠kg/t生石灰kg/t锌粉kg/t机油kg/t黄油kg/t滤布m/t消耗用量0.60.30.020.030.0650.00066.4生产能力和工作制度选厂处理能力为3000t/d，99万t/a；选矿工作制度见表6-4。 选矿工作制度 表6-4项目年工作天数天工作班数班工作时数生产能力t/d碎矿330353000磨浮330383000精矿脱水3303854浸出3303854浸渣洗涤3303854净化、置换330386.5主要设备选择碎矿设备的选择本次设计采用采用三段两闭路破碎工艺。粗碎采用1台C110颚式破碎机，中碎采用1台HP300圆锥破碎机，细碎采用1台HP400圆锥破碎机，筛分248、采用1台2YA3073双层振动筛。碎矿最终产品粒度-12mm。磨矿设备的选择磨矿采用一段闭路磨矿。磨矿采用1台MQY42706500溢流型球磨机与1台5006旋流器组构成闭路循环。磨矿细度-200目55%。浮选设备的选择浮选采用一粗、二精、二扫作业。粗选采用4台XCFII/KYFII-24浮选机，扫选采用6台XCFII/KYFII-24浮选机，精选采用5台XCFII/KYFII-4浮选机。浮选精矿脱水浮选精矿采用浓缩、压滤两段脱水。浓缩采用1台12m密机，过滤采用1台12m陶瓷过滤机。浮选精矿再磨浮选精矿再磨采用1段闭路磨矿。采用1台MQY1840溢流型球磨机与1台1254旋流器组构成闭路循环249、。磨矿细度-350目99%。浸出、洗涤设备的选择浸出、洗涤采用8台5056机械搅拌式浸出槽和2台12m流洗涤浓密机组成两浸两洗流程。浸渣压滤设备的选择浸渣压滤采用1台XMGZ120/1250厢式隔膜压滤机。净化设备的选择净化采用两段连续净化流程，每段采用1台BAY70/800板框压滤机净化除杂。脱氧设备的选择设计采用1台12003600脱氧塔，SZL-I-1000型水喷射泵。置换设备的选择置换采用1台BAY70/800板框压滤机。6.6选矿厂车间组成选矿厂由原矿仓、粗碎车间、中细碎车间、粉矿仓、磨矿车间、浮选车间、浮选精矿脱水车间、浸出车间、洗涤车间、置换车间、浸渣压滤车间、石灰间、氰化钠储和250、为生产服务设置的试、化验室、备品备件和材料库等组成。设计的各车间设备配置充分利用地形高差布置，以利于减少生产费用。详见选矿工艺建筑物联系图。6.7辅助设施6.7.1贮矿设施（1）原矿仓：有效容积约220m，可贮矿量380t，贮存时间约1.9h；（2）中、细碎缓冲仓：有效容积约160m，可贮矿量280t，贮存时间约1.4h；（3）粉矿仓：有效容积约1000m，可贮矿量1700t，贮存时间约13.6h。6.7.2药剂设施6.7.2.1药剂用量异戊基黄药：50g/t，丁基铵黑药：22.0g/t，2#油：2.0g/t，液体氰化钠：0.6kg/t（30%浓度），生石灰：0.3kg/t，锌粉：0.18kg251、/t。6.7.2.2药剂贮存浮选药剂在车间内贮存及制备室。氰化钠：设置氰化钠储库。设计采用1台20m氰化钠储罐，按30%的氰化钠浓度计算，可存储22t氰化钠溶液，可供选厂使用12d。室外设置氰化钠事故池有效容积25m3。生石灰：设置石灰间。设计采用1台2500机械搅拌槽作为石灰乳制备设施，经泵送至浸出车间。6.7.2.3药剂添加药剂添加采用数控加药装置。6.7.3试、化验室设计上设置选矿试、化验室。试验室主要是为选厂工艺流程提供选矿试验支持。化验室主要化验原矿、精矿、中间产品的金和其他元素含量及其他化学项目。（1）取样：为了解选矿厂生产效果，指导生产和销售，要对原矿、最终产品及中间作业产品进行252、定期或不定期的取样、化验。例如，进入选矿厂的原矿、球磨给矿、旋流器溢流、浮选的中矿、尾矿及金泥等。旋流器溢流、浮选精矿及浮选尾矿采用自动取样机取样，其余流程考察样采用人工取样的方式进行。（2）计量：通过安装在磨机给矿皮带上的电子皮带秤，进行原矿计量，设备的备品备件及药剂等进厂通过设汽车地中衡，进行计量。6.7.4自动化（1） 选矿设计考虑了部分环节的自动化，以稳定生产，提高生产指标。（2） 用全自动取样机实现选厂矿浆取样自动化。（3） 用电子皮带秤实现原矿计量自动化。（4） 为调节选厂和采矿的生产，原矿仓仓顶设有固定格筛，控制给矿粒度500mm。（5） 原矿仓、缓冲矿仓、粉矿仓设置上下极限位置253、，并可自动调节给矿设备的运行。（6） 碎矿流程设备联锁集中控制，工艺流程设备的运行状况实现自动检测；设备启动和紧急事故停机可按连锁顺序自动进行，同时具有人工操作功能。（7） 磨矿分级系统采用自动控制方案，以稳定生产，降低能耗。（8） 在选厂各车间厂房均配有供检修用的起重机，详见工程设备明细表。卫生防护与安全生产（1）地坑、操作台均设有防护栏，各车间设污水泵。（2）石灰间、氰化钠库、浸渣压滤车间、试化验室设有通风设施。（3）液体氰化钠通过泵送至氰化钠储罐。（4）氰化钠库房及浸渣压滤车间采用防渗措施。（5）设室外氰化钠事故池，有效容积25m。当氰化钠储罐发生渗漏，可自流至事故池，氰化钠储罐修缮后经254、泵送回氰化钠储罐。（6）氰化钠库房及浸渣压滤车间室外做二次防渗处理。 （7）根据安全管理需要，氰化钠库房及浸渣压滤车间各安装1台AMH251JV-01510000转子流量计。可现场确定红外线报警仪，彩色摄像仪（可夜视）选择安装的方位和数量。（8）浸渣经过压滤脱水装袋堆存后外售给具有河北省危险物经营许可证单位河北风华环保服务有限公司利用。检修设施为便于设备维检，保证正常生产，选矿厂各厂房内设有相应的起重设备及设置必要的检修场地，各厂房主要起重设备的型号及数量见表6-5。选矿厂各厂房主要起重设备表表6-5序号安装地点设备名称起重量(t)台数1粗碎车间电动单梁起重机1012中细碎车间电动单梁起重机1255、013粉矿仓电动葫芦514磨矿车间电动双梁桥式起重机3215浮选车间电动单梁起重机1016浮选精矿脱水车间电动单梁起重机1017再磨及浸出车间电动单梁起重机518浸渣压滤车间电动单梁起重机519置换车间电动单梁起重机5110石灰间电动葫芦21压风设施设计需要压风设施的车间包括浮选车间、浸出车间、浸渣压滤车间。各车间压风设备型号及数量见表6-6。选矿厂各厂房主要起重设备表表6-6序号使用地点设备型号进口风量(m/min)台数备注1浮选车间C200-1.35 鼓风机2002一台备用2再磨及浸出车间FHOGD-55 空压机10.51配储气罐3浸渣压滤车间FHOGD-22 空压机3.61配储气罐6.8256、存在的问题及建议设计选取的选矿工艺技术指标及作业参数均参照现有选厂生产实践，新建选矿厂处理xx矿区矿石和桑家峪矿区矿石，虽然xx与桑家峪同属一个矿脉，为确保设计的工艺技术指标及作业参数合理、可靠，应针对新建选矿厂处理的原矿进行综合取样进行选矿试验研究。6.9冶炼提纯（1）物料性质金精炼的原料来自3000t/d选矿厂生产的锌粉置换金泥，金泥中主要含有有价金属金及铜、铅、锌、铁等贱金属。（2）工艺流程根据锌粉置换金泥物料性质，本次设计金提纯工艺采用盐酸除杂氯化浸金还原金粉酸洗涤熔铸金锭工艺流程。（3）工艺流程特点工艺流程简单，配置紧凑，设备选择先进合理。操作技术易掌握，生产环境好，作业周期短。作业257、过程基本实现机械化，减少工人劳动强度。（4）工艺过程技术参数预浸除杂盐酸 4N液固比 4：1反应时间 6h反应温度 7085PH=0.50.7氯化分金盐酸 3N液固比 5：1反应时间 56h反应温度 8590控制电位 1100 mV金的还原PH=00.5反应时间 3h反应温度 5557控制还原电位 690700 mV（5）精炼车间主要设备精炼车间主要设备见设备明细表（6）精炼车间厂房及安全管理金精炼厂房占地面积为327m2，23.7m13.8m8.0m。与化验室共设一个建筑物，独立分区管理。 厂房内设闭路监控设备，进行多点监控。设计工艺流程图6-27尾矿设施7.1设计依据和设计原则设计依据（1258、）法律、法规及有关规定中华人民共和国安全生产法（国家主席令第70号）；中华人民共和国矿山安全法（国家主席令第65号）；中华人民共和国节约能源法（）；矿山建设工程安全监察实施办法劳矿字（1991-502）；关于开展重大危险源监督管理工作的指导意见（安监管协调字200456号）；关于加强建设项目安全设施“三同时”工作的通知（国发改投资20031346号）；尾矿库安全监督管理规定（国家安监总局38号令）；安全生产许可证条例（国务院令第397号，）；河北省尾矿库整治专项行动方案的通知（冀办字2010156号）关于加强尾矿库安全生产工作的若干规定（冀办字20114号）（2）技术标准选矿厂尾矿设施设计规范259、（ZBJ1-90）；尾矿库安全技术规程（AQ2006-2005）；冶金矿山尾矿设施管理规程（冶矿字第185号（90）；碾压式土石坝设计规范（SL2742001）；浆砌石坝设计规范（SL25-2006）；一般工业废物贮存、处置场污染控制标准GB18599-2001；污水综合排放标准（GB8978-1996）；建筑抗震设计规范（GB500112001）（2008版）；防洪标准（GB50201-1994）。（3）技术资料尾矿设施设计参考资料（冶金工业出版社）；业主有关项目建设的意见；其他专业提交的相关条件。设计基本原则（1）贯彻执行国家安全生产监督管理总局第38号令，确保尾矿设施安全运行。（2）认真260、贯彻国家环境资源法及基本建设的方针、政策，贯彻环境保护法，贯彻土地法、中华人民共和国森林法、水资源法及国家现行的冶金矿山设计规范及规定，保护环境，清除污染。（3）在满足生产要求和确定安全的前提下，充分利用荒地和贫瘠土地，尽量不占、少占或缓占农田和林地，有条件时可考虑造地还田和尾矿库闭库后复田。（4）节约用水，保护水资源，充分回收利用尾矿澄清水，少向下游排放，达到资源开发与环境保护的良性循环，实现社会效益、经济效益、资源效益和生态环境效益的和谐统一。（5）设计中结合现场情况，力求切合实际，设计方案选择合理，在确保矿山生产安全前提下，满足工艺和生产要求；在达到安全生产的条件下，因地制宜，减少污染，261、施工简捷，管理方便，经济合理。（6）设计中尽量选择符合国情，技术先进、高效节能、安全可靠的设备。7.2工艺参数（1）规模：3000 t/d；（2）选矿厂工作制度：300d/a，3班/d，8h/班；（3）尾矿干密度：1.251.38 t/m3；（4）尾矿平均粒度：200目占55；（5）尾矿真比重：2.78 t/m3；（6）尾矿浆重量浓度：35%；（7）尾矿产率：98.2%；（8）矿山生产服务年限：12a；（9）尾矿排放方式：上游法排放尾矿。7.3尾矿库库址选择申家峪尾矿库库址，2010年1月已由承德龙兴矿业工程设计有限责任公司完成了扩容改造初步设计并在河北省安监局备案。扩容设计后，该尾矿库总坝高262、达到108m，总库容为1428万m3，有效库容1070.7万m3，新增有效库容600万m3。参照本次扩能改造选厂规模，尾矿产率取97.6%，尾矿比重取1.40t/m3，年排放尾矿量为69.44万m3。经计算故该尾矿库服务年限可达到8.6a。由于申家峪尾矿库扩容后的服务年限仍不能满足矿山企业的生产服务年限要求，将洪沟峪作为规划库址，xx金矿扩建后首先使用申家峪尾矿库进行排尾，待该尾矿库服务期满后启用备选尾矿库洪沟峪库址。应注意提前将该库建成，衔接生产需要。7.4尾矿输送及回水系统尾矿输送（1）基本资料新建选矿厂排出的尾矿浆，由尾矿泵扬送到尾矿库坝前放矿点，设计采用压力输送的方式。按尾矿量2946263、t/d（干矿）生产规模，尾矿浆重量浓度为35%，矿浆容重1.3366t/m3（尾矿比重2.78t/m3时），尾矿输送波动系数0.91.1。新建选厂尾矿排尾标高为207m。申家峪尾矿库扩容后坝顶标高为340m，自然高差为133m；管道长度L=3400m。（2）流量、扬程计算经计算，最大流量280.3m3/s，临界管径最大263.3mm；最小流量252.3m3/s，最小临界管径240.2mm，故设计选用D27310无缝钢管（外径273mm，壁厚10mm，内径253mm）。采用最大流量计算时，矿浆水力坡降为0.01765，流速为1.70m/s，扬程为244.61m；采用最小流量计算时，矿浆水力坡降为264、0.01556，流速为1.55m/s，扬程为236.80m。（3）设备选择综上所述，矿浆流量为：252.3280.3 m3/s，扬程最高为244.61m，故选择水隔离泵LSGB280/2.5，315kW/380v（一备一用）。尾矿泵站建筑物尺寸LBH=12 m24 m9 m。回水干尾矿量为2946t/d，尾矿浆重量浓度为35%，则每天排入尾矿库的水量为5471t/d，设计回水率取75%，则回水量为：171m3/h；输送距离为3400m，输送管径取D2198无缝钢管，流速为1.47m/s，水力坡降为1.37%，自然高差为20m（187-207m），最大扬程为66.58m。 泵选型：单级离心泵KQ265、W125/250-55/2（一备一用），流量192 m3/h，扬程73m，电机功率55kW。回水池：LBH=12 m10m3 m回水泵房：LBH=5m4m4.5 m8总图运输8.1区域概况矿区地理位置与交通见总论。自然地理与经济 见总论。项目建设内外部条件见总论。8.2厂址选择厂址选择的基本原则（1）避免在湿陷性黄土、塌陷区、受洪水、泥石流威胁的不良地段建厂，企业安全性好。（2）尽可能利用荒山、荒地，少占农田，不占良田，土地使用情况好。（3）满足选矿生产需要，为生产创造方便条件。（4）充分考虑矿山的实际地形条件。（5）厂址选择与采矿工业场地布置及尾矿库、供水、供电方案统一考虑，力求最佳的相对位266、置关系。（6）简化原矿运输环节、缩短运输距离，节省运输费用。（7）充分利用自然地形布置工业厂房，节约用地及土石方工程。（8）厂址不压矿体，并满足各种安全防护距离要求。厂址方案矿区地势属山地，地形较复杂，山体坡度较大，沟谷较为发育，厂址选择受地形条件影响较大。由于企业周边居民较多，且企业现有用地利用较为紧张，厂址选择的备选方案很少。根据厂址选择的基本原则和矿区实际地形，在和甲方一同现场踏勘并初步结合后选择了两个厂址方案，一个位于现有选厂东北侧(原木材厂)，另一个位于现有223m主运平硐东南侧(杨树洼)。因xx选厂已有50年生产历史，其厂房与设备均已陈旧，受厂房与地形限制，本次扩能改造不能利用原厂267、房进行改造。新确定的建厂方案一为现有选厂东北侧新建3000t/d选厂，方案二为在现有选厂北侧新建2000t/d选厂，与现有选厂共同生产，使处理能力达到3000t/d。两个方案技术经济对比结果见表6-2。 厂址方案技术经济对比表表6-2序号项目名称单位方案I方案II差额新厂址新建3000t/d选厂原厂址新建2000t/d选厂方案I-方案II一主要技术经济指标1规模提高产能t/d30002000日处理矿石量30003000年处理矿石量t104/a99992选厂建设期a13矿山服务年限a15二可比建设投资万元6027.33 3637.80 1碎矿设备及安装万元1470.46 1086.32 2磨矿设268、备及安装万元1084.48 842.38 3浮选设备及安装万元708.98 562.62 4洗涤压滤设备及安装万元1235.41 1146.48 5选厂征地费用万元528.00 6搬迁费用万元1000.00 可比建设投资净年值万元a792.44 478.28 314 三可比经营成本费用合计万元/a134.98 1369.13 -1234 其中：材料费万元/a891.00 人工费万元/a52.20 动力费万元/a316.80 修理费万元/a134.98 109.13 四成本费用年值万元927 1847 -920 五推荐方案由上述技术经济方案比较表可以看出，可比选厂基建投资方案I比方案II高出约2269、390万元，可比选厂建设投资年值方案I比方案II高出约314万元/年；年可比经营成本费用方案I少于方案II约1234万元/年；通过技术经济方案比较，推荐选用方案I，即在新厂址新建3000t/d选厂。同时方案存在设备老化，不便管理，场地紧张，系列达四个，人员配备多等弊端， 推荐厂址地形相对较缓，距离采区较近，与采矿工程的联系方便，原矿运输距离较短，可采用电机车运输，原矿运营成本较低。场地朝向为南偏西，采光通风条件良好。受场地限制场总体布置时需尽量紧凑。厂址内有村民约20户，需进行搬迁安置。8.3企业总体布置企业组成矿山主要由采矿工业区、选矿工业区（包括辅助设施）、采矿工业场地、尾矿库、水源地、地270、采废石场、xx露天排土场等主要部分组成。办公生活设施及大部分的生产辅助设施均利用企业现有资源。总体布置的基本原则（1）满足生产需要，为生产创造方便条件；（2）充分利用自然地形，节约用地；（3）尽量缩短矿石运距，节省运营费用，提高企业经济效益；（4）满足各种安全卫生防护距离要求；（5）协调好新建设施和现有设施的位置关系；（6）根据矿区周围水资源分布情况确定水源地的位置；（7）努力保护自然生态环境。总体布置（1）采矿工业区矿山采用地下和露天联合开采方式，桑家峪及xx采用地下开采的方式进行，生产年限约为16a；xx8号勘探线以北，143m中段以上的、号脉残矿及低品位矿石。采用露天开采，生产服务年限为271、11a。桑家峪和xx地采部分基本利用现有开拓系统，桑家峪的矿石由窄轨运至金场峪采区内，集中运输至选厂原矿仓，桑家峪年产矿石26.4104t/a，xx年产矿石39.6104t/a。两采区的废石均在各自采区的废石场内排放，桑家峪年废石量为3.63104m3（实方），xx年废石量为7.12104m3（实方）。桑家峪采区需新建竖井及井塔一座，负责桑家峪采区的废石提升。xx需新打一条矿石主运平硐，连接露天矿石溜井以及现有出矿系统，标高为223m。桑家峪目前已形成许多采空区，为防止地表水下渗引起采空区发生塌陷，设计在地表设置有组织排水工程，将地表汇水快速通畅的排至区域外。在采空区范围内的自然沟谷中，沿沟底272、设置排水明渠，排水明渠形式为底宽1.0m、深1.0m、侧壁坡比1:0.5，材料为抗渗钢筋混凝土。其中：底板为C30抗渗混凝土厚350mm，纵向配筋d=8、间距300mm 横向配筋d=8 、间距200mm；侧壁为C30抗渗混凝土厚250mm，不配筋。xx露天采场位于现有箕斗井场地北侧，占地19.40ha。年生产矿石33.0104t/a，由汽车运至采场南侧的露天矿石溜井，由溜井下放到223m新主运平硐，再由窄轨运至选厂原矿仓。年废石量245.91104t/a，由汽车运至采场周边的排土场排放。（2）采矿工业场地采矿工业场地包括三个部分：桑家峪采矿工业场地、xx地采采矿工业场地、xx露采采矿工业场地。273、桑家峪采矿工业场地利用现有设施，位于桑家峪新竖井南侧约400m处。xx地采采矿工业场地位于新223m主运平硐硐口处。主要包括：采场办公室、采场材料库、交接班室等。xx露采采矿工业场地位于露采采场南侧。由于位于爆破飞石界限内，主要布置临时设施，爆破时需先行将人员撤离至安全位置。主要包括：采场办公室、采场材料库、维修车间、露天矿石溜井等。（3）选矿工业区（包括辅助设施）选矿工业区（包括辅助设施）布置在现有223m主运平硐东南侧的山坡上。主要工业场地朝向为南偏西，采光、通风条件良好。选矿工业区占地4.82ha，选厂辅助设施利用企业现有用地，占地为1.12ha。场地内现有约20户居民，均需搬迁安置。选274、矿工业区包括原矿仓、破碎筛分系统、粉矿仓、主厂房等主要生产设施。附属设施包括：总降压变电站、试化验室及选厂办公室、选厂锅炉房、总仓库，尾矿输送泵房等。（4）尾矿库尾矿库利用现有申家峪尾矿库，位于选矿工业区东南侧约2.0km的自然沟内。尾矿库需新建回水泵房和回水池各一座。在现有尾矿库东北方向的洪沟峪作为规划尾矿库址。详见尾矿部分。（5）水源地供水水源设在现有长河水源地外延6公里处的滦河，距离选厂高位水池约15km，水源可满足企业用水要求。水源地新建大口井、泵房、400 m3水池各一座。（6）高位水池高位水池场地布置在选厂东北侧约100m的山头上，场地标高237.0m，包括1500 m3水池2座、500 m3水池1座。（7）地采废石场地采废石场根据矿区分为两个部分。xx废石场利用企业现有的废石场，所有设施均利用现有；桑家峪废石场结合新建竖井布置。桑家峪废石场位于桑家峪新建竖井东南侧，为沟谷型废石场，汇水面积较小,沟底坡度平缓，适合堆放废石，废石场东、北、西三个方