1、铜矿深部持续四期工程可行性研究报告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97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81.1 企业概况81.2 可行性研究简述11研究的必要性及任务11可行性研究方法及依据11设计原则121.2.4 设计概况13综合经济技术指标131.3 结2、论、存在问题141.3.1 结论141.3.2 存在问题142 技术经济142.1 企业机构及劳动定员142.1.1 企业机构142.1.2 人员编制152.1.3 工作制度及劳动定员162.3 投资与资金筹措162.4 成本与费用172.5 财务分析172.6 不确定分析172.7 综合分析173 地 质 资 源173.1地质概况173.2矿床地质20地层20岩浆岩223.2.3 构造22矿体特征233.3 矿床开采技术条件24水文地质24工程地质27环境地质293.4 资源储量29勘探、开采及保有概况293.4.2 深部资源储量估算313.4.3 深部资源储量评价374 现有生产系统及评述3、424.1 开拓系统42开拓方式424.1.2 提升设备444.2 人行、材料系统464.2.1 人行系统464.2.2 材料系统464.3 运输系统46中段运输系统464.3.2 坑外运输系统474.4 供、排水系统474.5 供电484.6压风系统484.7通风系统49通风方式494.7.2 矿井通风线路现状50多级机站设置504.8 排碴系统514.9系统总体评价525 四期开采设计535.1 矿床开采技术条件535.1.1 矿岩物理力学性质53矿体及上下盘岩石545.2 岩石移动界线555.3 开采范围及深度57开采范围57开采深度575.4 采矿方法59采矿方法595.4.2 采掘设4、备605.5 开拓方案选择61开拓方案615.5.2 开拓方案比选645.5.3 井位选择655.5.4 中段高度及开采顺序665.6开拓系统665.6.1 提升系统665.6.2 运输系统665.6.3 人行系统675.6.4 材料系统675.6.5 通风系统685.6.6 动力系统685.6.7 供水系统695.6.8 排水系统695.7 生产能力及服务年限705.7.1 生产能力的确定与校验705.7.2 生产服务年限716 机械电气设备726.1机械设备72四期主井提升设备72四期副井提升系统77压风系统81排水系统836.2电气设备85供电85电气传动、自动化86供电设备877 矿井5、通风877.1 需风量计算877.1.1 按井下最大班人数计算需风总量877.1.2 按排炮烟最低风速要求计算需风量887.1.3 按矿井年产量概算矿井需风总量887.1.4 按作业最大用风量计算所需风量897.2 通风线路908 基建与生产持续928.1基建工程量及基建工作面928.2 基建计划948.3 三期与四期生产持续958.4基建组织968.5生产衔接969 环境保护979.1 设计依据的环保标准979.1.1 设计依据的环境保护标准979.2 概述979.2.1 项目简述979.2.2 环境现状989.3 现有污染源及治理措施999.3.1 粉尘1009.3.2 废渣1009.3.6、3 废水1009.3.4 噪声1019.4 建设项目污染源及防治措施1019.4.1 粉尘1019.4.2 废渣1029.4.3 废水102噪声1039.4.5 环保管理机构1039.5 地质环境、生态环境与水土保持1039.6 环保投资1039.7 环境影响预测10410 安全、消防、工业卫生10410.1 安全技术措施10410.2 消防10511 节能10611.1 采矿10611.2 选矿10611.3 电气10612 投资概算及资金筹措107附件：107xx铜矿深部持续四期工程可行性研究1总 论1.1 企业概况xx铜矿隶属云南xx有色金属有限公司，是其主要采选联合生产矿山之一。云南x7、x有色金属有限公司是由xx矿务局根据国家政策改革改制成立，集采选、地勘、矿山建设、矿冶研究、职业教育为一体的现代矿业企业，公司总部位于玉溪市区，隶属于云南铜业（集团）有限公司。xx铜矿于1955年进行地质勘探， 1958年开始筹建，但因地质资料未落实，无法开展设计与施工。1960年开展第二次矿山设计，由于国家处在困难时期“缩短基建战线”而再次停止。1966年开展第三次矿山设计，由于“文化大革命”的干扰被迫停止。1970年由昆明有色冶金设计院进行第四次设计，1972年提交易门铜矿xx采选厂初步设计，设计采选能力1800t/d，分两期建设。一期开采范围为四中段至八中段，设计标高为1825-15858、m水平，设计地质储量1212万t，品位0.92%，金属量11.14万t。二期开采范围为八中段至十三中段，设计标高1585-1335m水平，设计地质储量397万t，品位0.905%，金属量3.59万t。一期工程于1971年开工建设，1977年10月建成投产，建设总投资3362.48万元。二期工程于1985年开工建设，1991年建成投产，建设总投资993万元。图1-1 xx铜矿交通位置图2004年由易门矿务局工程设计开发公司进行第五次矿山设计， 10月提交云南xx有色金属有限公司xx铜矿三期开采设计说明书，设计开采范围为深部十四、十五中段，设计标高1335-1235m水平，设计地质储量矿量102.9、25万t，品位0.85%，金属量0.865万t。设计采用盲斜井串车提升方式，将十四、十五中段矿（废）石提升到十三中段，转入二期提升系统，斜井设计提升能力1100t/d。三期工程于2004年10月开工建设，2007年10月建成投产，建设总投资1500万元。目前矿山生产通过技术改造、设备更新及加强生产管理，竖井提升能力达到20002200t/d。20052006年通过与昆明理工大学合作，磨矿工艺采用精确化装补球技术，提高了选矿处理能力，达到了2200t/d。现年产精矿含铜35004000t左右。1.2 可行性研究简述1.2.1研究的必要性及任务截止2008年12月底，xx铜矿三期系统范围以上保有资10、源储量：矿石量1396798吨，平均品位0.77%，金属量10757.4吨。按目前生产规模计算，其资源储量只能维持三年左右时间，即至2011年末，三期系统范围以上所有资源开采结束，矿山持续接替问题迫在眉睫，否则矿山将面临长期停产或闭坑的严峻局面。为此，云南xx有色金属有限公司委托易门矿务局工程设计开发公司以云南省易门县xx铜矿接替勘查报告为依据，开展xx铜矿深部持续四期采矿工程可行性研究。1.2.2可行性研究方法及依据（1）研究方法1）运用传统法、普通克里格法、距离幂反比法，对深部地质资源储量进行核实和评价，为可行性研究提供资源基础。2）开展多方案综合论证，提出深部四期采矿技术方案。3）对技术11、方案进行技术经济评价。4）提出深部四期采矿工程可行性方案（2） 研究依据1）xx铜矿深部持续四期工程可行性研究委托书；2）云南省有色地质313队提交的云南省易门县xx铜矿接替勘查报告；3） 云南xx有色金属有限公司技术中心提交的xx铜矿深部矿体三维可视化建模及MicroMine软件推广应用研究；4）xx铜矿各中段的地质、采矿工程实测平剖面图；5）采矿设计手册、采矿工程手册、矿山井架设计规范（GB 50385-2006），金属非金属矿山安全规程（GBl64232006）等设计专业相关的国家、行业规程及规范。1.2.3设计原则以市场为导向，以效益为核心，以矿山持续生产为前提，科学规划、投资合理、技12、术先进、安全可靠。（1）遵循“绿色循环持续，国内一流矿业”的现代矿业开发理念，充分利用矿产资源；（2）充分依托已有生产、生活设施，最大限度地节省投资；（3）力求选用“四新”技术，对生产工艺、主要设备、主体工程和自动化控制的选择，做到先进、经济、适用、可靠；（4）引进数字矿山理念，以信息化技术改造传统矿山，进一步提高矿山管理水平；（5）严格执行安全、环保“三同时”原则。1.2.4 设计概况分别在十一中段和十三中段各新建一条盲竖井至十八中段，利用现有主、副井，形成十六至十八中段提升系统。结合现有运输、供电、供水、排水、人行、材料、通风等系统工程，在十六、十七、十八中段相应布置开拓系统，形成深部开采13、能力。深部持续四期采矿工程设计开采能力为2000t/d，其中主井提升矿石1700 t/d，副井提升废石300 t/d。1.2.5综合经济技术指标xx铜矿深部持续四期工程充分利用现有生产系统，深部向下开采150m地质资源，不仅可以保证生产持续，延长矿山6.8年的生产寿命，而且充分利用了现有系统、现有建筑设施，以及现有建制和技术力量，为老矿挖潜、实现生产能力的持续稳定创造良好的条件。1.3 结论、存在问题1.3.1 结论xx铜矿深部持续四期工程充分利用现有生产系统，采用在十一中段建设四期副井至十八中段、在十三中段建设主井系统至十八中段，在2009年6月开始建设，可以保证矿山生产正常持续衔接。1.314、.2 存在问题（1）深部持续四期采矿工程是在三期以上工程的基础上，继续向下开采150米，现有的水文资料是根据三期以上开采地质资料和涌水量观测推断的。整个四期工程还未做地下水文勘探工作，对水文资料的调查还需要做物探和水文地质钻探。（2）四期主副井位置深部无工程揭露，需要做工程地质勘探2 技术经济2.1 企业机构及劳动定员2.1.1 企业机构xx铜矿分为矿机关、生产单位和辅助生产单位三大类，共18个机构。其中矿机关有12个职能部门，生产单位有4个，辅助生产单位有2个，详见图2-1。图2-1 企业机构图2.1.2 人员编制xx铜矿从20062008年人员结构情况见表2-1，表2-2。表2-1 xx铜15、矿人员结构表（一）年份经营管理人员工程技术人员生产操作人员其他人员合计基本生产人员辅助生产人员2006年平均数49119244192286322007年平均数52130265188316662008年平均数5213625318637664表2-1 xx铜矿人员结构表（二）项 目采掘工区运转工区索动工区选厂机关物资供运部全矿合计2008年年末数生产工人16513059895014507管理人员1311914874138合计17814168103137186452.1.3 工作制度及劳动定员根据国家劳动法、劳动合同法的规定，结合矿山的实际生产经营情况，选厂和井下采用每班8小时3班轮换连续工作制，年16、作业天数330天。至2008年底现有从业人员664人，其中经营管理人员52人，工程技术人员136人，生产操作人员439人（其中基本生产人员253人，辅助生产人员186人），其它人员37人。根据矿山现有生产能力和作业流程以及四期采矿工程设计生产能力，本设计劳动定员数本着“满足生产，尊重现状”的原则，在现有从业人员中合理调节，不需要新增人员。2.3 投资与资金筹措2.4 成本与费用2.5 财务分析2.6 不确定分析2.7 综合分析3 地 质 资 源3.1地质概况易门铜矿区位于元古宙扬子古陆边缘昆阳裂谷内的武定易门元江裂陷带的中段（图3-1）。矿区以罗茨-易门断裂为界，分为东、西两个矿带，狮子铜矿床17、位于易门铜矿区的东矿带上，是东矿带的典型矿床。区内褶曲断裂十分发育，总的构造受东西向挤压作用力的影响，形成南北向构造体系，主要由绿汁江大断层和易门大断层组成，两断层北延至四川，长达100 Km以上，是川滇南北向构造体系几大断层之一，也是本区主要的骨干构造（图3-2）。伴随配套的次一级构造，按方向可分为南北、北北东、北北西与东西向四组，构成易门矿区现在构造体系的基本骨架。南北向构造，分布于绿汁江大断层东侧，由一组紧密的背向斜与逆断层组成，是绿汁江大断层伴生构造；北北东构造是由数量众多的褶皱组与压性纵断层组成，xx矿床即赋存于该组构造的xx背斜的鞍部；北北西构造是由一组压扭性断层组成；东西向构造不18、太发育，为一些短粗的眼球状断层为特征。易门矿区主要出露的地层由老到新依次为太古宙-下元古界大红山群和中元古界昆阳群（表3-1）。上昆阳群是易门矿区的主要含矿层位，由老到新依次为紫灰色砂板岩互层、紫灰色砂质白云岩板岩互层、灰白色白云岩和泥砂质白云岩、青灰色白云岩、灰-深灰到灰绿色板岩、薄层灰岩、中厚层青灰色白云岩。表3-1 易门矿区综合地层简表地 层构造运动主要岩性简述新生界第四系Q残坡积物第三系R四川运动砂砾岩、粘土岩中生界下白恶统马头山组K1m泥质岩、砂岩中侏罗统张河组J2z紫红色砂岩、泥质岩下侏罗统冯家河组J1f紫色砂质岩上三叠统舍资组T3s石英长石砂岩夹泥灰岩干海子组T3g泥质岩夹细砾岩19、煤层（线）祥云组T3x澄江运动 晋宁运动满银沟运动泥质岩、砂岩夹砾岩中元古界上昆阳群绿汁江组PtKnlz灰黑、青灰色白云岩鹅头厂组PtKne板岩夹白云岩、砂岩落雪组PtKnl泥硅质白云岩夹板岩因民组PtKny东川运动紫-紫灰色绢云板岩及角砾岩下昆阳群美党组PtKnm灰绿色板岩、黑色瓦块状灰岩大龙口组PtKnd灰岩夹叠层石白云岩黑山头组PtKnhs石英粉砂岩、基性熔岩、火山碎屑岩黄草岭组PtKnhc小官河运动红山运动中条运动石英粉砂岩、绢云板岩古元古界-太古界大红山群老厂河组Ptdlc石英片岩、角闪黑云浅粒岩底巴都组Arddb眼球状片麻岩、混合岩夹片岩图31 昆阳裂谷构造、遥感解译简图图32 20、易门矿区区域构造体系图3.2矿床地质3.2.1地层xx铜矿床出露的地层为中元古界昆阳群因民组落雪组鹅头厂组，组间为整合接触关系。自下而上分述如下：（1）因民组分为三段(Ptkny)：因民组一段（Ptkny1）：底部为薄层紫紫灰色沉积角砾岩和粉砂质白云岩及紫灰色镜铁矿化角砾岩。因民组二段（Ptkny2）：为暗紫紫灰色薄层含钠长石硅质条带凝灰质白云岩夹绢云板岩层，局部含铜。在xx地区夹1-3.3m的碱性玄武岩。出露厚度超过220m。因民组三段（Ptkny3）：猪肝色灰紫色凝灰质板岩夹透镜状凝灰质硅质白云岩及粉砂岩，在该区厚18-100 m。（2）落雪组(Ptknl):是本区重要的含铜层位，分三段。21、落雪组一段（Ptknl1）：为一薄厚层状灰白色硅质细纹白云岩和灰黄色泥砂质白云岩。在xx地区厚约1.8-2.8m。落雪组二段（Ptknl2）：为灰白色厚层状白云岩，逐渐过渡为隧石条带、团块状青灰色白云岩。其厚约92.8m。落雪组三段（Ptknl3）：青灰色白云岩夹硅质板岩，与鹅头厂组过渡。（3）鹅头厂组（Ptkne）：鹅头厂组一段（Ptkne1）：为薄层状深黑色灰黑色炭硅质岩夹硅质板岩夹泥质白云岩或互层，夹多层薄-中层砂岩。在狮山地区铜矿化主要呈层纹状或条带状产于钠质硅质岩及钠质硅质白云岩中。在该区厚度36.3m。鹅头厂组二段（Ptkne2）：为灰绿色绿色白云质板岩。鹅头厂组三段（Ptkne322、）：常以黄褐色白云质板岩夹白云岩而与绿汁江组过渡，厚度0-600m。3.2.2岩浆岩在xx矿区，出露的岩浆岩主要为基性岩脉（辉绿岩脉和层状辉长辉绿岩脉），具有多期活动的特点，分布于xx背斜核部及两翼，常呈岩墙状和岩柱状沿NE向断裂、NW向断裂及层间破碎带侵位 。辉绿岩脉中常有星点状黄铁矿分布，局部见黄铜矿化和黄铁矿化。3.2.3 构造xx矿床受一系列急剧倾竖紧密倒转褶皱的控制，其轴向为N50-60E。背斜核部地层为因民组白云质板岩、石英砂岩，两翼地层分别为落雪组硅质白云岩与鹅厂组黑色硅质板岩。xx背斜北西翼地层走向为N50-60E，倾向倒转为南东，倾角70-80；其南东翼岩层走向为N40-5023、E，倾向亦倒转，倾角70-90，是一陡倾角、北东急剧倾伏（倾伏角8090）的扇形背斜。本次开采可研中的1、4号矿体主要赋存于xx背斜的鞍部附近；8号矿体主要赋存于xx背斜北西翼的一系列褶皱构造中。在xx背斜倾伏端的北西翼形成一系列同序次的背、向斜与断裂构造。一系列褶皱构造主要由三个向斜与四个背斜组成，均向北东倾伏或扬起，倾伏角（或扬起角）大致与xx背斜一致。在褶皱转折端附近，还分布一系列微型褶曲，一般在10-100cm之间。这些褶皱的转折端、层间断裂与配套的节理裂隙是成矿的有利场所。断裂构造，按性质可分三组：即NE向纵断层组；NW向横断层组与背斜顶端软硬岩石之间的层间破碎带。本次设计范围内揭露24、的断裂构造主要有NE向纵断层FL4和NW向横断层F19。NW向横断层特征见表32。FL4断层，位于第三个向斜与第四个背斜之间，走向N50E，倾向SE，倾角7080 ，断层上盘向NE错，下盘向SE移，错距达60 m，是矿区最大的断层，沿断层与大致平行断层有几条辉绿岩脉贯入，该断层对xx主矿体（即号矿体）与鹅头厂组底部（即号矿体）矿体的形成，具有重要的作用。NW向断层，垂向上由多条断层组成，断层间距2080m，断层产状走向N30-70W，倾向SW，倾角30-60，断层水平错距1070m,为成矿后断层，切错矿体，使矿形态较复杂。3.2.4矿体特征xx矿床是一个中等规模的铜矿床。经前两次勘探共探明大小25、矿体126个，这些矿体规模悬殊，如主矿体占整个矿床储量的55.2%，而小矿体厚仅12m，单工程揭露。矿体分布，按不同的岩性特征与成因类型分为：赋存于因民组紫色层中的砂岩矿体；赋存于落雪组过渡层和白色层中的“飘带矿”体；赋存于落雪组青灰色白云岩中的主矿体和赋存于背斜鞍部顶端鹅头厂组碳质板岩、深灰色白云岩互层中的板岩矿体；另外，1994年发现赋存于因民紫色层顶部的“稀矿山式”铁铜矿体。在本次设计范围内揭露的矿体根据其产出的岩性特征和成因类型可分为以下两种矿体类型。（1）赋存于落雪组青灰色白云岩中的矿体：该矿体类型是xx矿床的主要矿体，即、号矿体。矿体赋存于背斜核部及鞍部落雪组青灰色白云岩中。号矿体26、走向NE4060,倾向SE，倾角7080，总体走向长度小，厚度大，延深大，矿体呈柱状。在水平方向上矿体下盘、东端呈锯齿状，上盘与FL4断层接触或锯齿状，西端总体与围岩呈渐变过渡，在垂向上受断层的切错，矿体成断块；矿体侧伏方向与背斜轴侧伏方向一致，均为向NE急剧倾伏。号矿体靠近FL4断层，矿体走向NE4050,倾向SE，倾角7585矿体呈透镜状。（2）赋存于落雪组白色青灰色白云岩层中的“飘带”矿体：即号矿体，矿体赋存于背斜翼部同序次褶曲的落雪组白色青灰色白云岩中。矿体走向NE3550,倾向SE，倾角6575，该矿体的主要特征是沿层分布，矿（化）体随背斜弯曲而弯曲，形似飘带，故称“飘带”矿体；矿体27、在垂向上呈“串珠状”产出，走向上每隔100200 m出现一个“透镜状”矿体。3.3 矿床开采技术条件3.3.1水文地质（1）地层xx矿区出露的是昆阳群因民组、落雪组、鹅头组地层。因民组，下部层为紫灰色砂板岩，其间夹一条3040M厚的灰白色、肉红色中粒长石石英砂岩，上部层为紫灰色板岩白云岩互层。本组地层厚达720M，长石石英砂岩是矿区的脉状裂隙含水层，除长石石英砂岩外属本矿区主要隔水层。落雪组，为肉红色、灰白色、青灰色白云岩，厚度约150m，断层裂隙发育，沿断层裂隙局部地段具有涌水、滴水现象，是本矿区的主要脉状裂隙含水层。鹅头厂组，下部层为碳质板岩、白云岩互层，白云岩本身为含水地层，但白云岩层薄28、，且上下有灰黑色碳质板岩互层，取隔水保护，地表无水体补给，仅靠大气降水渗透补给量极为有限，上部层为灰绿色板岩夹砂岩条带。地层厚达1000m左右，是本矿区主要的隔水层。（2）构造xx褶皱构造为一北北东倒转的复式背斜，断裂构造为北东和北西向的两组压扭性剪切断裂，断层破碎带较窄或无破碎带，除FL4断层以外，断距不大，北东向断层不含水，北西向断层有的含水，但断层规模较小。矿区主要矿体赋存于落雪组白云岩中。上盘为几百米厚的因民紫色层隔水层，下盘为千余米厚的鹅头厂组隔水层，矿区北东端由于FL4断层断距300m以上，鹅头厂组隔水层也与因民紫色层相接触，致使矿区北东端为隔水层所封闭。仅矿区南西方向落雪组白云岩29、延伸出开采范围,落雪组白云岩延伸至大凹子，被横断层F将白云岩含水层断移130m左右，使白云岩北西盘直接与鹅头厂组的炭质板岩层相接触，南东盘的白云岩直接与因民组紫色层板岩相接触。（3）矿区地形地貌及地表水系矿区属侵蚀性地形，沟谷至山顶相对高差400m左右，一般坡度在30左右，山坡及山顶成半园形，有利于大气降雨的雨水沿坡径流。地表大面积出露因民组紫色层板岩及鹅头厂组板岩，落雪组白云岩出露面积很小，因此在地表出露的泉水点少，泉点的涌水量也不大，北部有xx菁沟季节性溪流，为v形谷，雨季下暴雨后有一定量的洪水，无暴雨则干枯断流，矿坑沿北东方向到菁沟溪流中心线为750m，由于矿区北东端为因民紫色层与鹅头厂30、组灰绿色板岩为隔水屏障，所以尽管下暴雨后溪流中有一定量的洪水，也对矿坑地下水的补给无所影响，溪流往下经鹅头厂组灰绿色板岩与川街河汇合。西部大凹子的老张菁沟，汇水面积小，沟谷坡度陡，往北与xx菁沟溪流相汇合。雨季下暴雨有一定水量，雨后很快则干枯断流，尽管此菁沟横切落雪白云岩含水层，而因大凹子横断层F切错，形成隔水地层直接阴隔，所以西部大凹子老张菁沟的水量仍以地表径流排泄为主，对矿区地下水的补给是极为有限的。西部大凹子老张菁沟往北与xx菁沟溪流相汇合，往西流入川街河，其交汇口的海拔标高为1400m，从交汇口到xx顶的水平距离为4Km。川街河往西流入绿汁江。从xx顶向西南到绿汁江最近的水平距离为5 31、Km，绿汁江的海拔标高为1300m。如果以绿汁江面为当地最低侵蚀基准面，现开采的十五中段（1237m水平）本区最低侵蚀基准面63m。（4）生产实际涌水量分析从生产实践来看， 二期工程开采的九中段（1535m水平）至十三中段（1335m水平）地下水统一由十三中段用机械抽出。观测水量见表3-2。表32 十 三 中 段 水 量 统 计 表年月1月3月6月9月1994年289.5m3/d354.5 m3/d585 m3/d744.4 m3/d1995年283.6 m3/d236.3 m3/d187.7 m3/d157.9 m3/d1996年220.5 m3/d157.9 m3/d220.5 m3/d232、56.6 m3/d三期工程开采期间在八中段建立了涌水量外排观测站月平均每天涌水量详见表33。表3-3 三期工程以上开采水量统计表（t/d）2008年8月9月10月11月12月水量325316.4258.2263.8248.6从表32、33中看出三期工程开采最低十五中段低于当地最低侵蚀基准面63m而与二期开采地下水量相差不大,，证实绿汁江水对矿山井下开采无影响。总的来看，xx矿区受水面积小，地形坡度大，有利于大气降雨沿坡迳流；加之含水层出露的面积不大，含水层的上下盘，东端都有隔水层封闭，地表无江河渠坝的永久水体。矿坑水补给主要为大气降雨经裂隙下渗，而地表透水地层出露面积小。水文地质条件属裂隙充水33、的简单类型。四期设计的最低中段为十八中段，其标高为1087 m。但从十四中段、十五中段水文观测情况推断，认为四期矿坑的涌水量不大，但有增大的可能。故本设计矿坑的最大排水量以十三中段最大排水量1573m3d为依据，取1.2倍系数，即1887.6 m3d。3.3.2工程地质xx铜矿从19771999年采掘总量约10152497t， 矿山采用崩落采矿法，覆盖岩下放矿，所以在矿床顶部的地表形成一片崩落区。崩落区是N70E椭圆形，长380m，宽170m。通过观察采区岩石移动、崩落角见表34。地表崩落区距住宅区约500600m，由于地形关系，崩落区的塌落岩石仅堆积在崩落区内，未对周围农村及矿山生产、生活造34、成影响。为防止发生意外事故，xx矿曾于1984年在崩落区周围树立界桩，并向周围农村下发通知，严禁在崩落区内放牧及其他作业。表3-4 岩石移动、崩落角测定值表位置移动角崩落角1983年上盘49525837下盘811985年上盘54456952下盘77307715平均上盘49476709下盘717855xx矿床矿围岩大部属中等稳固,故在开采过程中,进入鹅头厂组,因民组,地层的板岩中都需要密集支护;而在落雪组白云岩中除部分破碎带或断层带外,一般都无须支护.特别需要指出的是砂岩矿,矿岩为长石石英砂岩,采掘过程中凿岩较难,但因多节理,浸水后矿岩很易破碎发生塌,对安全生产造成很大威胁,故三中段以下矿体都未35、能开采。3.3.3环境地质由于矿区是单一金属矿床，矿山开采没有对周围造成有害影响。在矿山生产初期，井下废碴沿沟谷堆放于坑口外，堆放量较多为五、六、七、八中段，形成一定量的废碴堆。由于废碴均为岩石碎块，在碴堆坡度较陡的五、六中段，废碴坡脚加筑了挡碴墙，经20多年的地表雨水冲刷，尚未发生位移。矿山于1998年在五中段的老张箐建立了永久排碴场。老张箐排碴场箐宽谷深，在下游建设了简易挡墙，因此该排碴场没有对老张箐下游形成灾害。由于矿区东面及北面出露地表岩层为鹅头厂板岩，破碎易风化，加上地表植被逐年破坏，所以九十年代以来，遇大暴雨后，山坡上的泥土风化岩屑很易随山洪冲泻而下，给矿区的交通、生活造成一定影响36、。根据中国地震烈度区划图（1990）划分矿区属地震基本烈度七度区。3.4 资源储量4 现有生产系统及评述 云南xx有色金属有限公司xx铜矿是1977年10月建成投产的中型铜矿采选联合企业。迄今为止已生产运行了32年，拥有完整齐全的开拓、提升、运输、选矿、供电、供水等生产、生活设备设施。4.1 开拓系统4.1.1开拓方式（1） 一期开拓方式根据矿体埋藏情况及矿区地形条件，xx铜矿一期工程设计标高为1585m（八中段）以上，采用双平硐+辅助盲竖井联合开拓。在五中段和八中段分别建设平硐，并用盲竖井（副井）连接各中段井底车场，各中段建有完善的运输、供电、供水、人行、材料、供风、通风系统。各中段矿石经分37、支溜井进入主溜井至八中段矿仓，用电机车运输至索道起点站，经粗碎后通过索道运至选厂；废石通过副井提升至五中段，用电机车运输至五中段坑口大凹子废石场堆放。（2）二期开拓方式二期工程开采范围为八中段（1585m）至十三中段（1335m），共五个中段，中段高均为50米。采用平硐+盲竖井开拓，将一期副井从八中段延伸至十一中段（1435m），在八中段新建二期盲竖井（主井）至十三中段（1335m）。矿石由主井提升至八中段经主平硐运输到索道起点站。十一中段以上废石由副井提升到五中段运输到大凹子排碴场；十一中段以下的废石由主井提升至八中段，运输到八中段坑外排碴场。各中段运输系统采用穿脉装矿、环型运输方式。通风系38、统采用中央进风、东西两翼回风。人行、材料主要由副井承担。供风由地表空压站经地表至七中段坑口，再经七中段主平巷通过竖井与二期工程各中段管路联接。（3）三期开拓方式三期工程开采范围为十四中段(1285m)至十五中段（1235m），中段高为50m，采用平硐+盲竖井+盲斜井联合开拓方式，从十三中段下掘23斜井至1222m水平，斜井长419m，十四、十五中段通过甩车道与斜井连接，斜井采用固定串车提升。利用二期以上系统，各中段建有供电、供水、人行、材料、供风、通风系统。中段运输系统采用穿脉装矿、环型运输方式。十四、十五中段矿（废）石经电机车牵引至卸矿（废）硐室，进入十四、十五中段斜井矿（废）石仓，通过斜井39、提升至十三中段斜井矿（废）石仓，归入二期系统。现有开拓方式：主平硐+盲竖井+盲斜井联合开拓方式，见图31。 图41 现有开拓方式示意图4.1.2 提升设备（1)主井提升设备1）设备和任务主井选用2JK-3.5/20型单绳缠绕式提升机配单层双罐笼。承担八中段以下矿石和十一中段以下废石的提升。2）评述主井于1986年建成，1987年1月正式投入生产使用，至今已正常运行了22年。原设计提升能力1000t/d，通过多年的技术更新和改造，现提升能力可达到2000t/d。目前提升机运行正常，卷筒、主轴、减速器等完好，能满足四期工程生产需求。（2） 副井提升系统1）设备和任务副井选用JKM2.254（B）型40、多绳摩擦式提升机配单罐笼加平衡锤。主要承担五至十一中段的废石提升和人员、材料的提升与下放，兼顾部分矿石提升。2）评述副井于1977年建成并投入使用，至今已运行32年。目前提升机运行正常，磨擦轮、导向轮、减速器等完好，能满足四期工程生产需求。（3）斜井提升系统1）设备和任务斜井选用JK2/20A型单绳提升机配两个2.5m3固定串车，承担十四、十五中段矿、废石提升，并兼顾部分材料的下放。2）评述斜井于2006年6月建成并投入使用，至今已运行了3年，设计提升能力1000t/d。目前提升机运行正常，卷筒、主轴、减速器等完好，实际最大提升能力可达1200t/d。4.2 人行、材料系统4.2.1 人行系统41、人员主要由八中段平硐空车道进入。十一中段以上人行主要通过副井和中段专用人行井；十一中段至十三中段人行主要通过中段专用人行井和主井；十三中段至十五中段人行主要通过中段专用人行井和斜井。4.2.2 材料系统八中段以下至十五中段均设有中段专用材料井，材料经中段专用材料井下放至各中段。4.3 运输系统4.3.1中段运输系统（1） 中段运输方式十一中段以上运输方式：矿石穿脉巷道装矿经过沿脉运输巷道环形运输至主、副井车场，通过主、副井提升至八中段运输平面；十一至十三中段运输方式：矿石由穿脉巷道装矿经过沿脉运输巷道环形运输至主井车场，通过主井提升至八中段运输平面；十四至十五中段运输方式：矿（废）石由穿脉巷道42、装矿经过沿脉运输巷道环形运输至斜井车场，通过斜井提升至十三中段运输平面进入主井车场，通过主井提升至八中段运输平面。（2）中段运输设备中段运输采用ZK106/250电机车和JC1.66型1.6m3或1.8m3曲轨侧卸式矿车运输，设计最小转弯半径为1215m，采用24Kg/m、28Kg/m、15Kg/m钢轨，轨距600mm。一次牵引10台矿车，一次载重量22-27t。4.3.2 坑外运输系统（1）运输方式由各中段提升至八中段的矿石，由电机车牵引矿车运输至索道起点站，经粗碎后由SL25-75型双线架空索道运输至选厂。（2）评述索道运输系统于1976年建成，1977年10月正式投入生产使用，至今已运行43、32年，目前设备运行正常。原设计运输能力1800t/d，近几年来通过加强管理，提高了索道的有效运输时间，索道运输量从1800t/d提高到2200t/d。4.4 供、排水系统八中段（1585m）以上涌水及生产废水采用自流方式，汇集到八中段直接排至坑外污水池，沉清后送至选厂作为生产用水。九中段至十三中段涌水及生产废水，汇集至十三中段永久水仓，水仓总容量为660m3，采用80D-309多级离心式水泵（两工作一检修一备用，最大排水能力1600 m3/d），排入八中段（1585m）生产水池，供八中段以下生产用水，多余部分排至坑外污水池。 十四、十五中段涌水及生产废水汇集至斜井井底永久水仓，水仓容量为2844、4m3，采用LDD30504自动平衡式立式多级泵，（两工作一备，最大排水能力900 m3/d），泵送至十三中段水仓。4.5 供电xx铜矿现有一座110KV/6KV总降压变电站、两回电源110KV进线，其中一回电源由双楣变电站引入，长70Km；另一回电源由小木奔变电站引入，长34Km。站内安装2台变压器，一台SFL15600/110/6作为常用，另一台SFL18000/110/6作为备用，总容量为13600KVA，xx铜矿目前实际负荷为4500kw。xx110kv变电站共有两回6kv电源向井下供电，井下设有八中段高压中央配电室，分别供主井机房、副井机房、十三水仓、五至十二中段采区、十三中段配电室45、，八中段总供电能力为3500kw，目前井下负荷为2000kw，负荷余量为1500kw。但高压配电柜已经使用24年，少油断路器经常出现跳闸故障，需要进行改造。4.6压风系统 （1） 压气系统现状xx铜矿目前采用地表集中供气，空压站标高为1764.6m，空压站距七中段坑口斜距1050米，总计装机容量1555KW，总排风量352.9m3/min。站内主要设备，见表4-1。表4-1 xx铜矿压风设备技术参数表序号设备设施名称规格型号排气量（m3/min）排气、设计压力 （MPa）功率(KW)台数使用现状1空压机BTD2-ICC1030.84503正常情况两种型号各开一台即能满足生产需求2空压机OPT-46、30743.30.819013风包10m30.94（2）压气管网主管线：由空压站采用DN300钢管至七中段坑口，再采用DN200钢管经副井至十中段，从十至十一中段进风井至十一中段，从十一至十三中段管缆井下到十二、十三中段，最后采用DN150钢管通过十四、十五中段管缆井下到十四、十五中段。各中段管线：各中段采用DN100钢管与主管线连接。目前空压站正常供风206 m3/min。4.7通风系统4.7.1通风方式xx矿目前采用“中央进风、东西两翼回风”通风系统。新鲜风流由五中段排碴道、八中段平硐两路抽入矿井，通过副井、八至十三中段人行井、十三至十五中段中部进风井进入各中段生产单元。经生产单元使用后，47、西翼污风通过1#回风井、2#回风井、斜井回风井、九至四中段西部回风井从四中段排出地表，东翼污风通过十五至十中段东部回风井、十至七中段中部回风井从七中段坑口排出地表。（见附图2：xx铜矿通风系统图）4.7.2 矿井通风线路现状2008年xx铜矿对整个通风线路进行了检查，采取的有效维护手段，目前整个风路通畅，见表4-1。表4-1 通风线路调查表 通风巷道线路状况安全状况备注副井（进风）完好好各中段进风井完好好八中段运输道完好好采取喷雾洒水净化风质五中段排渣道完好好采取喷雾洒水净化风质西部回风井完好好四中段巷道部分已支护东部回风井完好好十中段巷道部分已支护4.7.3多级机站设置xx通风系统三级抽出为48、单元辅扇、区域辅扇、系统主扇。（1）系统主扇K-40-4-NO15两台，功率110kw。分别布置在八中段西部回风井口，叶片安装角度24和十中段原中央进风井巷道口，叶片安装角度26。（2）辅扇辅扇3台，分别布置在十中段西部回风巷道，型号K-40-6-NO15，功率37kw，叶片安装角度30; 十二中段1号回风井与风桥之间，型号K-40-6-NO10，功率18.5kw，叶片安装角度28; 十三中段新增东部回风巷道，K-40-6-NO15，功率37kw，叶片安装角度28。（3）单元辅扇单元辅扇共5台，分别布置在九中段机车库口，型号K-40-6-NO08，功率2.2kw，叶片安装角度30；十一中段西部49、2号回风井口，型号K-40-6-NO10，功率5.5kw,叶片安装角度30；十二中段斜井机房回风小井口，型号K-40-6-NO10，功率5.5kw,叶片安装角度30; 十四中段东部回风巷道内，型号K-40-6-NO10，功率18.5kw,叶片安装角度24;十四中段西部回风井，型号K-40-6-NO10，功率5.5kw,叶片安装角度30。以上各机站运行正常，能满足现有井下生产需要。4.8 排碴系统五中段坑口设有大凹子排碴场，作为矿山永久性排碴场。设计排碴场总容量900万m3，现已堆存碴石318万m3，尚可堆存582万m3，见图41。另外为方便生产，在八中段至起点站中部布置有排碴场，见图42。现在50、堆存碴石10万m3，尚可堆存3.5万m3。两个排碴场都可以为四期采矿工程服务，其合计堆存余量能满足四期工程要求。图42 五中段排碴场局部图图43 八中段排碴场局部图4.9系统总体评价综合以上各系统的分析，四期工程是充分利用三期以上系统的基础上设计的，从现有三期以上系统的设备、设施等情况来看，是可以满足四期工程建设需要的。5 四期开采设计5.1 矿床开采技术条件5.1.1 矿岩物理力学性质云南省易门县xx矿床第二期补充勘探地质资料提供矿岩物理力学性质指标如下：（1）抗压强度白云岩：700-3900Kg/cm2，大部分在2000-3000Kg/cm2之间；板岩：750Kg/cm2。（2）掘进爆破后51、块度粒径5cm 占27.07%，粒径2.6-5cm 占33.56%，粒径1.0cm 占39.34%。（3）松散系数氧化矿松散系数为1.86，混合矿松散系数为1.93，硫化矿松散系数1.82，三种矿平均松散系数为1.90，考虑到测量取样块度与采矿块度有出入，因而在设计中矿、废石统一采用1.67。（4）硬度白云岩：普氏硬度6-8，摩氏硬度4-4.5；碳质板岩：普氏硬度2-4，摩氏硬度2-3；紫色板岩：普氏硬度4-6，摩氏硬度3-4；砂岩：普氏硬度8-10，摩氏硬度7。（5）体重白云岩矿石体重2.7t/m3，碳质板岩矿石体重2.65t/m3，废石体重2.6t/m3。松散矿石体重1.62t/m3，松散52、废石体重1.55t/m3。5.1.2矿体及上下盘岩石xx矿床由三种不同含矿岩性组成，其构造比较复杂，矿体上下盘岩性不同。（1）主矿体为硅质白云岩型矿体，含矿岩性及下盘围岩为青灰色白云岩，属中等稳固。上盘围岩为紫色板岩白云岩互层，属中等稳固-不稳固。矿体下盘为FL3断层，断层含110m的碳质板岩破碎带，不稳固，矿体上盘为FL4断层，局部含0.12m的碳质板岩破碎带，不稳固。工程进入矿体时一般不需要支护，进入上下盘围岩时，遇到断层或破碎带需支护。 （2）飘带矿体含矿岩性为砂泥质白云岩或褪色白云岩，属中等稳固。下盘围岩为青灰色白云岩，属中等稳固。上盘围岩为紫色板岩白云岩互层，属中等稳固-不稳固。工程53、进入矿体时一般不需要支护，进入上下盘围岩时，遇到断层或破碎带需支护。 （3）板岩矿体含矿岩性及上下盘围岩均为碳质板岩白云岩互层，属不稳固。工程进入时均需支护。5.2 岩石移动界线（1）岩石移动情况调查经过现场调查，十中段至十一中段人行井上段已垮落（现在已采取浇灌和锚喷支护措施）、十二中段东部回风道、十二中段东部回风井出现变形、移动现象。根据观测结果计算，下盘实际移动角为74，（上盘及端部工程在开采过程中被采断，无法进行观测）。（2）采用类比法选取根据新编矿山采矿设计手册矿床开采卷（中），采用类比选取见表5-1。表5-1 移动角类比表矿山名称采矿方法开采深度岩性及普氏硬度系数移动角上盘下盘上盘下54、盘弓长岭铁矿无底柱崩落法450500花岗岩68角闪岩8975806080金山店铁矿无底柱分段崩落法600矽卡岩角岩46石英石大理岩101250556065xx铜矿采用有底柱阶段崩落，拟开采深度约900米，上盘围岩褪色白云岩，普氏硬度46，移动角选取4555，下盘围岩主要为青灰色白云岩，普氏硬度46移动角选取5570（3）设计选取参数根据以上两种方法和实际调查计算结果，设计选取上盘稳固岩石55，下盘稳固岩石65，不稳固岩石移动角50。（4）根据上述选取参数，依据5.3.2确定的开采深度，圈定了深部四期开采的移动界线，见图5-1。1）一期副井，四、五中段平硐，二期主井，七、八中段平硐不在所圈定的移55、动界线内，处于安全区 。2）进风井、回风井在岩石移动区内。在深部四期采矿工程开采过程中，需要对进、回风井做移动观测并采取保护措施。3）在所圈定的移动界线地表范围内，无村落、无基本设施。根据以上结果，四期采矿工程设计，完全可以充分利用现有的主、副井提升系统和通风系统。图5-1 移动区范围图5.3 开采范围及深度5.3.1开采范围设计总开采范围为14#剖面55#剖面，其中：（1）主矿体开采范围为22#剖面29#剖面；（2）板岩矿开采范围14#剖面21#剖面；（3）飘带矿开采范围29#剖面55#剖面。5.3.2开采深度根据四期工程所能开采的各种深度，进行可采矿量与工程量的比选，确定开采深度。表5-256、 深部各中段可采资源量表中段矿石品级矿石量品位金属量t%t十六低品位矿793141 0.398 3158.3 工业矿883267 0.748 6607.0 合计1676408 0.583 9765.3 十七低品位矿808763 0.382 3087.4 工业矿770942 0.731 5636.1 合计1579705 0.552 8723.5 十八低品位矿479412 0.369 1769.5 工业矿494567 0.692 3423.3 合计973979 0.533 5192.8 十九低品位矿205308 0.358 734.0 工业矿273359 0.681 1862.9 合计47866757、 0.543 2596.9 二十低品位矿187372 0.367 687.4 工业矿335146 0.676 2264.1 合计522518 0.565 2951.5 二十一低品位矿305378 0.384 1171.3 工业矿395734 0.668 2644.2 合计701112 0.544 3815.6 二十二低品位矿363031 0.344 1247.5 工业矿424940 0.574 2439.2 合计787971 0.468 3686.7 二十三低品位矿330942 0.386 1278.6 工业矿415465 0.578 2400.8 合计746407 0.493 3679.4 58、二十四低品位矿376817 0.415 1565.7 工业矿461365 0.558 2575.1 合计838183 0.494 4140.7 表5-3 开采深度比选表中段采矿量工程量工程总量/采矿金属量矿石量 t品位 %金属量 t开拓m3采切m3总量m3m3/kt十六14857830.57885931199510578711778379十七12747580.6017657139129076210467482十八10594980.564598010121754368555781十九4097760.5392207116482917640824199二十4662840.5382508136203359、19946819100二十一5930520.547324411502422255372791二十二5835480.537313311413415485296191二十三5610590.558312811398399475134592二十四6565220.536352014217467446096193从深部各中段可采地质资源分析，见表5-2，十六中段至十八中段各中段资源量比下部各中段资源储量大，其资源储量金属量分别为9765，8723，5193t。到了十九中段受一组断层的影响资源量锐减，十九至二十四中段平均资源储量铜金属4146t，其中最小量在十九中段2597t，从开采深度比选表，见表5-3可60、以看出，开采十六、十七、十八中段，采矿工程总量与千吨采矿量之比是较小的，分别为79、82、81 m3/kt，开采二十中段比值最大为100 m3/kt，说明十六至十八中段每开采1kt矿石，需要投入工程总量为81m3左右。在综合考虑经济效益、资源利用等因素的前提下，深部开采至十八中段较为合理。综上所述，深部持续四期工程设计开采十六中段（1137m水平）至十八中段（1037m水平），开采深度150m。5.4 采矿方法5.4.1采矿方法根据深部矿体赋存状况及开采技术条件选择采矿方法如下：（1）有底柱振机出矿阶段崩落法有底柱阶段振机出矿崩落法，采场垂直矿体走向布置，采场长度为矿体水平厚度，宽为1315m61、，阶段高度50m，底柱高为8m，出矿巷道间距1315m，斗间距67m。适用于矿体厚大、边界较齐整的急倾斜矿体，矿岩属中等稳固。采场生产能力400t/d500t/d。xx主矿体和飘带矿，满足矿体完整，边界整齐，厚度大于20m的部分可选用该方法（2）有底柱电耙出矿分段崩落法有底柱分段崩落法底柱高6米，采场垂直矿体走向布置，采场长矿体水平厚度，宽为1020m，分段高2030m，耙巷间距10m米，斗间距6m。适用于中厚的急倾斜矿体，矿石性质稳固或不稳固，厚度大于10m的急倾斜矿体。采场生产能力100t/d200t/d。xx主矿体、飘带矿、板岩矿，满足厚度在1020m的部分可选用该方法（3）浅孔留矿电耙62、出矿法浅孔留矿法电耙出矿法，采场沿矿体走向垂直矿体走向布置，采场长度沿矿体走向划分为3050m，宽为矿体水平厚度，一般都是单条耙巷，斗间距5-6m。适用于矿石与围岩中等稳固以上，矿体厚度为8m以下矿体。采场生产能力100t/d50t/d。xx主矿体、飘带矿、板岩矿，厚度在8m以下的部分可选用该方法5.4.2 采掘设备平巷掘进采用：YT28型气腿式凿岩机。天井掘进采用：YSP45型上向式气腿式凿岩机。采矿设备： 深孔采矿设备为YQ100A型潜孔钻机；浅孔采矿设备选用YT28型气腿式凿岩机和YSP45型上向式气腿式凿岩机。出矿设备：振动出矿设备为振动给矿机配3kw或5kw振动电机；电耙出矿设备为263、8kw电耙绞车配0.15m3或0.3 m3耙斗。5.5 开拓方案选择5.5.1开拓方案根据深部矿体形态及开采技术条件，在充分利用现有系统设备设施的基础上，可选开拓方式有盲竖井开拓和盲斜井开拓，具体有以下三种开拓方案。（1）方案1采用盲竖井开拓，利用现有系统工程，从十三中段设计1条盲竖井至十八中段作为四期主井，从十一中段设计1条盲竖井至十八中段作为四期副井，见图52。深部各中段矿石通过中段装矿，由四期主井提升至十三中段，归入二期提升运输系统。深部各中段废石通过中段装废，由四期主井提升至十三中段，归入二期提升运输系统。人员、设备和材料通过一期副井下放至十一中段，再经四期副井下放至深部各中段。供风、64、供水、供电通过现有系统，经四期副井及四期管缆井延伸至深部各中段。新鲜风从上部进风井经四期专用进风井送入深部各中段，污风通过深部各中段东部和西部专用回风井，分别回入现有回风系统。图52 方案1系统布置示意图（2）方案2采用盲竖井开拓，利用现有系统工程，将一期副井延深至十三中段，分别从十三中段设计两条盲竖井至十八中段。一条作为四期主井,另一条作为四期副井，见图53。深部各中段矿石通过中段装矿，由四期主井提升至十三中段，归入二期提升运输系统。深部各中段废石通过中段装废，由四期主井提升至十三中段，归入二期提升运输系统。供风、供水、供电通过现有系统，经四期副井及四期管缆井延伸至深部各中段。新鲜风从上部进65、风井经四期专用进风井送入深部各中段，污风通过深部各中段东部和西部专用回风井，分别回入现有回风系统。图53 方案2 系统布置示意图（3）方案3采用盲竖井+盲斜井开拓，二期主井现已到十三中段，从十三中段设计1条盲竖井至十八中段作为四期主井。将一期副井延深至十五中段，从十五中段设计一条长约409m， 23盲斜井至十八中段，作为四期副井，见图5-4。 图54 方案3系统布置示意图深部各中段矿石通过中段装矿，由四期主井提升至十三中段，归入二期提升运输系统。深部各中段废石通过中段装废，由四期斜井提升至十五中段，再经一期延伸后的副井提升至八中段，归入二期运输系统。人员和设备、材料通过现有副井系统下放至十五中66、段，经四期斜井车场，由四期斜井下放至深部各中段。供风、供水、供电通过现有系统，经四期斜井及四期管缆井接至深部各中段。新鲜风由四期斜井及中央进风井进入深部各中段，污风通过深部各中段东部和西部专用回风井，进入现有通风系统。5.5.2 开拓方案比选通过设计的三个开拓方案，进行工程量、基建周期、生产影响等方面进行比选，见表5-4。表5-4 方案比选表方案基建工程量竖井基建周期优点缺点方案15900m50310 m3主井12.5个月，副井14个月。（1）可与二期主、副井提升运输系统衔接。（2）提升能力有提高的余地（3）继续向下开采可以延深。（4）在主、副井施工中可应用一期的副井作为基建废石提升井。（1）67、副井基建时间较长。（2）四期基建废碴需要从二期主井提升，对生产的一定影响。方案25778m53064m3主井12.5个月，副井16个月。（1）可与二期主、副井提升运输系统较好的衔接。（2）副井延深到位后，可作为四期建设的主要提碴井，对矿山生产影响较小。（3）继续向下开采，可以延深。还有提升能力提高的余地。增加了一期副井的改造费用。在副井改造期间，生产所用材料需要从主井运输，对生产影响较大。方案35942m48204m3主井12.5个月，副井18个月。（1）可与二期主、副井提升运输系统较好的衔接，能满足现有生产能力的需要。（2）斜井施工难度小。（1）副井改造费用大，改造时间长。（2）斜井工程量大68、，建设周期长。（3）斜井做为人行、材料井管理难度较大。结合以上比较，在充分考虑不影响现有生产的基建上，结合方案基建周期，推荐采用方案1。5.5.3 井位选择现有主、副井系统位于矿体下盘，为充分利用现有主、副井系统，与现有车场协调统一，结合确定的开采移动范围，考虑总运输功、运输线路通畅等，设计四期主、副井系统位于矿体下盘40#45#线，白云岩中。5.5.4 中段高度及开采顺序（1）中段高度根据矿体形态、采矿方法和采掘设备确定中段高度为50 m。（2）开采顺序1）四期工程中段开采顺序为主矿体从西向东板岩矿从东向西飘带矿从西向东；2）四期工程立体开采顺序为从上往下，双中段梯形开采。依次开采十六中段和69、十七中段、十七中段和十八中段。5.6开拓系统5.6.1 提升系统（1）矿石提升四期主井主要承担十三至十八中段的矿石提升运输任务。设计采用双罐笼单绳提升方式，罐笼选用GLSA-3.3-1型4#单层铝合金罐笼，矿石提升能力1700t/d，提升高度为250m。（2）废石提升四期副井主要担负十一至十八中段人员、材料、废石及部分矿石提升任务，提升高度350m，采用双层单罐笼带平衡锤的提升方式。罐笼选用YMGS-3.3-2-Z7(6)型钢罐笼。5.6.2 运输系统四期运输系统主要为四期各中段（十六中段、十七中段、十八中段）的运输。（1） 矿石通过中段放矿进入中段矿斗，由机车牵引至四期中段主井车场，由四期主70、井提升至十三中段主井车场，进入二期矿石提升运输系统。（2） 废石通过中段放废进入中段矿斗，由机车牵引至四期中段副井车场，由四期副井提升至十一中段副井车场，进入一期废石提升运输系统。5.6.3 人行系统四期工程人行系统主要有两条路线：（1） 人员通过二期以上人行系统进入到十一中段副井车场，由四期副井提升和下放人员到四期各中段。（2） 人员通过二期以上人行系统进入到十一中段，通过十一中段至四期各中段专用人行井，进入到四期各中段。5.6.4 材料系统四期工程材料系统主要有两条路线：（1） 材料通过二期以上材料系统进入到十一中段副井车场，由四期副井下放到四期各中段。（2） 材料通过二期以上材料系统进入71、到十一中段，通过十一中段至四期各中段的专用材料井，下放到四期各中段。5.6.5 通风系统目前三期以上通风系统完好，可以充分利用。四期通风仍然采用 “中央进风、东西两翼回风”方式。新鲜风流由十六至十八中段中部进风井进入各中段生产单元。西翼污风通过十八至十六中段西部回风井汇入现有西部回风工程，从四中段排出地表；东翼污风通过十八至十六中段东部回风井汇入现有东部回风工程，从七中段坑口排出地表。5.6.6 动力系统（1）供电系统1）主井电控室设在十三中段，从八中段配电室经主井接入。2）副井电控室设在十中段，从八中段配电室经副井拉入。3）中段用电设计在十六中段设置一个四期中央配电室，由四期中央配电室引出，72、通过管缆井，接至各中段配电室，由中段配电室降压后供中段生产使用。四期中央配电室电压采用6KV，两回路电源进线，一路从八中段配电室经主井至接入四期中央配电室，另一路从八中段配电室接入，通过副井接至十六中段中央配电室。 （2）供风系统由于四期工程为矿山生产持续接替工程，矿山年产量没有大的变化，原有供风系统能够满足生产需求，暂不添置压风设备。供风管道线路用8寸无缝钢管从十一中段，经四期副进接至十六、十七、十八中段平面，采场分支用4寸无缝钢管接中段压风管路，用风点用2寸无缝钢管。5.6.7 供水系统改造已有的十三中段永久水仓建立四期生产水池，利用十三中段水仓汇集水,经沉清后作为四期生产用水。（1）水质73、及水压要求根据xx铜矿目前井下回水利用情况，生产回水经过滤沉淀后，能满足生产用水水质要求。井下设备用水一般要求水压为0.21MPa，四期采矿工程主要作业面为十六、十七和十八中段，十三中段生产水池至最近工作面十六中段高差为150m，供水压力约为1.5MPa以上，采取减压措施能满足设备用水需求。（2）供水管路供水管路从四期生产水池,经十三中段以下各中段管缆井接至各中段，供四期生产用水。（3）供水管径选择供水管选用普通低压流体输送用焊接钢管,经计算，供水主管选用规格为1144,支管为603.5及33.53.25。5.6.8 排水系统十六、十七、十八中段井下涌水及生产废水，汇集到十八中段永久水仓。铺设74、两条排水管线，一条通过副井排入十三中段永久水仓；另一条通过管缆井排入十三中段永久水仓，归入二期排水系统。5.7 生产能力及服务年限5.7.1 生产能力的确定与校验（1）生产能力的确定根据xx铜矿选厂目前生产能力2200t/d，结合二期运输系统的生产能力2000 t/d，确定四期工程设计产量规模为2000t/d，其中主井提升矿石1700 t/d。（2）生产能力的核算1）按矿山开采工作年下降深度校验矿山的年生产能力A：A=570869t其中： p-开采工作年下降深度（m） s-矿体水平面积（m2） r-矿石体重（t/m3） k-回采率 废石混入率。以上按两个中段同时回采取值。按每年生产330天计算75、，生产能力=570869/330=1729 t/d1700 t/d满足要求。2）按经济合理服务年限校验矿山生产能力 A=6.25年式中：t 矿山服务年限（a）Q 设计可采矿量（万t） 矿石综合回收率A 矿山生产能力（万t/a。） 矿石综合贫化率经计算矿山服务年限为6.25年，考虑后期可能减产，矿山服务年限为7年左右。3）按单中段年生产能力校验矿山生产能力A=3301935%260=57.156.1式中：A 单中段生产能力（t/a） N 中段平均有效采场数（个） K 回采出矿采场利用系数 q 采场综合出矿能力（t/d）经计算单中段综合生产能力可达到56.1万t/a，可以满足设计的生产能力。经过以76、上校验结果，四期生产能力为1700t/d。5.7.2 生产服务年限根据选定的生产能力，结合十六、十七、十八中段的地质资源量，设计利用Dimine软件进行了开采方案设计，通过生产期各年度的产量编排，见表5-5，计算四期采矿工程总服务年限8.1年，达产服务年限为6.7年。表5-5xx铜矿深部持续四期采矿工程各年度产量表年度供矿天数生产能力计划供矿量矿石量品位金属量dt/dT%T20112106362101210.5651186.7201233017005613610.5082950.42201333017005614410.4892745.72201433017005611940.5012811.77、21201533017005614700.52804.76201633017005612840.4912783.517201733017005613740.5142886.45201833016265366120.4972669.232019150417625820.488305.69达产服务年限：6.7年合计41774410.50421043.76 机械电气设备6.1机械设备6.1.1四期主井提升设备四期主井主要承担十三至十八中段的矿石提升任务。设计矿石提升能力1700t/d，设计井深为250米，从十三中段至十八中段，共计5个中段，采用双罐笼单绳提升方式。（1） 提升容器的选择1）运输系统设78、备设计在选择上，考虑与xx铜矿三期以上提升系统配合，选取侧卸式矿车型号为YCC-1.8（6）， 自重：1560Kg，外形尺寸：270012001310，核定载荷：Q=1.671.80.9=2700Kg。2）罐笼选用GLSA-3.3-1型4#单层铝合金罐笼（改型），尺寸（LWH）：330017303050，底盘尺寸：32001400，自重2500kg，制动绳234，钢丝绳罐道间距（LW）：24901542。木罐道：罐道间距17001502，罐道断面200180。最大载荷：5830Kg，核载人数：24人。(参数由山东烟台市昆仑黄金设备有限公司提供)。（2） 钢丝绳选择1）钢绳每米质量计算式中：钢丝79、绳每米质量，kg/m； 钢丝绳终端悬挂质量，kg； 有效装载量，2700kg； 钢丝绳的钢丝抗拉强度, Pa；m安全系数，取7.5； 钢丝绳最大悬垂长度，取290m。则有：2）钢丝绳选型根据值，选择钢丝绳31mm，型号为187+FC，主要参数为： , ,。3）提升钢丝绳安全系数验算式中：钢丝绳中钢丝破断拉力总和，N； 重力加速度，9.81m/s2。则有：设计及安全规程要求提升矿石时安全系数大于7.5，故所选钢丝绳满足要求。（3） 提升机的选择1）卷筒直径，或。 2）钢绳作用在卷筒上的最大静张力及最大静张力差：最大静张力：式中：钢丝绳最大静张力，N； 提升容器质量，kg。则有：最大静张力差：通过80、以上计算，选用2JK-2.51.5/11.5型矿井提升机。提升机卷筒直径2.5米，宽度1.5米；最大静张力90KN，最大静张力差55KN；机器转运部位的变位质量13737kg；一层缠绳319米，提升钢丝绳最大绳径31mm。（参考四川矿山机器集团提升机参数）。（4） 天轮选择选用直径2.5米可拆分式天轮。（5） 提升运动学验算1）提升速度选择2）加减速度选择3）运动学计算提升运动学计算见表6-1。表6-1 运动学计算表提升中段公式与符号由十三至十八中段提升高度(m)H250m加速度时间(s)11s加速距离(m)30m减速度时间(s)11s减速度距离(m)30m等速度距离(m)190m等速时间(s81、)35s调度和停止时间(s)20s一次提升时间(s)57s（6） 提升动力学验算1）变位质量2）动力学计算双罐笼提升动力学计算见表6-2。表6-2 双罐笼提升动力计算表项目计算公式十三至十八中段t1开始(N)53658t1结束(N)50029t2开始(N)36032 t2结束(N)22239t3开始(N)8242t3结束(N)45933）电动机等效功率计算预选用Z4型直流电动机，电机功率400kw,转速：480r/min。4）最大提升速度校验5）电动机过载系数校验式中：作用在卷筒上的最大力，N； 电动机作用在卷筒圆周上的额定力，N； 所选电动机的额定容量，kw。通过计算：预选电机满足规范要求。82、（6） 主井生产能力校验1）小时提升次数 一次提升运行时间，s。2）每天完成1700T任务所需提升时间式中：提升不均衡系数，罐笼提升取1.2； 每天提升任务，1700t/d。经验算，主井每天16.1h即能完成1700t/d的提升任务。3）若主井工程今后需要延伸，以开采深部资源，提升系统主体可继续利用，但要满足1700吨/日产量，需要加大提升速度和增加电机功率。6.1.2四期副井提升系统四期副井提升高度由十一中段至十八中段共350米，主要担负人员、材料、废石及部分矿石提升任务，采用双层单罐笼带平衡锤的提升方式。（1） 提升容器的选择1）为保持与三期以上系统现在使用的矿车一致，矿车选型为YCC-183、.8(6)，自重1560kg。2）罐笼：选择YMGS-3.3-2型钢罐笼，总重10000kg。（2）提升速度十五中段至十八中段速度范围为：5.6m/s9.3m/s ，取=7.5 m/s。（3） 钢绳选择校核 1）首绳选择校核式中： ;取m=8; ; n=4。根据计算值，选择钢丝绳24mm，型号为6V24+7FC，。 2）尾绳选择校核尾绳数量,则每根尾绳每米质量选择钢丝绳34mm，型号为187+FC，3）平衡锤重量取平衡锤质量为13000kg。（4） 最大静拉力和最大静拉力差核算静拉力和静拉力差计算见表63。表6-3 静拉力和静拉力差计算表各项目计算重（kg）单罐带平衡锤备注重侧空侧罐在上罐在下84、罐在上罐在下一侧钢丝绳重（包括首绳尾绳）3000300030003000提升容器自重（包括悬挂装置）10000100001000010000矿车自重（YCC-1.8）15601560有效载重30003000平衡锤总重1300013000钢绳静拉力S1、S213000145601000013000静拉力差（S1-S2）1440156030003000（5） 提升机选型选用JKM2.254型摩擦式提升机，摩擦轮2m，最大静张力为210KN，最大静张力差为65KN。（6）提升绳防滑验算按a=180，=0.2计算静防滑:S1/S2=13000/10000=1.31.5,满足要求。（7） 电动机功率选用85、320kw电机，转速480r/min。（8） 提升能力校核1）提升矿废石校核取加速度为0.7米/秒2， =7.5 m/s，提升运动学计算见表6-4。表6-4 提升矿废石运动学计算表提升中段公式与符号计算所得值提升高度(m)H350m加速度时间(s)11s加速距离(m)42m减速度时间(s)11s减速度距离(m)42m等速度距离(m)266m等速时间(s)35s调度和停止时间(s)20s一次提升运行时间(s)57s下降时间57s一次循环时间154s每小时提升次数每小时完成量Q=232.7=62(t)300吨矿石提升时间t=300/62=4.8(h)，经验算满足设计要求。2）提升人员校核取加速度为86、0.5m/s2. =5 m/s，按每次乘40人计算，计算见表6-5。表6-5 提升人员运动学计算表计算项目公式与符号计算所得值提升高度(m)H350m加速度时间(s)10s加速距离(m)25m减速度时间(s)10s减速度距离(m)25m等速度距离(m)300m等速时间(s)60s调度和停止时间(s)165s一次提运行时间(s)80s下降时间80s一次循环时间490s每班运输200人时间，满足要求。3）若副井工程今后需要延伸，提升系统可满足至21中段的提升要求，但提升能力有所下降。6.1.3压风系统由于四期工程为矿山生产持续接替工程，矿山年产量没有大的变化，现有压风系统原则上能够满足生产需求，现87、对xx铜矿压风系统能力进行验算。（1）四期工程耗气量计算1）四期工程耗气量计算见表6-6。表6-6 四期工程耗气量计算表序号用风设备名称规格型号工作 台数单位耗气量（m3/min)同时工作系数磨损系数同时工作耗风量（m3/min)nQKTKMQ同=nQKTKM1装岩机ZQ-262120.81.1021.122凿岩机YT2869.50.821.1553.753凿岩机YSP4560.70.851.154.114喷浆机2HP-21100.51.105.505潜孔钻机KQJ420.651.105.726潜孔钻机BA-100420.651.105.72Q同95.922）四期工程最大耗气量xx铜矿现有压风88、系统共有103.2m3/min空压机3台、43.9m3/min空压机1台，系统最大供风能力为353.5m3/min, 四期工程建成后,三期以上耗气量将大幅下降,因此现有压风系统能满足四期工程需求。（2） 压气管网1）压气管内径计算式中：压气管网内径，mm； 平均压力P1状态下，压缩空气流量m3/min。据上式计算所得管网内径为196，xx十一中段主管内径为206，四期工程需用8寸无缝钢管从十一中段，经四期副进接至十六、十七、十八中段平面，采场分支用4寸无缝钢管接中段压风管路，用风点用2寸无缝钢管。2）压力损失式中：第 段压气管的阻力损失，Pa; 第 段压气管的长度，m； 第 段压气管的内径，m89、m； 第 段压气管的计算流量，m3/min。xx铜矿十五中段风压为0.55MPa，自十五中段接至十八中段用风点管网长度为450m，总压降为0.086MPa,小于0.1 MPa的规定要求。6.1.4排水系统由于xx铜矿井下涌水量较小，因此采取集中排水方式排水。在十八中段建立永久水仓，经排水管路排至十三中段永久水仓，归入二期排水系统。考虑到xx铜矿井下涌水大部分为生产回水，其中大部分被回收利用，流入十三中段水仓水量不大，2008年十三中段正常用水量为282.4m3, 十三中段排水系统最大排水能力为1600 m3/d,因此十三中段排水系统不需要改造。1）设备选型十八中段水仓设计以十三中段日最大排水量90、744.4 m3/d为参照，取1.2系数即900m3/d为设计依据，泵房位于十八中段（1087m），排水至十三中段（1335m），排水高差为248m。（1） 水泵流量计算按单台水泵工作20小时排出坑内正常涌水量900m3计算（2） 水泵扬程估算（3） 水泵选择根据以上计算流量及扬程，选择DD46-506型水泵3台（1用两备），水泵流量46m3/h,扬程300m,电机功率75KW，效率63%。2） 排水管网共设置排水管路两条,一条由十八中段水泵房经四期副井进入十中段永久水仓；另一条由十八中段水泵房经四期主井进入十中段永久水仓。3）排水管径的确定选择1147无缝钢管。6.2电气设备6.2.1供电191、）四期工程负用电负荷计算四期工程负用电负荷计算如表6-7所示。 表6-7 四期工程用电负荷计算序受电设备名称设备容量数量需要系数COStan计算负荷变压器容量工作电流号（KW）（台）KWKVARKVAKVAA一十六中段负荷183135.6220.11*250电耙3060.40.780.87257.692.2风机11100.650.750.88665887.9照明40114040变损52020.6二十七中段负荷183135.6220.11*250电耙3060.40.780.87257.692.2风机11100.650.750.88665887.9照明40114040变损52020.6三十八中段负92、荷348259.3446.72*250电耙3060.40.780.87257.692.2风机11100.650.750.88665887.9照明40114040井底水泵5540.750.80.75165123.7206变损52020.6四十一中段新副井325291新副井32010.60.7192207291照明4040辅助设备7510.60.7454664五十三中段新主井325291355.8新副井40010.60.7240245343辅助设备7510.60.7454664照明4040总计负荷131610851690四期工程设备用电计算负荷1316KW，三期工程的用电计算负荷约1000kw，在93、四期建成后，三期工程的用电负荷将减少至300kw左右，xx铜矿110kv变电站现有变压器容量约有6000KVA的余量，供电能力能满足要求。2）四期工程供配电系统四期工程从各负荷分布、负荷级别等因数考虑，共设置了三个高压配电室，并对原八中段原配电系统进行改造，八中段供电方式为双电源，双母线分段，原馈电回路数不变，在两段母线上分别增加一回馈电回路供十六中段中央配电室。（1）在十六中段设置一个6KV高压配电室，采取双电源供电，电源取自八中段高压配电室，馈电回路包括四期主井、副井、十六中段采区、十七中段采区、十八中段采区、十八中段排水系统等，由于18中段排水为一级负荷，排水系统采用两回电源供电。（2）94、在十一中段设置一个四期副井6KV高压配电室，单电源进线，单母线接线，对一台630KVA整流变压器和一台100KVA变压器供电。（3）在十三中段设置一个四期主井井6KV高压配电室，单电源进线，单母线接线，对一台630KVA整流变压器和一台100KVA变压器供电。6.2.2电气传动、自动化xx四期主井设计提升机为2JK-2.5/11单绳缠绕提升机，直流电机功率为400KW，最大提升速度为5.7m/s。四期副井设计提升机为JKMD2.254摩擦式提升机，直流电动机功率为320KW，最大提升速度为7.5 m/s。以上两套提升系统均采用可视化全数字直流传动系统，整套数字式传动控制系统是以PLC为控制核心95、，以Profibus现场总线为基础的网络系统，集传动控制与信号系统于一体。6.2.3供电设备6kv供电系统设备选型KYN28配电柜，VCSP-12型断路器，STS360系列微机继电保护装置；变压器采用S11-M节能型变压器。7 矿井通风7.1 需风量计算根据金属非金属矿山安全规程对矿井通风所做出的规定，分四个方面对矿井需风量进行计算，选其最大值。7.1.1 按井下最大班人数计算需风总量需风量Q=De其中： D 人均最低需要量m3/min。 e井下最大班人数。规程规定每人最低需风量为4m3/min。井下最大班人数是早班作业从数，根据作业情况确定最大班人数为380人/班，按人员出勤波动系数1.5倍96、计算， e3801.5570人 Qmax=5704/6038m3/s。 按有效供风率不低于60计算，则 Qmax38/0.663m3/s。即，按全矿井井下作业人数计算的需风量为：63m3/s。7.1.2 按排炮烟最低风速要求计算需风量需风量Q=Sv 其中: S大巷断面积 m2； V最低风速m/s 。规程规定最低风速0.5 m/s，中段主要巷道面积按S6m2计，每中段按3条相互平行的巷道同时作业计算，中段巷道通风总面积为6318m2生产中段最低需风量Qmix180.59m3/S 。按有效供风率不低于60计算，则中段基本需风量Qmix9/0.6=15 m3/S。 即,中段排炮烟最低需风量为15m397、/S。 全矿井按最多34个中段同时作业，共计需风量：15（34）4560m3/S。 即，全矿井按排尘计算最低需风量为：45-60 m3/S。7.1.3 按矿井年产量概算矿井需风总量需风量Q=fCD其中：f需风系数， C矿井年产量，万t/d。 D矿井年作业天数，f金属矿山万吨需风系数取值范围1.5-4.0，这里取1.5计算；矿井产量0.17万t/d；全年按330天生产计算；得 Q=0.173301.5=84 m3/s即，按全矿井年产量估算需风量为84m3/s。7.1.4 按作业最大用风量计算所需风量根据四期工程设计衔接表可以看出，三期建成投产以后，最大需风量是十五、十六、十七、十八中段平行作业的98、时候，主进风井风机设立在八中段。四期用风情况为十一中段下放材料时人的呼吸用风、十一、十三中段电机操作人员的呼吸用风，十五、十六、十七、十八中段的生产用风，四期工程开采最需风量计算见表7-1。表7-1：矿井需风量及供风量统计表生产中段工作面类别确定风速断面需风量工作面数(个)工作面需风量中段总需风量备用系数中段总供风量八炸药库0.255.801.4511.451.451.11.6十三采切0.253.240.8121.626.861.17.55浅采0.254.001.0022.00电耙出矿0.503.241.6223.24十四振机出矿0.505.802.9012.92.91.13.19十五采切0.99、253.240.8121.6215.441.116.98电耙出矿0.503.241.6234.86振机出矿0.505.802.9025.80斜井排尘0.506.313.1613.16十六采切0.253.240.8132.4317.431.119.17深孔0.258.402.1036.30振机出矿0.505.802.9038.70十七开拓0.255.801.4545.8019.521.121.47采切0.253.240.8121.62深孔0.258.402.1036.30振机出矿0.505.802.9025.80十八开拓0.255.801.4545.805.801.16.38全矿合计5277.9100、469.476.34从表中计算得，按作业最大用风量计算全矿井需风量为76.34 m3/s。按以上四种方案计算结果：按井下作业人数计算的全矿井需风量为63m3/s，按排尘计算全矿井最低需风量为4560 m3/S，按全矿井年产量估算需风量为，84m3/s，按作业最大用风量计算全矿井需风量为76.34 m3/s，按最大值确定四期工程开采需风量为84m3/s。xx铜矿通过近几年进行通风系统改造，实际通风能力（经实际测定）为供风量：86.5 m3/s大于四期开采需风量84m3/s，现有进风量满足四期工程通风要求。7.2 通风线路目前三期以上通风系统完好，可以充分利用。四期通风仍然采用 “中央进风、东西两101、翼回风”方式，见图7-1。进风回线路布置如下：（1）中央进风线路五中段平硐和八中段平硐 八至十三中段进风井 十三至十五中段中部进风井 十五至十六中段中部进风井 十六至十八中段中部进风井。主、副井作为辅助进风井。（2）东部回风线路 十八至十六中段东部回风井 十六至十五中段东部回风井 十五至十三中段东部回风井 十三至十中段东部回风井 十至七中段中部回风井 七中段平硐 地表。（3）西部回风线路十八至十六中段西部回风井 十六至十五中段西部回风井 十五中段至十三中段西部风井 十三至四中段西部回风井 四中段平硐 地表。（注：图中绿色箭头为进风方向，红色箭头为回风方向）图71 xx铜矿四期工程系统通风总图8102、 基建与生产持续深部持续四期采矿工程是矿山生产持续的重要工程，根据公司发展要求，及矿山实际生产情况，在四期基建及生产计划安排中，确保四期工程生产与现有生产计划持续衔接。8.1基建工程量及基建工作面（1）基建工程量深部持续四期采矿工程，开拓方案总工程量为：其中基建工程总量5900m/50310m3，主井310m/9967m3,副井430m/10587m3， 十六中段生产开拓1108m/6570m3，十七中段生产开拓1528m/9094m3，十八中段生产开拓893m/5351m3，选取十六中段为基建采矿中段，基建采场为1626振机采场，主要开采26剖面线主矿体。基建采场采切工程量为960m/960103、m3。完成主要开拓工程量和基建采场采切工程后，四期工程此时可达到设计产量规模，可获得三级矿量为：开拓矿量：397.2万吨 保有7.73年采准矿量：42.9万吨 保有9.2个月备采矿量：13.9万吨 保有3.03个月（2）基建工作面 四期工程基建工作面的选择对整个四期工程基建时间及生产衔接有着十分重要的影响。基建工作面的比选见表8-1。表8-1 基建工程面比选表基建工程面主井副井十一中段可以施工，十一至十八中段需要下掘，工效较低，基建时间长，对矿山生产影响较小。十三中段可以施工，十三至十八中段需要下掘，工效低，基建时间长，对矿山生产影响较小。十一至十三中段可以上掘，十三至十八中段需要下掘，工效较104、低，基建时间长。在生产组织中，可先施工主井，然后利用主井，反掘副井，提高副进工效。十五中段十五中段至十三中段可以上掘，工效高，可缩短基建时间。十五至十八中段下掘，工效低。十五中段至十一中段可以上掘，十五至十八中段下掘，工效高，基建时间最短。从以上表中分析可以看出：1）只考虑工效与基建时间，选择十五中段是合理的，但由于基建废石的运输主要是通过三期斜井，斜井的能力仅有1100t/d，基建需要三期斜井提升每天184m3/d即478t/d废碴量，时间为2009年6月至2010年4月。而十五中段是矿山2009和2010年的主要生产中段，这样斜井提升生产矿石每天最多630t/d，对矿山生产影响较大。此外，105、选择十五中段需要增加至少200m的措施工程。2）只考虑对生产的影响，选择在十一中段是合理的，这样基建废石从十一中段副井就可以，对主井生产影响较小，但副井需要向下施工380m，工效低，基建时间较长，主井需要向下施工280m，工效低，基建时间较长，对四期工程建设不利。3）综合考虑工效、基建时间以及对生产影响，选择在十三中段是合理的，在基建组织过程中，先施工四期主井，利用主井反掘四期副井，这样不仅对生产影响较小，而且先建主井系统，形成能力，对中段的生产开拓创造了有利条件。根据以上分析，为确保四期尽快投产，基建主工程面选择在十三中段，选建设四期主井，再利用四期主井，反掘施工四期副井。8.2 基建计划根106、据所确定的施工工效（竖井掘进工效：上掘70m/月、下掘60m/月；平巷掘进工效60-80m/月，硐室掘进工效60m3/月），结合施工组织措施，进行基建工程的施工计划编排和四期各中段的排产（见附表2、附表3）。从表中可以得出：（1）从四期基建开始施工之日2009年6月1日开始计算，四期主井掘进及安装时间周期8个月，其中安装共计4个月（注，安装与施工同时进行）;即至2010年2月初，四期主井具备设计要求的提升能力。四期副井掘进及安装时间周期14个月，其中安装共计6个月（注，安装与施工同时进行）;即至2010年8月初，四期副井具备设计要求的提升能力。（2） 十六中段基建工程施工周期为14个月;即至2107、010年8月初，十六中段基建工程施工结束。十六中段可以供矿时的生产建设周期为22个月；即至2011年3月中旬，十六中段可以供矿。（3） 十七中段基建工程施工周期为15个月;即至2010年9月初，十七中段基建工程施工结束。十七中段可以供矿时的生产建设周期为26个月；即至2011年8月初，十七中段可以供矿。此时，四期工程可以达到设计产量规模。（4） 十八中段基建工程施工周期为15个月;即至2010年9月初，十八中段基建工程施工结束。十八中段可以供矿时的生产建设周期为60个月；即至2014年8月初，十八中段可以供矿。此时，四期工程处于稳产期。8.3 三期与四期生产持续根据四期工程基建施工计划，结合矿108、山近三年来的生产计划组织，设计四期工程排产表，划分四期工程生产持续为四个阶段。（1）基建生产期：从2009年6月至2010年9月。这个时期包括四期主、副井的建立，十六、十七、十八中段的基础建设。这个时期的矿山生产任务主要是，三期以上产量生产及四期工程建设。（2）生产衔接期：从2009年10月至2011年7月。这个时期主要是十六、十七、十八中段的生产开拓以及十六、十七中段的采矿准备。从四期工程排产表中得出，在该时期四期工程在2011年的3月可提供240t/d的生产能力，4月可提供500t/d的生产能力，5月可提供580t/d的生产能力，6月可提供900t/d的生产能力，7月可提供1350t/d的109、生产能力。这个时期是生产衔接的关键时期，矿山生产应结合四期工程中段产能，对矿山三期以上生产进行调配。（3）四期生产稳定期：从2011年8月至2018年8月。这个时期是四期工程十六和十七，十七和十八中段的稳定生产期，此时的产能稳定在1700t/d的设计生产能力。（4）四期生产末期：从2018年9月至2019年3月。这个时期是四期工程十八中段生产末期，供矿采场较少，供矿能力达不到设计生产能力，此时的产能从1700t/d下降至800t/d，最后下降至1800t/d。在矿山实际生产中，可结合四期生产持续的四个阶段，对矿山的生产组织进行必要的调整，并结合四期生产末期的时间要求，对四期以下深部资源进行勘探110、和开采可性行研究。8.4基建组织 竖井开拓方案基建工程主要包括两条竖井和十六、十七、十八中段的平面工程。根据上述分析，充分结果，充分利用现有系统，确定基建组织措施如下：（1） 充分利用原有系统功能，进行基建时期的通风和出碴等工作。（2）采用立体平行作业方式，尽快形成四期提升、进回风系统；（3）严格按施工网络计划组织施工；（4）四期提升、进回风系统形成后，考虑多中段、多队组平行交叉作业。8.5生产衔接xx铜矿四期采矿工程是矿山重要的生产持续工程，在不影响矿山正常生产的前提下，结合矿山生产计划安排，确定基建施工组织计划与四期生产计划。生产衔接是可以保证的。9 环境保护9.1 设计依据的环保标准9.111、1.1 设计依据的环境保护标准（1）环境质量标准1）GB3095-1996环境空气质量标准二级；2）GB3838-2002地表水环境质量标准类；3）GB/T14848-93地下水质量标准类；4）GB3096-93城市区域环境噪声标准2类。（2）污染物排放标准1） GB162971996大气污染物综合排放标准二级；2） GB89781996污水综合排放标准一级标准；3） GB1234890工业企业厂界噪声标准类；4） GB18599-2001一般工业废物贮存、处置场污染控制标准。5） 尾矿污染环境管理执行防治尾矿污染环境管理规定（国家环保总局1992年10月）。9.2 概述9.2.1 项目简述云112、南xx有色金属有限公司xx铜矿是一座开采了32年的老矿山，为实现矿山持续生产，满足云南铜业（集团）有限公司及云南xx有色金属有限公司发展的需要，遵循云南铜业（集团）有限公司“立足老区，加强深部及周边勘探，拓展外围，开发新区，发展国外”的总体原则，依据云南省易门县xx铜矿接替勘查报告，开展xx铜矿深部持续十六、十七、十八中段接替工程可行性研究，为xx铜矿深部持续接替生产提供决策依据。根据xx铜矿现有设施的基本情况，设计xx铜矿深部持续四期工程生产能力为1700t/d。四期开采设计主要是利用xx铜矿现有主、副井、斜井提升系统，新建十六、十七、十八中段主、副井提升系统及其配套系统，形成深部开采能力。113、9.2.2 环境现状xx铜矿属高山河谷地带，位于绿汁江河谷以东，海拔16002100 m，相对高差一般400500 m，坡度3050 ，山坡及山顶成半园形。本区属红河水系支流绿汁江河流域的补给区。区内河流不发育，仅有少量近东西向的季节性冲沟，最终流入西侧的绿汁江。绿汁江在下普厂一带江面海拔标高约1308 m，为当地最低侵蚀基准面。属亚热带高原季风气候类型，气候温和，冬无严寒，夏无酷暑，季节尚分明，雨季一般为69月，由于位于绿汁江岸旁的山谷地带，夏秋季水份蒸发与降落急剧，时有急风骤雨，冬季偶降小雪，无冰冻和冻土。据易门县气象局统计资料，1996年至2005年十年间，年平均气温16.9 ，最高月平114、均气温30.5 ，最低月平均气温0.8 ，日极端最高气温35.5 ，日极端最低气温-4.6 ；年平均降水量912.9 mm，最大年降水量1151.4 mm，最小年降水量760.0 mm，最大月降水量273.6 mm，最小月降水量0 mm，最大日降水量96.1 mm；年平均蒸发量1735.1 mm，最大年蒸发量1834.7 mm，最小年蒸发量1628.3 mm；以南风和西南风为最多，风向频率815 %，年平均风速1.12 m/s，最大年平均风速1.4 m/s，最小年平均风速0.8 m/s 。由于矿区为单一金属矿床，矿山开采没有对周围造成有害影响。在矿山生产初期，井下废碴沿沟谷堆放于坑口外，堆放量115、较多为五、六、七、八中段，形成一定量的废碴堆。由于废碴均为岩石碎块，在碴堆坡度较陡的五、六中段，废碴坡脚加筑了挡碴墙，经20多年的地表雨水冲刷，尚未发生位移。矿山于1998年在五中段的老张箐建立了永久排碴场。老张箐排碴场箐宽谷深，在下游建设了简易挡墙，因此该排碴场没有对老张箐下游形成灾害。由于矿区东面及北面出露地表岩层为鹅头厂板岩，破碎易风化，加上地表植被逐年破坏，所以九十年代以来，遇大暴雨后，山坡上的泥土风化岩屑很易随山洪冲泻而下，给矿区的交通、生活造成一定影响。根据中国地震烈度区划图（1990）划分矿区属地震基本烈度七度区。矿山采用崩落采矿法，地表允许陷落。9.3 现有污染源及治理措施xx116、铜矿三期以上矿产资源回采已到末期，资源濒临枯竭，生产过程中产生的污染物均采取了相应的防治措施。9.3.1 粉尘井下采场的凿岩、爆破、出矿及放矿过程中有粉尘产生，采取控制措施。（1） 井下采场全面推行湿式作业。所有凿岩设备均采用湿式凿岩；装卸矿点、采掘面用喷雾器洒水降尘抑尘；主要进风井、巷及石门、运输平巷等定期进行洒水洗壁。（2）采用多级机站通风系统，加强坑内通风。在各个进风口分别设置水幕净化风源，在回风道及装矿硐室附近设置降尘水幕净化井下空气。（3）作业人员均佩戴防尘口罩。9.3.2 废渣主要有废石和尾矿。（1）废石（2）尾矿9.3.3 废水主要有坑内排水和选矿废水。（1）坑内排水坑内排水主要117、由生产排水、坑内正常涌水等组成，排水总量约为9万m3/n。除少量涌水循环用于井下生产外，其余部分经坑口沉淀池处理，达到污水综合排放标准GB8978-1996二级标准，从八中段排水管供至选厂生产水池，做为选矿生产用水。 （2）选矿废水选矿废水量约为 22.54万m3/n，选矿循环用水18.48万m3/n，废水量4.06万m3/n随尾矿进入尾矿库，尾矿水在库内自然瀑气、澄清净化处理后达到污水综合排放标准GB8978-1996二级标准。9.3.4 噪声噪声主要为设备噪声。噪声超过85dB(A)的设备有凿岩机、空压机、破碎机、筛分机、球磨机等。凿岩机、空压机装消声器，破碎机隔振，筛分机装橡胶减振器、球118、磨机加装衬垫。个人采取佩戴耳塞方式。9.4 建设项目污染源及防治措施该建设项目为矿山深部持续十六、十七、十八中段接替工程，开采方法采用该矿较为成熟的崩落法，建成投产后生产过程中产生的污染物种类与原来完全相同，污染源及防治措施如下：9.4.1 粉尘矿井通风风量为76.3m3/s，外排废风通过各分层回风巷汇至四中段回风系统排出地表。粉尘污染源及治理措施采用原方法，（如9.3.1粉尘所述）。9.4.2 废渣（1）废石该项目基建工程废石量为 9568m3。中段生产废石经穿脉装车、沿脉运输至主、副井车场，经副井提升至八中段或五中段，转运至八中段或五中段碴场。（2）尾矿选矿产生的尾矿全部输送到尾矿库堆放。119、尾矿库距选厂5Km，设计总库容1783万3。已堆存尾矿1541万t，尚余设计库容440万m3。按选矿日处理1700t/d计算，尾矿产率按99.46%计算所需库容量：VZ= WN / dz=326.3万m3式中：VZ所需尾矿库的总库容 m3W选矿厂排出的尾矿量 t/a d尾矿库平均堆积干容重 t/ m3，根据实际1.75N矿山的生产服务年限 a7z尾矿库的终期库容利用系数，根据尾矿库形状0.6。年平均所需库容为46.6万m3，根据现有尚余库容，满足四期生产堆存要求。9.4.3 废水由于三期即将结束，本项目生产、生活用水不用增加。排水主要包括坑内排水、选矿废水和生活污水。（1）坑内排水十六、十七、120、十八中段持续工程建成后，坑内新增外排废水量约为初期90m3/d，生产废水和井下涌水汇入十三中段水仓，直接泵送至坑口沉淀池处理，排至选厂4#泵站，供选厂生产使用。（2）选矿废水选厂没有增加用水量，废水排放与原方法相同。（3）生活污水生活没有增加用水量，生活污水用原方法及原污水处理站处理。9.4.4噪声该项目没有增加新的噪声源，噪声控制措施与原方法相同（如9.3.4噪声所述）。9.4.5 环保管理机构该矿已配套设立安环科和中心监测站。现有环保机构人员及设备都较齐全，可满足工作需要，本设计不再考虑新增。9.5 地质环境、生态环境与水土保持该项目为矿山深部持续十六、十七、十八中段接替工程，地表及选厂无121、新增工程，环境保护和水土保持执行原有规定。9.6 环保投资xx铜矿深部持续四期工程新增环保投资见表9-1。表9-1 环保投资序号项目名称投资估算（万元）1井下通风、除尘202排水处理利用现有设施3废石、尾矿处理利用现有设施4噪声防治85环境监测利用原有设施合 计289.7 环境影响预测xx铜矿地处偏远山区，周围无珍稀动植物和重点保护设施，域内人口稀疏，环境本底值较低，有较强纳污和自净能力。本项目建成投产后，产生的污染物种类少，浓度低，再加之在设计中对产生的污染物均采取了相应而有效的防治措施，污染物的排放控制在国家标准允许范围以内。因此四期工程建设对周围环境无影响。10 安全、消防、工业卫生10122、.1 安全技术措施（1） 设计中严格按冶金矿山安全规程爆破安全规程和有关规范进行工作。（2） 设计中已保证各中段设两个以上安全出口，确保生产人员及设备进出安全。（3） 在通过矿岩稳固性较差地段时，必须及时进行支护处理，支护形式视具体情况可采用喷砼、素砼或喷锚及喷锚网进行支护，以保证生产安全。（4） 巷道掘进和采场爆破均采用非电起爆，除起爆为火雷管外，严禁采用电雷管或火雷管爆破。（5） 矿山设备专业各子项设计工作均严格遵守冶金矿山安全规程的有关规定，如捲扬机钢丝绳的安全系数、电机车的安全制动距离和运输设备行走的安全距离等。（6） 炸药的存放和使用及保管严格按有关规格执行。（7） 在设备运转部位均123、考虑设置相应的安全罩、安全围栏，确保工人安全操作。（8） 所有电器设备的金属外壳、底座、支架、电缆金属外皮及电缆头等均可靠接地。（9） 建立和完善各级安全管理机构，配备必要设备给安全管理人员，建立和健全安全生产责任制。对职工要经常开展安全知识教育和学习，工人上岗要严格进行岗位训练和安全知识培训考核。10.2 消防井下矿岩较稳固，不含燃烧物和气体。对于生产使用的易燃、易爆物品，井下设有专门的爆破器材库、材料场及易燃易爆物品保管库，并设有水消防及其它消防设施。井下发生火灾的可能性较小。矿山配置有专用消防车、矿山救护人员，相应的消防器材及报警等设施，以确保井下安全。11 节能能源是我国社会主义现代化124、建设的主要物质基础。有色冶金矿山工业是耗能大户。持续工程初步设计在已有系统建设基础上，对如何更有效地节约能源与合理利用能源作了进一步分析与研究，并采取了如下措施。11.1 采矿（1） 矿车装矿设备采用振动给矿机，卸矿采用曲轨，均不用气动设备，节约了能耗。（2） 主付井提升机均采用直流电机拖动，其矿石提升电能单耗比采用交流电机有较大幅度减少。（3） 坑内通风设计采用了高效率的多级机站通风系统取代传统的集中通风系统。风机选用WZ型高效节能风机。（4） 中段巷道照明采用节能灯，节约了能耗。11.2 选矿xx铜矿选厂现有的处理能力能满足本项目的生产，四期采矿工程项目不对选厂进行改、扩建。11.3 电气125、（1） 供电系统的设计符合国家标准评价企业合理用电技术导则及中国有色金属工业总公司标准有色金属工业节能设计技术规定的要求。具体措施有：1） 选择低能耗、高效率的节能型变压器。变压器的容量和台数选择合理，采用低压联络利于经济运行。2） 矿区配电，在满足4000KVA/Km输电距离的条件下，确定配电电压为6KV，减少变压层次。3） 矿区降压变电所、6KV配电室的位置靠近负荷中心。4） 空压机、球磨机选用同步电动机拖动，55KW以上异步电动机采用就地机旁电容器补偿，提高自然功率因数，保证矿区功率因数达到0.9以上。（2）根据生产工艺要求，合理设计控制系统，实现节能。1） 矿井多级机站通风系统采用PLC集控以方便管理，实现高效、节能。2） 矿石加工及输送系统采用PLC联锁控制，能最低限度减少长距离大容量设备的空转，实现节能。12 投资概算及资金筹措（需要专业配合，做专篇）