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乌拉特前旗元大商贸有限责任公司 桃儿弯矿区超贫磁铁矿年采45万吨铁矿石项目

初步设计说明书

赤峰高达工程设计有限责任公司

二0一五年一月

乌拉特前旗元大商贸有限责任公司 桃儿弯矿区超贫磁铁矿年采45万吨铁矿石项目

初步设计说明书

提交单位:乌拉特前旗元大商贸有限责任公司 法定代表人:

编制单位:赤峰高达矿山工程设计有限责任公司 经 理:刘玉学 技术负责:陈 民

编 写 人:刘春雷 张玉国 张畅明

编制日期:二0一五年一月

目 录

1总论 ............................................................ 1 1.1概述 .......................................................... 1 1.1.1项目名称................................................... 1 1.1.2承办企业................................................... 1 1.1.3规模、特点及建设性质....................................... 1 1.1.4交通位置及区域地理经济..................................... 1 1.2项目背景及周边环境 ............................................ 3 1.2.1项目背景................................................... 3 1.2.2矿区周边环境............................................... 3 1.3编制依据及原则 ................................................ 3 1.3.1法律、法规、规章........................................... 3 1.3.2 标准、规范、规程 .......................................... 4 1.3.3 建设单位提供的资料 ........................................ 6 1.3.4编制原则................................................... 6 1.4项目建设条件 .................................................. 7 1.4.1资源条件................................................... 7 1.4.2外部建设条件.............................................. 12 1.5建设方案 ..................................................... 13 1.5.1矿山建设规模及产品方案.................................... 13 1.5.2工作制度.................................................. 13 1.5.3主要设计方案.............................................. 13 1.6企业建设经济效果 ............................................. 16 1.7问题及建议 ................................................... 17 2技术经济 ....................................................... 18 2.1综合技术经济指标表 ........................................... 18 2.2组织机构及劳动定员 ........................................... 19 2.2.1组织机构.................................................. 19

2.2.2劳动定员.................................................. 20 2.2.3劳动生产率................................................ 22 2.3基础数据 ..................................................... 22 2.4成本及费用 ................................................... 23 2.5经济效果计算 ................................................. 23 2.6财务分析 ..................................................... 27 2.6.1盈利能力分析.............................................. 27 2.6.2财务生存能力分析.......................................... 28 2.7项目风险分析 ................................................. 28 3地质 ........................................................... 29 3.1区域地质特征 ................................................. 29 3.1.1地层...................................................... 29 3.1.2构造...................................................... 29 3.1.3区域矿产.................................................. 29 3.2矿床地质特征 ................................................. 29 3.2.1矿体特征.................................................. 30 3.2.2矿石质量.................................................. 32 3.2.3矿石类型.................................................. 33 3.2.4矿体围岩和夹石............................................ 34 3.3矿床开采技术条件 ............................................. 34 3.3.1水文地质概况.............................................. 34 3.3.2工程地质.................................................. 36 3.3.3环境地质.................................................. 36 3.4资源储量估算 ................................................. 37 3.4.1工业指标确定及依据........................................ 37 3.4.2资源储量估算结果.......................................... 37 3.4.3设计利用资源储量.......................................... 38 3.4.4存在问题.................................................. 39 4露天开采 ....................................................... 41

4.1开采范围及开采方式 ........................................... 41 4.1.1开采范围.................................................. 41 4.1.2开采境界圈定 ............................................. 42 4.2开采方式 ..................................................... 43 4.2.1开采方式确定.............................................. 43 4.2.2边坡参数的选取............................................ 45 4.3矿山工作制度,生产能力及服务年限 ............................. 49 4.3.1矿山工作制度.............................................. 49 4.3.2矿山生产能力.............................................. 49 4.3.3矿山生产能力验证.......................................... 50 4.3.4矿山服务年限.............................................. 51 4.4矿床开拓与运输 ............................................... 52 4.4.1开拓方式的选择............................................ 52 4.4.2运输设备选择与数量........................................ 52 4.5露天采剥工艺 ................................................. 54 4.5.1采剥工艺选择.............................................. 54 4.5.2穿孔爆破工作.............................................. 54 4.5.3铲装作业.................................................. 57 4.5.4采场其它辅助设备.......................................... 57 4.5.5存在问题及建议............................................ 57 4.6排土场 ....................................................... 57 4.7干选站 ....................................................... 60 4.8基建、生产计划 ............................................... 60 4.8.1计划编制的主要依据和原则.................................. 60 4.8.2基建进度计划.............................................. 61 4.8.3生产进度计划.............................................. 62 4.9露天采场防排水 ............................................... 62 4.9.1采场防排水系统............................................ 62 4.9.2排水设施选择..............................................

5矿山机械 ....................................................... 65 5.1采掘设备 ..................................................... 65 5.1.1钻机...................................................... 65 5.1.2供气设施.................................................. 65 5.2采装机械 ..................................................... 66 5.3运输车辆 ..................................................... 66 5.4矿山设备表 ................................................... 67 6总图运输 ....................................................... 69 6.1设计依据的规范及基础资料 ..................................... 69 6.2矿山概况 ..................................................... 69 6.3总平面布置 ................................................... 69 6.4企业运输与道路 ............................................... 71 7电力设施 ....................................................... 72 7.1设计依据 ..................................................... 72 7.2供电现状 ..................................................... 72 7.4全矿用电负荷 ................................................. 72 7.5供电系统 ..................................................... 73 7.6供电电压及照明 ............................................... 73 7.7电信 ......................................................... 73 7.8电气保护—电缆选择敷设 ....................................... 73 7.9接地、防雷方式 ............................................... 74 7.10电气节能 .................................................... 74 8辅助设施及土建工程与节能 ........................................ 77 8.1矿山给水 ..................................................... 77 8.1.1给水方向.................................................. 77 8.1.2用水量.................................................... 77 8.2工业及生活设施建筑 ........................................... 78 8.3节能 ......................................................... 78 9环境保护 ....................................................... 79

9.1设计依据及设计原则 ........................................... 79 9.1.1设计依据.................................................. 79 9.1.2设计原则.................................................. 80 9.1.3执行的环境质量标准及等级.................................. 80 9.2主要污染(物)源排放状况及治理 ................................. 80 9.2.1主要污染源及污染物的种类.................................. 80 9.2.2污染物的排放和治理措施.................................... 80 9.3绿化美化环境 ................................................. 81 9.4环境影响评价 ................................................. 82 9.5环境管理与监测 ............................................... 82 9.6安全、环境工程投资概算 ....................................... 82 10投资概算 ...................................................... 83 10.1工程概况 .................................................... 83 10.2编制依据 .................................................... 83 10.3投资概算范围 ................................................ 83 10.4投资概算 .................................................... 83 10.5投资概算计算 ................................................ 84

附件:

1、设计委托书

2、关于乌拉特前旗元大商贸有限责任公司桃儿湾矿区超贫磁铁矿年采45万吨铁矿石项目核准的批复

3、关于《内蒙古自治区乌拉特前旗桃儿湾矿区超贫磁铁矿详查报告》矿产资源储量评审备案证明

4、《内蒙古自治区乌拉特前旗桃儿湾矿区超贫磁铁矿详查报告》审查意见书(中矿蒙储评字[2011]173号

5、《乌拉特前旗元大商贸有限责任公司桃儿湾矿区超贫磁铁矿年采45万吨铁矿石项目安全预评价报告备案的函》

6、企业法人营业执照 7、采矿许可证 附图:

见图册

1总论

1.1概述

1.1.1项目名称

乌拉特前旗元大商贸有限责任公司桃儿湾矿区超贫磁铁矿年采45万吨铁矿石项目。 1.1.2承办企业

承办企业:乌拉特前旗元大商贸有限责任公司 企业性质:有限公司 注册地址:乌拉特前旗呼和镇 法人代表:高云峰 1.1.3规模、特点及建设性质

乌拉特前旗元大商贸有限责任公司桃儿湾矿区超贫磁铁矿年采45万吨铁矿石设计采用露天开采。

产品方案:超贫磁铁矿 建设性质:新建。 1.1.4交通位置及区域地理经济

(1)位置与交通

乌拉特前旗桃儿湾矿区超贫磁铁矿位于乌拉特前旗所在地乌拉山镇东约100km,行政区划隶属乌拉特前旗沙德盖苏木管辖。

矿区南距G110国道20km,由G110国道向东至包头市5km。距包头—白云鄂博铁路最近火车站桃儿湾站直距5km,运距6km,交通较为方便,见交通位置图1-1。

矿区坐标范围为:东经:109°45′30″~109°47′15″,

北纬:40°45′45″~40°47′00″。

1

交通位置图1-1

(2)自然地理与经济概况 ①自然地理

矿区位于乌拉山东段,海拔标高1395—1167m,相对高差228m,属中低山区。为典型的性气候特点,年最高气温37.5ºC,最低气温-24.9ºC;年均降水量281.3mm,多集中于7—8月份,且多为暴雨,年均蒸发量2038.9mm;冬、春季节多西北风,最大风速19.7m/s;无霜期158天,冰冻期由每年10月下旬至翌年4月末,最大冻土层深度1.31m。

根据《中国地震动参数区划图》(GB-18306-2001),本区地震动峰值加速度(g)为0.15g,对照烈度为7.5度。

②经济概况

乌拉特前旗欠发达地区,区内南部为牧区,北部属半农半牧区,人

2

口较少,劳力相对缺乏,以蒙、汉杂居居多。粮食及生活日用品和各种物资多从外地购进。近年以来,小型采矿业及铁选厂在该地区较发达。

1.2项目背景及周边环境

1.2.1项目背景

乌拉特前旗元大商贸有限责任公司成立于2005年3月,注册资本500万元,法定代表人高云峰,乌拉特前旗桃儿湾矿区超贫磁铁矿区位于乌拉特前旗所在地乌拉山镇东约100km,为一露天开采矿山,行政区划隶属乌拉特前旗沙德盖苏木管辖。

2013年8月19日巴彦淖尔市经济和信息化委员会下发《关于乌拉特前旗元大商贸有限责任公司桃儿湾矿区超贫磁铁矿年采45万吨铁矿石项目开展前期工作的报告》。 1.2.2矿区周边环境

矿区处于山区,周边环境良好,附近2km内无居民区;开采范围内无森林和草地,植被稀疏,矿体多呈裸露状态。矿区为非旅游区,无重点保护名胜古迹及重要设施。

1.3编制依据及原则

1.3.1法律、法规、规章

●《中华人民共和全生产法》(中华人民共和国令第

13

号,2014年12月1日实施)

●《中华人民共和国矿山安全法》(国家令[1993]第●《中华人民共和国矿产资源法》(国家令[1996]第●《中华人民共和国劳动法》(国家令[1994]第

65号) 74号)

28号)

65号) 9号) 152

●《中华人民共和国劳动合同法》(国家令[2007]第●《中华人民共和国环境保》(国家令[2014]第

●《中华人民共和国矿产资源法实施细则》([1994]令第

3

号)

●《中华人民共和国环境噪声污染防治法》(国家令[1996]第

77号)

●《中华人民共和国固体废物污染环境防治法》(国家令[2004]第31号) ●《中华人民共和国职业病防治法》(国家令[2011]第

52

号修订)

●《中华人民共和国社会保险法》(国家令[2010]第

35号)

●《中华人民共和国消防法》(国家令[2008]第6号修订) ●《中华人民共和国矿山安全法实施条例》(劳动部令[1996]第

4号)

●《民用爆炸物品安全管理条例》(令[2006]第● 《土地复垦条例》(令[2011]第592

466号)

号)

253号)

●《建设项目环境保护管理条例》(令[1998]第●《安全生产许可证条例》(令[2004]第

397号)

●《非煤矿矿山企业安全生产许可证实施办法》(国家安监总局

令[2009]第20号)

●《非煤矿矿山建设项目安全设施设计审查与竣工验收办法》(国

家安监局[2004]第18号令)

●《关于做好非煤矿山和工商贸企业建设项目安全设施“三同时”

工作的通知》(内蒙安监局内安监办 [2005]第60号)

●《关于进一步加强企业安全生产工作的通知》(国发[2010]第

23号)

1.3.2 标准、规范、规程

●《安全评价通则》( AQ8001-2007)

4

●《金属非金属矿山安全规程》(GB123-2006)

●《金属非金属矿山排土场安全生产规则》(AQ2005-2005) ●《爆破安全规程》(GB6722-2003)

●《冶金矿山采矿设计规范》(GB50830—2013) ●《粉尘作业场所危害程度分级》(GB/T5817—2009) ●《工业企业噪声控制设计规范》( GBJ78-85) ●《噪声作业分级》(LD80-1995)

●《工业企业厂界环境噪声排放标准》(GB12348—2008) ●《建筑物防雷设计规范》(GB50057-2010) ●《构筑物抗震设计规范》(GB50191-2012) ●《建筑设计防火规范》(GB50016-2006) ●《建筑灭火器配置设计规范》(GB50140-2005) ●《危险场所电气防爆安全规范》(AQ3009-2007) ●《建筑照明设计标准》(GB 50034-2004) ●《民用建筑电气设计规范》(JGJ16-2008) ●《工业企业总平面设计规范》(GB50187-2012)

●《工业企业厂内铁路、道路运输安全规程》(GB/T4387—2008) ●《厂内机动车辆安全技术检验要求》(GB50236-2011) ●《生产过程安全卫生要求总则》(GB12801-2008) ●《生活饮用水卫生标准》(GB5749-2006) ●《工业企业设计卫生标准》(GBZ1-2010) ●《个体防护装备选用规范 》(GB/T11651—2008) ●《安全标志及其使用导则》(GB24-2008) ●《矿山安全标志》(GB14161-2008) ●《消防安全标志》(GB13495-1992)

5

《一般工业固体废弃物贮存、处置场污染控制标准》

(GB18559-2001)

●《大气污染治理工程技术导则》(HJ2000-2010)

1.3.3 建设单位提供的资料

●初步设计委托书;

●内蒙古自治区经济和信息化委员会《关于核准乌拉特前旗元大

商贸有限责任公司桃儿湾矿区超贫磁铁矿年采45万吨铁矿石项目的通知》;

●乌拉特前旗元大商贸有限责任公司《采矿许可证》; ●内蒙古国土资源厅颁发的《划定矿区范围批复》(内国土资采

划字[2013]074号);

●关于《内蒙古自治区乌拉特前旗桃儿湾矿区超贫磁铁矿详查报

告》矿产资源储量评审备案证明(内国土资储备字 [2011]170号);

●《乌拉特前旗元大商贸有限责任公司桃儿湾矿区超贫磁铁矿矿

产资源开发利用方案》审查意见书(内矿审字[2013]033号;

●《乌拉特前旗元大商贸有限责任公司桃儿湾矿区超贫磁铁矿矿

安全预评价报告备案表》

●《内蒙古自治区乌拉特前旗桃儿湾矿区超贫磁铁矿详查报告》

矿产资源储量评审意见书(中矿蒙储评字[2011]173号);

●乌拉特前旗工商行政管理局颁发的《企业法人营业执照》注册

号:152824000002830(1-1)。

●现场收集的有关资料。

1.3.4编制原则

(1)执行国家有关方针和非金属矿山的规程、规范、技术标准要求进行设计。

6

(2)经济合理地开发利用矿产资源,尽可能提高回收率。 (3)采用成熟可靠,易于掌握的开采工艺,选用性能先进生产设备。 (4)注重节约能源,降低材料消耗,降低生产成本。 (5)尽量减小投资规模,行政生活福利设施从简。

(6)场地少占农田耕地,生产生活设施布置紧凑,减少土地征用面积。

(7)贯彻执行国家环境保护的规定,减少污染和水土流失。 (8)充分响应国家关于节能减排的方针,持续走可持续性发展战略。

1.4项目建设条件

1.4.1资源条件

(1)矿床地质

桃儿湾铁矿矿床为脉状含磁铁矿斜长角闪岩,赋存于昆都仑变质深成岩侵入体(角闪斜长片麻岩)中。

桃儿湾铁矿矿区范围内共圈出铁矿体4条,编号为1、2、3、4号矿体。各矿体均赋存于斜长角闪岩中,呈脉状产出,矿体和围岩界线清楚。矿体分布较为分散,1号矿体位于矿区北东部,2号矿体位于矿区中东部,距1号矿体约520m;3号矿体位于矿区中西部,距2号矿体约280m;4号矿体位于矿区西南部,距3号矿体约180m。其中1、4号矿体规模相对较大,为主矿体。

①矿体特征

1号矿体:地表由TC6、TC8、TC10、TC12、TC14、TC16、TC18七条探槽控制,矿体厚度为6.95~30.73m,平均20.71m,矿体矿石品位TFe 11.92%~14.84%,平均12.26%,mFe 8.47%~9.25%,平均8.65%;深部由ZK1001、ZK1002、ZK1401、ZK1402、ZK1801、ZK1802六个钻孔控制,矿体真厚度14.03~30.73m,平均23.26m,矿石品位

7

TFe 13.74%~14.49%,平均14.34%;mFe 8.62~8.94%,平均8.70%。

矿体长331m,最大延深130m,走向50°,倾向140°,倾角77°,矿体真厚度6.95~30.73m,平均21.98m,厚度变化系数36%,矿石品位TFe 11.92%~14.84%,平均13.68%,mFe 8.47%~9.25%,平均8.79%。品位变化系数TFe为7.37%,mFe为2.53%,矿石品位变化均匀。

2号矿体:地表由TC0、TC1、TC4三个探槽控制,矿体厚度6.01~24.72m,平均17.08m,矿石品位TFe 11.41~12.73%,平均12.06%,mFe8.57~9.02%,平均8.79%;深部由ZK001控制,控制斜深41m,矿体真厚度22.19m,矿体矿石品位TFe 14.87%,mFe 8.98 %。

矿体长170m,走向68°,倾向158°,倾角68°,矿体真厚度6.01~24.72m。平均19.m,厚度变化系数46%,矿体矿石品位TFe 11.41~14.87%,平均13.11%,mFe 8.57~9.02%,平均8.83%,品位变化系数TFe 12.00%,mFe 2.73%。

3号矿体:地表由TC11、TC7、TC3三个探槽控制,矿体厚度为6.90~38.60m,平均20.13m。矿石品位TFe 11.86~12.28%,平均12.10%,mFe 8.34~8.88%,平均8.61%;深部由ZK701钻孔控制,控制斜深101m,矿体真厚度25.75m,矿体矿石品位TFe 14.74%,mFe 8.98 %。

矿体长226m,走向57°,倾向147°,倾角71°。矿体真厚度6.90~38.60m。平均21.16m,厚度变化系数%,矿体矿石品位TFe 11.86~14.74%,平均13.18%,mFe 8.34~8.88%,平均8.68%,品位变化系数TFe 10.44%,mFe 3.31%。

4号矿体:地表由TC13、TC15、TC17、TC19、TC21、TC23、TC25、TC27探槽控制,矿体真厚度16.48~72.42m,平均44.13m。矿

8

石品位TFe 11.72~14.63%,平均11.97%,mFe 8.30~8.49%,平均8.42%;深部由ZK2501、ZK2502、ZK2101、ZK2102、ZK1701、ZK1702六个钻孔控制,控制斜深140~165m,矿体真厚度22.43~45.40m,平均35.29m,矿体矿石品位TFe 12.32~14.,平均14.37%,mFe 8.68~9.10%,平均8.80%。

矿体长度394m,最大延深170m,走向53°,倾向143°,倾角74°,矿体真厚度16.48~72.42m,平均39.71m,厚度变化系数40%,矿体矿石品位TFe 11.72~14.%,平均13.39%,mFe 8.30~9.10%,平均8.73%,品位变化系数TFe 9.29%,mFe3.01%。

矿体特征一览表 表1-1

矿 体 编 号 矿 控制矿体规模(m) 石 厚度 类 斜长度 最小~最大 型 深 平均 6.95~13331 30.73 0 需21.98 选6.01~170 41 超24.72 贫6.90~10226 磁38.60 1 铁16.48~矿16394 72.42 石 5 39.71 平均品位(%) 形态 TFe mFe 最小~最大 最小~最平均 大 8.47~透 11.92~14.84 9.25 13.68 8.79 11.41~8.57~ 14.87 9.02 11.86~8.34~镜 14.74 8.98 11.72~8.30~ 14. 9.10 13.39 8.73 状 矿体产状(度) 变化系数(%) 厚度 控制 工程 倾 倾mFTFe 向 角 e 140 158 147 143 1 2 3 2.77 7.37 36 53 12.00 10.471 4 68 7个探槽 6个钻2.3个探46 73 槽 3.3个探 31 槽 4 8个探3.槽 74 9.79 40 01 6个钻孔 ②矿石质量 矿石矿物组合 a.矿物成分

矿石矿物主要为磁铁矿,含少量赤(褐)铁矿及黄铁矿;脉石矿物主要为角闪石、斜长石及黑云母,其次为石英,含少量碳酸盐矿物。

矿石中主要有益组分为 Fe,矿体品位TFe 13.11%~13.68%,平

9

均为13.44%;mFe8.68%~8.83%,平均为8.74%。其它伴生组分Cu、Pb、Zn、Ni、Co等均未达到综合利用指标。矿石中有害组分主要为S 0.12~0.13%,P 0.326~0.361%。组合分析结果见表2-2。

组合分析结果表 表1-2

序号 1 2 室编号 ω(分析项目)/10-2 SiO2 Al2O3 CaO MgO TFe 16.84 16.63 4.50 4.53 4.96 5.60 13.81 13.29 mFe 8.99 8.21 S P SFe FeO ZH1 47.01 ZH2 48.23 0.12 0.361 10.14 5.47 0.13 0.326 10.10 6.11 b.矿石结构构造 矿石结构构造:矿石结构主要为自形—半自形粒状变晶结构,其次为交代格架及溶蚀结构;矿石构造主要为浸染状构造。

③矿石类型

矿石自然类型为磁铁矿石,斜长角闪岩型磁铁矿石,浸染状矿石;矿石工业类型为需选超贫磁铁矿矿石。

④矿体围岩和夹石

矿体顶底板围岩均为晚太古代角闪斜长片麻岩,矿体与围岩界线清晰;围岩中有用组分及含量:顶板岩石TFe 2.56~8.50%,mFe 0.18~4.92%;底板岩石TFe 2.96~6.48%,mFe 0.11~3.66%。1、2及3号矿体未见可剔除厚度夹石层,4号矿体含1层夹石,夹石岩性为角闪斜长片麻岩,厚度4.29~5.37m,长度200m,夹石中有用组分及含量:TFe7.63~8.26%,mFe3.81~3.93%。

⑤资源储量估算结果

截止2010年1月31日,桃儿湾铁矿累计查明超贫磁铁矿资源储量矿石量957.02万吨,平均品位TFe 13.44%、mFe8.74%。其中控制的经济基础储量(122b)711.17万吨,平均品位TFe13.49%、mFe8.75%;推断内蕴经济资源量(333)245.85万吨,平均品位TFe13.28%、mFe8.73%。

10

资源储量估算结果见表1-3。

桃儿湾矿区超贫磁铁矿资源/储量估算结果表 表1-3

矿区 名称 矿石 类型 矿体 编号 1 桃儿湾矿区 需选超贫磁铁矿 2 3 4 赋矿 标高(m) 资源 储量 (万t) 241.29 23.71 265.00 37.37 37.37 109.08 109.08 469.88 75.69 545.57 711.17 245.85 957.02 矿石平均品位% TFe 13.69 13.63 13.68 13.11 13.11 13.18 13.18 13.39 13.40 13.39 13.49 13.28 13.44 mFe 8.80 8.73 8.79 8.83 8.83 8.68 8.68 8.73 8.74 8.73 8.75 8.73 8.74 资源/储量类型(编码) 122b 333 Σ 333 Σ 333 Σ 122b 333 Σ 122b 333 查明矿产资源 标矿量(104t)按mFe20%折算 106.17 10.35 116.52 16.50 16.50 47.34 47.34 205.10 33.08 238.18 311.27 107.27 418.22 1170—1312 1170—1222 1170—1290 1170—1290 1170—1336 全矿区 1170—1336 注:122b控制的经济基础储量,333推断的内蕴经济资源量。 ⑥设计利用储量

根据《矿业权评估指南》[2006]年修订的要求,结合矿体赋存情况,本方案对于控制的经济基础储量(122b)100%采用,推断的内蕴经济资源储量(333)80%采用。据此估算全矿区采用资源储量为907.85万吨,平均品位TFe13.44%,mFe8.75%。详见表2-4。

采用资源量计算表 表1-4

资源储量 资源储量 平均品位 采信系采用源量采用资源品位 TFe(%) 13.49 13.28 13.44 mFe(%) 8.75 8.73 8.75 类型(编码) (万吨) TFe(%) mFe(%) 数(%) (万吨) 122b 333 合计 711.17 245.85 957.02 13.49 13.28 13.44 8.75 8.73 8.74 100 80 711.17 196.68 907.85 矿区范围共圈定4条矿体,依次为1、2、3、4号矿体。以1、4号矿体规模相对较大,控制程度相对较高,故规划首采1、4号矿体。由于1、4号矿体相距约1000m,故根据首采矿体的资源条件和赋存

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状态,方案推荐对1、4号矿体进行露天开采,规划两个露天采场,分别开采1号矿体1220m和4号矿体1200m以上矿段。两采场编号分别为1号和4号露天采场,二个采场同时开采。1号矿体1220m和4号矿体1200m以下矿段作为备采资源,矿山可根据铁精矿市场状况,适时论证开采;2、3号矿体由于控制程度低,暂作为后备资源,待补勘后论证开采。

首期圈定二个露天采场,分别为1号露天采场和4号露天采场。境界内共圈入矿石量572.78万吨(其中:1号采场158.56万吨,4号采场414.22万吨)。首期露天开采服务年限计算为13年。 1.4.2外部建设条件

(1)供水条件

矿区南0.5km的山前洪积扇地段可作为供水源地,经探测井眼涌水量25m3/d,可以满足矿区生产、生活用水需要。

(2)供电条件

距矿区约15km的朝阳变电所可架空线路供电,可为380V用电设备、干选厂破碎机、皮带机及采场照明供电。 (3)外部运输条件

矿区南距G110国道20km,由便道至G110国道在向东至包头市5km。距包头—白云鄂博铁路最近火车站桃儿湾站直距5km,运距6km,交通较为方便。

(4)材料及燃料供应

矿区交通条件好,矿山所需建筑材料、燃料、生产生活物资可由包头市解决。

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1.5建设方案

1.5.1矿山建设规模及产品方案

(1)建设规模

根据地质报告所提供的地质储量、矿体赋存条件,采用露天开采。受业主委托,矿山建设规模按2013年6月3日乌拉特前旗经济和信息化局发《关于乌拉特前旗元大商贸有限责任公司桃儿湾矿区超贫磁铁矿年采45万吨铁矿石项目开展前期工作报告》(乌经信发 [2013]74号),生产规模为年开采铁矿石45万吨,。

(2)产品方案 矿山产品为铁矿石。 (3)服务年限

矿山总服务年限22年,其中首采期服务年限为13年。 1.5.2工作制度

矿山年工作300天,其中采矿每天2班,每班8小时;干选厂每天3班,每班8小时。 1.5.3主要设计方案

(1)采矿 ①设计范围

在采矿证范围内,采矿许可证矿区范围由6个拐点坐标圈定(1980西安坐标系)6个拐点坐标见表1-2:

矿区范围拐点坐标表

表1-5

拐点编号 1 2 3

X坐标 4514968.05 4515134.04 4516684.08 13

Y坐标 37395627.70 37395427.70 37396842.68

4 5 4516194.09 4514960.06 37397345.70 37396217.71 标高1336-1170 ②矿床开采方式 1号矿体长331m,最大延深130m,走向50°,倾向140°,倾角77°,4号矿体长度394m,最大延深170m,走向53°,倾向143°,倾角74°,1号、4号矿体均呈层状在矿区大面积产出,矿体部分出露地表,矿体内部结构相对简单。方案根据矿体赋存条件均适合露天开采,采用自上而下分台阶式开采。

③露天采场境界与设计参数

项 目 名 称 采场 标高 地表 尺寸 露天底部尺寸 最高 最低 采场高度 长 宽 长 宽 单位 m m m m m m m 特征值 1号露天采场 4号露天采场 1300 1220 80 385 126 285 23 1366 1200 166 400 269 212 23 ④开拓方式 根据矿体赋存条件,开采技术条件、矿区地形条件设计采用露天开采、公路开拓、汽车运输方案,采场外运矿岩公路沿山坡迂回布置,采场内公路根据采场外公路折返情况,进入采场及采用临时移动路线,受地形条件制约公路采用直进—折返方式。矿石运输至选矿厂,废石运输至排土场。

⑤基建进度计划

基建期2年,1号矿体基建剥岩量32×104t,获得开拓量16×104t,保有期2.4a,备采矿量9×104t,保有期7.2个月,4号矿体基建剥岩量72×104t,获得开拓量36×104t,保有期2.5a,备采矿量18×104t,保有

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期7.2个月。

(2)总平面布置

矿山总体布局主要包括采矿工业区、排土场、干选站、生活区等。根据地形条件,采矿工业区、生活区均布置在矿区东侧,距露天采场300m,在采矿证矿区范围以外,均已建成使用;排土场分别建在1号和4号采场附近的平缓之地;干选站建在2号和3号采场之中的宽阔地带。

(3)给排水 ①给水

矿区南0.5km的山前洪积扇地段可作为供水源地,地下水较为丰富,经探测井眼涌水量25m3/d,通过管网向矿区供水,现已建成。

②排水

1号矿体为凹陷开采,设计采场通过水泵进行排水。4号矿体1244m以上为山坡露天开采,露天采场可自流排水,采场由内向外保持一定坡度,以确保采场积水顺利排出。1244m以下凹陷露天矿,在采场建水泵站,机械排水。

矿山运输公路靠山的一侧挖排水沟,防止雨季雨水冲坏公路。 (4)供电 ①电源

矿区电源引自距矿区约15km的朝阳变电所,目前已通至矿区。 ②采场供电

1号、4号采场和干选站均采用架空线路供电,分别设10/0.4kV,500kVA、315kVA、800kVA箱式变电站各1台,为380V用电设备、干选站及采场照明供电。

(5)工业与民用建筑

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工业与民用建筑都已在矿区东侧距采场300m处建成使用。 (6)环保节能、安全卫生 ①环保

本工程采用露天开采,生产时会排出一定的固体废物(废石、生活垃圾)、废水(生活污水、工业废水)、废气、粉尘、噪声都会对周围环境产生一定影响。但本设计中对各种可能影响环境的因素均采取了防范措施,对照工程可能造成环境影响的各因素,皆可控制并达到国家规定的标准,项目对本地区生态环境的影响不会超过其环境容量。矿山开采结束后,废石场应覆土垦植,恢复植被,基本上可以恢复原生态。

②安全卫生

对采矿生产中的机械、电气设备事故等危害因素,尤其是采矿生产中采剥爆破、炸药安全等,均按有关安全规定采取防范措施。对采矿、运输生产中产生的粉尘、噪声等,根据有关劳动保护标准结合工艺特点采取劳动保护措施。

1.6企业建设经济效果

1)建设投资概算

基建投资概算3355万元,其中: 建设工程费:1352万元 机械设备费:1505.49万元 电力设备费:已建完 土建工程费:已建完 其他费用: 458.41万元

根据生产需要概算企业生产流动资金已投入不再补充,该项目总投资为3685万元,全部为自筹。

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2)经济效果

年铁矿石: 45×104t 矿石价格: 69.35元/吨 销售收入: 3121万元 成本及税费:1949万元 利润总额: 1136.5万元 所得税: 234万元 税后利润: 852.5万元 内部收益率:27% 投资回收期:2.5年

1.7问题及建议

1)由于该矿位于村庄附近2km,开采结束后,采区终了的状态要伴随村庄存在下去,为了保证不发生地质灾害,避免人员从边坡滑落造成伤害,设计有意降低了最终边坡角度,使采矿剥离量有所增加。从现有开采现状看,南侧开采区从地质岩性看,剥离区很大程度为矿体。对企主不会造成经济损害。

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2技术经济

2.1综合技术经济指标表

综合技术经济指标表 表2-1

序号 一 1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 11 12 二 1 2 3 4 5 指 标 名 称 地质、采矿 矿产资源储量 采用资源储量 采用资源储量品位 矿山生产能力 矿山工作制度 矿山服务年限 开采方式 开拓运输方式 阶段高度 采出矿石品位 矿石回采率 废石混入率 选矿(干选) 单位 万吨 万吨 % 万吨/年 天/年 a m % % % 指 标 957.02 907.85 TFe:13.44 45 300 22 露天开采 公路汽车 12 TFe:12.77 95 5 备 注 mFe:8.75 粗精矿31.21 一期13年 mFe:8.31 mFe:7.75 mFe:97.68 mFe:10.85 原矿入选品位 选矿回收率 粗精矿产率 粗精矿品位 选比 项目投资 % % % % 18

TFe:12.15 TFe:85.51 69.35 TFe:14.90 1.43 四

1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 11 项目总投资 其中:建设投资 流动资金 总成本费用 销售收入 年均销售税金及附加 年均 万元 万元 万元 万元/年 万元/年 万元/年 万元/年 3685 3355 330 1949 3121 236 315 1136.5 1136.5 284 852.5 27 2.5 69.35 年均息税前利润(EBIT) 万元/年 年均利润总额 年均所得税 年均净利润 项目投资税后指标 财务内部收益率 全部投资回收期 销售价格 万元/年 万元/年 万元/年 % 年 % 2.2组织机构及劳动定员

2.2.1组织机构

矿山开采方式为露天开采,生产规模45×104t/a,年工作时间300天,每天3班,每班8小时。服务年限20年。

矿山生产工艺简单,建议矿山采用一级管理,一级核算方式。 管理人员13人(含专职安全员2人),采场生产人员41人,干选站生产人员18人,企业总人数72人。

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矿长 安环科技术科技术负责人综合科调度室矿山设矿长1人,负责矿山全面工作,设技术负责人2人,负责矿山和选矿技术工作。下设安环科、技术科、综合科和车间调度室,各科室分别设负责人1人。安环科负责矿山的生产安全及环境保护工作,技术科负责矿山的技术指导,综合科负责计划、统计等,车间调度室负责生产、车辆的调度、管理及维修。 2.2.2劳动定员

矿山职工定员53人,见表2-2及表2-3,其中: 管理人员12人,占22.6%;生产人员41人,占77.4%。

管理人员明细表 表2-2

名 称 矿长 技术负责人 安环科 技术科 综合科 车间调度室 合 计 管 理 人 员 行政人员 1 2 1 1 1 1 6 技术管理人员 2 2 1 1 6 小 计 1 2 3 3 2 2 13

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采区岗位工人明细表 表2-3

工作地点或工种名称 1、基本生产 班长 潜孔钻司机 挖掘机司机 空压机工 运输汽车司机 液压破碎机工 养路工(司机) 补缺勤人员 小 计 2、辅助生产 洒水车司机 安全检查工 给排水工 配电站值班电工 补缺勤人员 小 计 3、机修 机 工 电 工 小 计 生产工人合计(1-3项) 每 班 人 数 1 1 2 2 1 5 1 1 2 15 1 2 1 1 2 7 1 1 2 24 2 1 2 2 1 5 1 2 14 1 1 2 16 3 1 1 合 计 2 4 4 2 10 2 1 4 29 2 2 1 3 2 10 1 1 2 41 备 注 干选站岗位工人明细表 表2-3 工作地点或工种名称 班长 兼破碎工

每 班 人 数 1 1 2 21

2 1 2 3 1 2 合 计 3 6 备 注

筛分工 皮带工 合计 2 1 6 2 1 6 2 1 6 6 3 18 2.2.3劳动生产率

全员劳动生产率: 35320吨/人·年 生产人员劳动生产率:45658吨/人·年

2.3基础数据

1)生产规模和产品方案

本项目为露天开采,生产规模45×104t/a,其中1号采场15×104t/a,4号采场30×104t/a,产品方案为磁铁矿石。

2)项目总投资3685万元,建设投资为3355万元,建设投资全部企业自筹。

3)销售价格

参照市场同类产品价格预测,磁铁矿矿石产品销售价格按69.35元/t。

4)劳动定员,见劳动定员表2-2、2-3。 5)主要经济参数

(1):按国家财税规定,项目产出矿石产品按13%。 (2)城建税及教育费附加按国家财税规定计算,分别计为的5%,3%。

(3)资源税:项目采场产出原矿部分记取资源税,按3元/吨原矿计。

(4)所得税:按现行所得税法,所得税率取25%。 (5)安全生产费5元/吨。

22

2.4成本及费用

1)各种原材料的消耗根据生产工艺材料消耗定额计算,价格为当地实际价格。

2)工资:平均工资标准50000元/人年。

3)固定资产折旧:建、构筑物,机器设备折旧年限均为10年,净残值率为5%,折旧方法为直线法。

4)修理费概算按折旧费的10%计取。

成本计算明细表 表2-4

序号 1 2 3 4 5 6 项目 采矿费用 剥离费用 制造费用 安全生产费 管理费用 财务费用 合计 单位成本(元/t) 10 6.5 2.7 5 3 1.1 28.3 年成本(万元) 450 292.5 121.5 225 135 49.5 1273.5 2.5经济效果计算 1)逐年产量销售收入计算表2-5。 2)项目损益计算表2-6。 3)资金流量计算表2-7。

逐年产品产量销售收入计算表 表2-5

序号 1 2 3 项 目 磁铁矿产量 磁铁矿价格 销售收入 单位 万吨 元/t 万元 每一年 45 69.35 3121 合计 907.85 69.35 62659

23

项目损益计算表

表2-6

序号 1 2 3 3.1 3.2 3.3 4 5 6 项目 销售收入 采矿成本 销售税金及附加费 资源税 城建税及教育附加 利税总额 所得税 税后利润 单位 万元 万元 万元 万元 万元 万元 万元 万元 万元 基建期 每一年损益 3121 1273.5 236 315 135 25 1136.5 284 852.5 合计 62659 25470 4720 6300 2700 500 22969 5742.25 17226.75

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现金流量计算表

表2-7

年 份 序号 项 目 单位 基 建 1 1 1.1 1.2 1.3 2 2.1 2.2 2.3 2.4 2.5 3 4 5 6 现金流入 销售收入 回收固定资产余值 回收流动资金 现金流出 建设投资 流动资金 成本 销售税金及附加 所得税 净现金流量 累计净现金流量 贴现系数I=10% 财务净现值 万元 万元 万元 万元 万元 万元 万元 万元 万元 万元 万元 万元 万元 3355 -3355 0.9091 -3050 3121 3121 1273.5 236 284 1327.5 -2027.5 0.82 -1675.5 2 3121 3121 1273.5 236 284 1327.5 -700 0.7513 -525.9 3 3121 3121 1273.5 236 284 1327.5 627.5 0.6830 430 4 3121 3121 1273.5 236 284 1327.5 1327.5 0.6209 824.24 5 3121 3121 1273.5 236 284 1327.5 1327.5 0.55 749.37 6 3121 3121 1273.5 236 284 1327.5 1327.5 0.5132 681.27 7 3121 3121 1273.5 236 284 1327.5 1327.5 0.4665 619.28 8 3121 3121 1273.5 236 284 1327.5 1327.5 0.4240 562.86 9 3121 3121 1273.5 236 284 1327.5 1327.5 0.3855 511.75 10 3121 3121 1273.5 236 284 1327.5 1327.5 0.3505 465.29 11 3121 3121 1273.5 236 284 1327.5 1327.5 0.3186 422.94 12 3121 3121 1273.5 236 284 1327.5 1327.5 0.27 384.58

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现金流量计算表

续表2-7 年 份 序号 项 目 单位 基 建 13 1 1.1 1.2 1.3 2 2.1 2.2 2.3 2.4 2.5 3 4 5 6 现金流入 销售收入 回收固定资产余值 回收流动资金 现金流出 建设投资 流动资金 成本 销售税金及附加 所得税 净现金流量 累计净现金流量 贴现系数I=10% 财务净现值 万元 万元 万元 万元 万元 万元 万元 万元 万元 万元 万元 万元 万元 3121 3121 1273.5 236 284 1327.5 1327.5 0.2633 349.53 14 3121 3121 1273.5 236 284 1327.5 1327.5 0.2394 317.8 15 3121 3121 1273.5 236 284 1327.5 1327.5 0.2176 288.86 16 3121 3121 1273.5 236 284 1327.5 1327.5 0.1978 262.58 17 3121 3121 1273.5 236 284 1327.5 1327.5 0.1799 238.82 18 3121 3121 1273.5 236 284 1327.5 1327.5 0.1635 217.05 19 3121 3121 1273.5 236 284 1327.5 1327.5 0.1486 197.27 20 3121 3121 1273.5 236 284 1327.5 1327.5 0.1351 139.35

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现金流量计算表

续表2-7

序号 1 1.1 1.2 1.3 2 2.1 2.2 2.3 2.4 2.5 3 4 5 6 7 8 9 项 目 现金流入 销售收入 回收固定资产余值 回收流动资金 现金流出 建设投资 流动资金 成本 销售税金及附加 所得税 净现金流量 累计净现金流量 贴现系数I=13% 财务净现值 内部收益率 投资返本期 反本期后利润 单位 万元 万元 万元 万元 万元 万元 万元 万元 万元 万元 万元 万元 万元 % 年 万元 基 建 3355 3355 27 2.5 1608 合 计 62659 62659 35932.25 25470 4720 5742.25 17226.75 13871.75 1608 2.6财务分析

2.6.1盈利能力分析

项目利润计算及财务现金流量见附表2-8、2-9。

项目正常年份利润总额25%所得税,年净利润1327.5万元。 从整个运营产期考虑,相关盈利指标如下: 项目投资税后指标:

财务内部收益率 27% 财务净现值(I=13%) 1608万元

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全部投资回收期 2.5年

由以上指标可见,项目各项指标均可达到行业内较好的水平,项目投资税后财务内部收益率大于基准收益率10%,投资回收期2.5年,从盈利角度分析,项目具备良好的盈利能力。 2.6.2财务生存能力分析

财务计划现金流量表详见附表。由表中可见,项目生产期内各年经营活动现金流入均大于现金流出,累积盈余资金均为正值。项目每年均有足够的净现金流量维持项目的正常运营,具备财务生存能力。

2.7项目风险分析

盈亏平衡分析:

利用盈亏平衡分析方法计算企业盈亏平衡点,分析项目风险。 采用盈亏平衡点(BEP)生产能力利用率计算公式

BEP=年固定总成本/(年销售收入—年可变总成本—年销售税金及附加)

年销售收入3121万元,年变动成本1363万元,固定成本587万元,年销售税金及附加530.6万元。

587BEP=31211363530.6=47.8%

正常生产规模45×104t/a,说明项目具有较强的抗风险能力。

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3地质

3.1区域地质特征

矿区大地构造单元位于华北地台内蒙古台内蒙古台隆阴山断隆中西部的乌拉山复背斜中部 3.1.1地层

矿区出露地层为第四系全新统残坡积物(Q4esl)及冲洪积层(Q4al)。 ①冲洪积层(Q4al):分布在矿区内各较大的冲沟之中,由砂砾石混杂堆积,厚约5-10m,砾径5-50mm,成分复杂。

②残坡积岩(Q4esl):分布矿区沟谷两侧及一些低凹地段,主要由各种片麻岩碎块、泥土等组成,厚3-5m。 3.1.2构造

区域大地构造位置属华北地台北缘,内蒙台隆东段。 (1)褶皱构造

区域上褶皱构造不发育,其中中侏罗统土城子组及白至统义县组均为单斜层产出。

(2)断裂构造

区内断裂构造不发育,未见大的断层出现。 3.1.3区域矿产

区域内矿产丰富,矿产地较多,规模较大的矿产有乌兰不浪金矿、哈达门金矿及西沙德盖钼矿。在太古界乌拉山群(Ar2wl)变质岩中分布有陈四窑子、杨树沟及榆树沟等一些小型沉积变质铁矿。

3.2矿床地质特征

桃儿湾铁矿矿床为脉状含磁铁矿斜长角闪岩,赋存于昆都仑变质

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深成岩侵入体(角闪斜长片麻岩)中。 3.2.1矿体特征

桃儿湾铁矿矿区范围内共圈出铁矿体4条,编号为1、2、3、4号矿体。各矿体均赋存于斜长角闪岩中,呈脉状产出,矿体和围岩界线清楚。矿体分布较为分散,1号矿体位于矿区北东部,2号矿体位于矿区中东部,距1号矿体约520m;3号矿体位于矿区中西部,距2号矿体约280m;4号矿体位于矿区西南部,距3号矿体约180m。其中1、4号矿体规模相对较大,为主矿体。

(1)各矿体特征分述如下:

1号矿体:地表由TC6、TC8、TC10、TC12、TC14、TC16、TC18七条探槽控制,矿体厚度为6.95~30.73m,平均20.71m,矿体矿石品位TFe 11.92%~14.84%,平均12.26%,mFe 8.47%~9.25%,平均8.65%;深部由ZK1001、ZK1002、ZK1401、ZK1402、ZK1801、ZK1802六个钻孔控制,矿体真厚度14.03~30.73m,平均23.26m,矿石品位TFe 13.74%~14.49%,平均14.34%;mFe 8.62~8.94%,平均8.70%。

矿体长331m,最大延深130m,走向50°,倾向140°,倾角77°,矿体真厚度6.95~30.73m,平均21.98m,厚度变化系数36%,矿石品位TFe 11.92%~14.84%,平均13.68%,mFe 8.47%~9.25%,平均8.79%。品位变化系数TFe为7.37%,mFe为2.53%,矿石品位变化均匀。

2号矿体:地表由TC0、TC1、TC4三个探槽控制,矿体厚度6.01~24.72m,平均17.08m,矿石品位TFe 11.41~12.73%,平均12.06%,mFe8.57~9.02%,平均8.79%;深部由ZK001控制,控制斜深41m,矿体真厚度22.19m,矿体矿石品位TFe 14.87%,mFe 8.98 %。

矿体长170m,走向68°,倾向158°,倾角68°,矿体真厚度

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6.01~24.72m。平均19.m,厚度变化系数46%,矿体矿石品位TFe 11.41~14.87%,平均13.11%,mFe 8.57~9.02%,平均8.83%,品位变化系数TFe 12.00%,mFe 2.73%。

3号矿体:地表由TC11、TC7、TC3三个探槽控制,矿体厚度为6.90~38.60m,平均20.13m。矿石品位TFe 11.86~12.28%,平均12.10%,mFe 8.34~8.88%,平均8.61%;深部由ZK701钻孔控制,控制斜深101m,矿体真厚度25.75m,矿体矿石品位TFe 14.74%,mFe 8.98 %。

矿体长226m,走向57°,倾向147°,倾角71°。矿体真厚度6.90~38.60m。平均21.16m,厚度变化系数%,矿体矿石品位TFe 11.86~14.74%,平均13.18%,mFe 8.34~8.88%,平均8.68%,品位变化系数TFe 10.44%,mFe 3.31%。

4号矿体:地表由TC13、TC15、TC17、TC19、TC21、TC23、TC25、TC27探槽控制,矿体真厚度16.48~72.42m,平均44.13m。矿石品位TFe 11.72~14.63%,平均11.97%,mFe 8.30~8.49%,平均8.42%;深部由ZK2501、ZK2502、ZK2101、ZK2102、ZK1701、ZK1702六个钻孔控制,控制斜深140~165m,矿体真厚度22.43~45.40m,平均35.29m,矿体矿石品位TFe 12.32~14.,平均14.37%,mFe 8.68~9.10%,平均8.80%。

矿体长度394m,最大延深170m,走向53°,倾向143°,倾角74°,矿体真厚度16.48~72.42m,平均39.71m,厚度变化系数40%,矿体矿石品位TFe 11.72~14.%,平均13.39%,mFe 8.30~9.10%,平均8.73%,品位变化系数TFe 9.29%,mFe3.01%。矿体特征见表3-1

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矿体特征一览表 表

3-1

矿 体 编 号 矿 控制矿体规模(m) 石 厚度 类 斜长度 最小~最大 型 深 平均 6.95~13331 30.73 0 需21.98 选6.01~170 41 超24.72 贫6.90~10226 磁38.60 1 铁16.48~矿16394 72.42 石 5 39.71 平均品位(%) 形态 TFe mFe 最小~最大 最小~最平均 大 8.47~透 11.92~14.84 9.25 13.68 8.79 11.41~8.57~ 14.87 9.02 11.86~8.34~镜 14.74 8.98 11.72~8.30~ 14. 9.10 13.39 8.73 状 矿体产状(度) 变化系数(%) 厚度 控制 工程 倾 倾mFTFe 向 角 e 140 158 147 143 1 2 3 2.77 7.37 36 53 12.00 10.471 4 68 7个探槽 6个钻2.3个探46 73 槽 3.3个探 31 槽 4 8个探3.槽 74 9.79 40 01 6个钻孔 3.2.2矿石质量 矿石结构、构造:矿石具陨铁嵌晶结构,固溶体分解结构,半自形粒状结构或连斑结构;浸染状、条带状、块状构造。

金属矿物:含钛磁铁矿、磁黄铁矿、黄铁矿、黄铜矿、钛铁矿、白钛矿、方铅矿、金红石等。副矿物以磷灰石为主,含少量榍石。脉石矿物:中基性斜长石、角闪石、辉石、黑云母、石榴石、锆石、榍石、绿帘石等。

磁性矿物主要为含钛磁铁矿、磁黄铁矿;电磁性矿物包括钛铁矿、辉石、闪石、榍石、褐铁矿、绿帘石等;重矿物包括磷灰石、锆石、碳矽石、金红石、方铅矿、白钛矿、榍石、黄铁矿。

主要金属矿物特征:

(1)磁黄铁矿:它形粒状结构,以它形不规则粒状集合体稀疏浸染于岩石中,多分布于脉石矿物粒间孔隙处,部分蚀变成或分解成黄铁矿。

(2)含钛磁铁矿:它形不规则粒状分布于岩石中。

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(3)黄铜矿:它形粒状局部见于磁黄铁矿粒间和脉石中。 (4)黄铁矿:它形细粒状,为磁黄铁矿分解或蚀变生成,粒间或边部有磁黄铁矿残留。

矿物生成顺序为:磁黄铁矿—黄铁矿—磁铁矿、黄铜矿。 矿石品位变化特征:TFe品位最低15.11%、mFe6.96%;TFe品位最高17.412%、mFe9.73%;一般TFe品位16%、mFe8%左右;矿床平均品位TFe16.32%、mFe8.66%。

矿石中有益组分:V2O5:0.03-0.06%、TiO2:1.05-2.46%、Co:0.002-0.004%、Cu:0.003-0.010%、Ni:0.001-0.006%、Pb:0.002-0.004%、Zn:0.002-0.041%、Sn:0.002-0.007%、Mo:0.000-0.007%、Au:0.00-0.15×10-6、WO3:0.00%、BaO:0.033-0.184%。大多数项目均低于综合利用品位。仅部分Au达到综合利用指标(0.1-0.15)×10-6。

矿石中有害组分:SiO2:42.88%、S:0.05-0.47%、P2O5:0.31-1.13%。经过选矿后,对矿石质量影响不大。 3.2.3矿石类型

①矿石矿物组合 a.矿物成分

矿石矿物主要为磁铁矿,含少量赤(褐)铁矿及黄铁矿;脉石矿物主要为角闪石、斜长石及黑云母,其次为石英,含少量碳酸盐矿物。

矿石中主要有益组分为 Fe,矿体品位TFe 13.11%~13.68%,平均为13.44%;mFe8.68%~8.83%,平均为8.74%。其它伴生组分Cu、Pb、Zn、Ni、Co等均未达到综合利用指标。矿石中有害组分主要为S 0.12~0.13%,P 0.326~0.361%。组合分析结果见表3-2。

组合分析结果表 表3-2

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序号 1 2 室编号 ω(分析项目)/10-2 SiO2 Al2O3 CaO MgO TFe 16.84 16.63 4.50 4.53 4.96 5.60 13.81 13.29 mFe 8.99 8.21 S P SFe FeO ZH1 47.01 ZH2 48.23 0.12 0.361 10.14 5.47 0.13 0.326 10.10 6.11 b.矿石结构构造 矿石结构构造:矿石结构主要为自形—半自形粒状变晶结构,其次为交代格架及溶蚀结构;矿石构造主要为浸染状构造。 3.2.4矿体围岩和夹石

矿体顶底板围岩均为晚太古代角闪斜长片麻岩,矿体与围岩界线清晰;围岩中有用组分及含量:顶板岩石TFe 2.56~8.50%,mFe 0.18~4.92%;底板岩石TFe 2.96~6.48%,mFe 0.11~3.66%。1、2及3号矿体未见可剔除厚度夹石层,4号矿体含1层夹石,夹石岩性为角闪斜长片麻岩,厚度4.29~5.37m,长度200m,夹石中有用组分及含量:TFe7.63~8.26%,mFe3.81~3.93%。

3.3矿床开采技术条件

3.3.1水文地质概况

(1)区域水文地质

本区大地构造单元属华北地台北缘,处于风化剥蚀阶段,地形起伏不大,属构造剥蚀丘陵区,地势平坦,植物稀少,属性气候,年降水量平均为635.4mm,日最大降水量56.3mm;年蒸发量1768.2mm,蒸发量远大于降雨量区内气候寒冷,最大冻土达3.0m,冰期达9个月,无霜期110天左右。所处水文地质单元为基岩裂隙潜水区及第四系孔隙潜水区,总体地势南高北低,水动力方向由南向北,地下径流路径短,水力坡度大,裂隙潜水深,水露头较少,地表切割中等,水系不发育,主要靠大气降水补给。

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区域水地质单元属内蒙古阴山山地水文地质区,主要分布有太古界、下元古界变质岩、各期花岗岩及中生代火山岩等组成。新生界有不同成因的地质单元。由于铁矿详查仅限于侏罗纪陆源碎屑岩、白垩纪火山熔岩及碎屑岩,华力西期侵入岩和第四系,即分别阐述其各单元的水文地质特征。

①侏罗纪陆源碎屑岩

赋存在构造裂隙及风化裂隙带中,属HCO3-Ca型水,渗透系数为0.006m/d。水量大小与岩层裂隙发育程度及补给能力有关。水动力方向由南向北,靠大气降水和附近基岩裂隙潜水及第四系潜水补给。

②华力西晚期侵入岩裂隙水区

裂隙带发育在侵入岩之顶部,厚度一般5-10m,微含裂隙水,涌水量0.05-0.7L/S,最大涌水量2.1L/S,最小为0.O02L/S,矿化度0.3-0.15g/S,属HCO3-Ca型水,受第四系潜水及大气降水补给,水位动态较稳定,水质较好,可供居民生活用水。

③第四系孔隙潜水区

分布在山间洼地及现代冲沟中,含水层主要由砂砾石组成,埋藏深度2-15m,承压水埋藏在20m以下,单位涌水量0.1-1L/s,局部达3-15L/S,矿化度在0.21-0.479,总硬度4.1-11.9之间,PH值7.3-7.7之间,属重碳酸钙钠型水。水质较好,是当地的主要水源地。

(2)矿区水文地质

矿区位于区域分水岭的北部,矿区内的沟谷较为发育,矿区的最低侵蚀基准面标高为1170m。查明矿体位于侵蚀基准面之上。区内含水层类型为第四系冲洪积潜水含水层与基岩风化裂隙水弱含水层。第四系冲洪积潜水含水层岩性为砂、砂砾石,厚度3.0~12.0m,水位埋深1.2~3.2m,经探测井眼涌水量25m3/d;基岩风化裂隙水弱含水层

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岩性主要为角闪斜长片麻岩,风化带厚度3.0~5.0m。

矿体所处位置较高,地形有利于排水,露采区形成后,大部分降雨随地形自然流失,仅在采坑及以采坑为中心的汇水范围内汇集一定数量的大气降水,对露天采矿场构成一定危胁,风化裂隙含水层水量极为贫乏,对采矿影响极小。矿区水文地质勘探类型为第二类第一型,即为以裂隙水含水层充水为主的水文地质条件简单类型矿床。 3.3.2工程地质

矿区工程地质结构类型为松散岩层与块状结构区。松散岩层主要分布于矿区基岩之上,开采时处于剥离地段,对矿床开采影响较小;块状结构区分布在区内的基岩区,抗压强度:顶底板角闪斜长片麻岩为50.14~65.73MPa,铁矿层为38.83~41.78MPa,岩石力学强度为半坚硬-坚硬岩,矿床工程地质勘探类型为以块状岩类为主的工程地质条件中等坚硬型,即二类二型。 3.3.3环境地质

矿区及附近在自然状态下无污染源,地下水质良好,矿体及围岩开采不易分解有害组分,地质环境现状较好,矿床开采给周围环境造成大的环境地质问题的可能性较小,矿区环境地质为中等坚硬型。

依据《中国地震动参数区划图》(GB-18306-2001),本区地震动峰值加速度(g)为0.15g,对照烈度为7.5度。

综上所述,矿区水文地质条件简单,矿区环境地质为第二类型,地质环境质量中等。矿床开采技术条件属复合问题为主的中等坚硬型,即Ⅱ-4型。

露天开采的主要固体废弃物为采矿过程中产生的大量废石,开采过程中要选择适当场地进行堆放。堆放中既要注意防止水土流失,又要防止大气降水淋滤造成地下水污染;同时还要考虑崩塌、泥石流及

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矿山荒漠化的发生,所以应采取石灰灌浆、黄土覆盖的办法处理,进行种草护坡,作相应的绿化,达到护坡及防止水土流失的目的。

矿山生产建设中噪声源较多,因此矿井生产过程中应尽量选购高效低噪的采矿及相关设备,强噪及强震设备要安装消声器及减震器。

该区降雨量稀少,但当矿山投入生产地下形成大面积采空区时,遇暴雨应防止滑坡等地质灾害的发生。总之,矿区内裂隙不发育,地壳的稳定性较好。初步确定矿区环境地质类型为良好型。

综上所述,开采技术条件为水文地质条件简单、工程地质条件为坚硬型、矿区环境地质为第二类型,地质环境质量中等。

3.4资源储量估算

3.4.1工业指标确定及依据

地质详查在1、2、3及4号矿体探槽及钻孔中采集选矿试验样品1件,样品总重量500kg。由包钢集团矿山研究院(有限责任公司)进行铁矿石选矿实验室流程试验研究。原矿入选品位TFe12.15%,mFe7.75%。在磨矿细度-200目占61.0%、磁场强度120KA/m时,采用单一磁选处理该试样的干选精矿,可获得产率11.48%,品位:TFe65.65%,mFe.45%,回收率:TFe62.04%,mFe95.49%的铁精矿,选矿比为8.7。铁精矿质量符合冶金行业对铁精矿的质量要求。矿石易选。

3.4.2资源储量估算结果

内蒙古自治区第五地质矿产勘查开发院编制的《内蒙古自治区乌拉特前旗桃儿湾矿区超贫磁铁矿详查报告详查报告》,基本查明了矿区内地层、构造以及岩浆岩的分布特征,基本查明了矿区内褶皱、断裂和破碎带的分布、规模、产状以及对铁矿体的影响;基本查明了矿区内铁矿体的分布、数量、厚度、规模以及产出特征,为今后的矿山

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开采提供了可靠的地质依据;基本查明了本区的矿石类型以及矿石中有益、有害组分的含量。

截止2010年1月31日,桃儿湾铁矿累计查明超贫磁铁矿资源储量矿石量957.02万吨,平均品位TFe 13.44%、mFe8.74%。其中控制的经济基础储量(122b)711.17万吨,平均品位TFe13.49%、mFe8.75%;推断内蕴经济资源量(333)245.85万吨,平均品位TFe13.28%、mFe8.73%。

资源储量估算结果见表3-3。

桃儿湾矿区超贫磁铁矿资源/储量估算结果表 表3-3

矿区 名称 矿石 类型 矿体 编号 1 桃儿湾矿区 需选超贫磁铁矿 2 3 4 赋矿 标高(m) 资源 储量 (万t) 241.29 23.71 265.00 37.37 37.37 109.08 109.08 469.88 75.69 545.57 711.17 245.85 957.02 矿石平均品位% TFe 13.69 13.63 13.68 13.11 13.11 13.18 13.18 13.39 13.40 13.39 13.49 13.28 13.44 mFe 8.80 8.73 8.79 8.83 8.83 8.68 8.68 8.73 8.74 8.73 8.75 8.73 8.74 资源/储量类型(编码) 122b 333 Σ 333 Σ 333 Σ 122b 333 Σ 122b 333 查明矿产资源 标矿量(104t)按mFe20%折算 106.17 10.35 116.52 16.50 16.50 47.34 47.34 205.10 33.08 238.18 311.27 107.27 418.54 1170—1312 1170—1222 1170—1290 1170—1290 1170—1336 全矿区 1170—1336 注:122b控制的经济基础储量,333推断的内蕴经济资源量。 3.4.3设计利用资源储量

根据《矿业权评估指南》[2006]年修订的要求,结合矿体赋存情况,本方案对于控制的经济基础储量(122b)100%采用,推断的内蕴经济资源储量(333)80%采用。据此估算全矿区采用资源储量为907.85万吨,平均品位TFe13.44%,mFe8.75%。详见表3-4。

资源储量 资源储量 平均品位 采信系采用源量 (万吨) 711.17 196.68 907.85 采用资源品位 TFe(%) 13.49 13.28 13.44 mFe(%) 8.75 8.73 8.75 类型(编码) (万吨) TFe(%) mFe(%) 数(%) 122b 333 711.17 245.85 957.02 13.49 13.28 13.44 8.75 8.73 8.74 100 80 38 合计

矿区范围共圈定4条矿体,依次为1、2、3、4号矿体。以1、4号矿体规模相对较大,控制程度相对较高,故规划首采1、4号矿体。由于1、4号矿体相距约1000m,故根据首采矿体的资源条件和赋存状态,方案推荐对1、4号矿体进行露天开采,规划两个露天采场,分别开采1号矿体1220m和4号矿体1200m以上矿段。两采场编号分别为1号和4号露天采场,二个采场同时开采。1号矿体1220m和4号矿体1200m以下矿段作为备采资源,矿山可根据铁精矿市场状况,适时论证开采;2、3号矿体由于控制程度低,暂作为后备资源,待补勘后论证开采。

首期圈定两个露天采场,分别为1号露天采场和4号露天采场。境界内共圈入矿石量572.78万吨。其中:1号采场158.56万吨,4号采场414.22万吨。首期露天开采服务年限计算为13年。

3.4.4存在问题

(1)矿床总体地勘控制和研究程度较低。地质勘查在矿区范围内圈定具工业开采价值的铁矿体4条,虽对1、2、3、4号矿体均进行了地表和深部工程揭露与相应的控制,但控制程度不足,特别是2、3号矿体深部仅有单钻孔控制,建议矿山适时进行补充勘查,以查明矿床远景,增加资源储量;

(2)1、4号矿体延深方向(1170m以下)矿体仍有延深,且有变厚趋势,品位较稳定,仍有一定资源潜力。建议矿山办理相关手续,进行深部探矿和生产探矿,视产品市场状况,经论证开发利用深部资源。

(3)由于本矿区矿石品位低,属超贫磁铁矿石,远低于一般工业指

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标要求。矿石可选,经济意义在目前是经济的,建议随着市场需求变化继续进行可行性研究,对其经济意义进行动态监控,降低投资风险。

(4)矿山在开采过程中,应根据矿体的具体赋存状态调整采场结构参数,并加强对围岩稳定性及构造带的监测和研究,适时采取有效技术措施,防止边坡垮塌。生产中要严格贯彻“采剥并举、剥离先行”原则,保障二级矿量平衡,确保矿山投产后持续稳定生产。

(5)矿山要加强排土场的管理与维护,防止泥石流等地质灾害的发生;要达标排放污、废水,尽量减少开采地下水;适时进行植被恢复,防止水土流失,尽最大努力恢复和改善生态环境。

(6)矿山要切实落实雨季防洪措施,防止地表水涌入露天采场,酿成事故。

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4露天开采

4.1开采范围及开采方式

4.1.1开采范围

乌拉特前旗元大商贸有限责任公司桃儿湾矿区超贫磁铁矿采矿许可证矿区范围内5个拐点圈定(1980西安坐标系)。

矿区范围拐点坐标表

表4-1

拐点编号 1 2 3 4 5 X坐标 4514968.05 4515134.04 4516684.08 4516194.09 4514960.06 Y坐标 37395627.70 37395427.70 37396842.68 37397345.70 37396217.71 开采标高1336m-1170m、矿区面积约1.381平方公里。 截止2010年1月31日,桃儿湾铁矿累计查明超贫磁铁矿资源储量矿石量957.02万吨,平均品位TFe 13.44%、mFe8.74%。其中控制的经济基础储量(122b)711.17万吨,平均品位TFe13.49%、mFe8.75%;推断内蕴经济资源量(333)245.85万吨,平均品位TFe13.28%、mFe8.73%。

矿区范围共圈定4条矿体,依次为1、2、3、4号矿体。以1、4号矿体规模相对较大,控制程度相对较高,故规划首采1、4号矿体。由于1、4号矿体相距约1000m,故根据首采矿体的资源条件和赋存状态,方案推荐对1、4号矿体进行露天开采,规划两个露天采场,分别开采1号矿体1220m和4号矿体1200m以上矿段。两采场编号分别为1号和4号露天采场,两个采场同时开采。1号矿体1220m和4号矿体1200m以下矿段作为备采资源,矿山可根据铁精矿市场状况,适时论证开采;2、3号矿体由于控制程度低,暂作为后备资源,待

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补勘后论证开采。

首期圈定两个露天采场,分别为1号露天采场和4号露天采场。境界内共圈入矿石量572.78万吨,其中:1号采场158.56万吨,4号采场414.22万吨。首期露天开采服务年限计算为13年。 4.1.2开采境界圈定 4.1.2.1开采境界圈定原则

(1)保证矿区范围内探明的资源储量得到充分利用; (2)确定合理的剥采比,保证矿山开采的经济合理性;

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)依据地质资料,分析围岩的稳定性,确定合理的最终边坡角; 按照以上原则并结合矿床赋存条件,确定露天采场的最终边坡角不大于55°,采场最低开采标高为1220m及1200m。

(4)有利于布置开拓运输系统,方便矿岩运输。 4.2.2经济合理剥采比的确定 (1)计算参数选取

经济合理剥采比计算参数详见表4-2。

经济合理剥采比参数表 表4-2

序号 1 2 3 4 5 6 7 8

指标名称 矿石的平均工业品位(ao) 矿石体重() 岩石体重(′) 采矿实际回收率() 采矿实际贫化率() 采矿视在回收率[′=/(1-)] 原矿品位(a′=a(1-)) 磁铁矿的价格 42

单位 % t/m3 t/m3 % % % % 元/吨 露天 13.44 2.75 2.65 95 5 1 12.15 69.35 地下 13.44 2.75 2.5 80 5 0.94 12.15 69.35

序号 9 10 11 12 指标名称 露天开采剥离成本(b) 露天开采原矿成本(不含剥离)(a) 地下开采成本(CD) 每吨矿石分摊的采矿成本(D) 单位 元/吨 元/吨 元/吨 元/吨 露天 6.5 10 16.5 地下 40 (2)计算公式及计算结果 按原矿成本比较法 njh=[ CD-D]/b =(40-16.5)/6.5 =3.62

经济合理采剥比为3.62:1 按矿、岩量计算法

剥采比=(岩石量+矿石量)/岩石量

={(78.03+201.2)+(158.56+414.22)}/(78.03+201.2) =3.05:1

桃儿湾铁矿开采两种计算采剥比结果显示,露天开采成本小,效益好,故本次设计采用露天开采,平均采剥比为3.05:1。

4.2开采方式

4.2.1开采方式确定

1号矿体长331m,最大延深130m,走向50°,倾向140°,倾角77°,4号矿体长度394m,最大延深170m,走向53°,倾向143°,倾角74°,1号、4号矿体均呈层状在矿区大面积产出,矿体均出露地表,矿体内部结构相对简单,矿体厚度较大,若采用露天开采,剥离量较小,采矿成本更抵。故此,方案根据矿体赋存条件均确定适合露天开采,采用自上而下分台阶式开采。

1号矿体开采深度从1300m至1220m,设计台阶高度12m,每两个台阶并段后台阶高度24m。露天采场边坡角根据现有地质资料类

43

比其它类似矿山确定,根据开采技术条件确定露天采场边坡参数为:

开采阶段高度 12m(首个台阶高度、即剥离层8m) 开采台阶数 7个

露天矿全深 80(其中采矿深度72m) 开采阶台阶段坡面角 65° 最终边坡角 52° 露天底最小宽度 40m 安全平台宽度 6m 运输平台宽度 8m 最小工作平台 35m 安全平台和清扫平台间隔布置。

4号矿体开采深度从1366至1200m,设计台阶高度12m,每两个台阶并段后台阶高度24m。根据开采技术条件确定露天采场边坡参数为:

开采阶段高度 12m(首个台阶高度、即剥离层10m) 开采台阶数 14个

露天矿全深 166(其中采矿深度156m) 开采阶台阶段坡面角 65° 最终边坡角 52° 露天底最小宽度 40m 安全平台宽度 6m 运输平台宽度 8m 最小工作平台 35m 安全平台和清扫平台间隔布置。

44

4.2.2边坡参数的选取

(1)矿床开采技术条件 ①水文地质条件

矿区位于区域分水岭的北部,矿区内的沟谷较为发育,矿区的最低侵蚀基准面标高为1170m。查明矿体位于侵蚀基准面之上。区内含水层类型为第四系冲洪积潜水含水层与基岩风化裂隙水弱含水层。第四系冲洪积潜水含水层岩性为砂、砂砾石,厚度3.0~12.0m,水位埋深1.2~3.2m,测试井眼涌水量25m3/d;基岩风化裂隙水弱含水层岩性主要为角闪斜长片麻岩,风化带厚度3.0~5.0m。

矿体所处位置较高,地形有利于排水,露采区形成后,大部分降雨随地形自然流失,仅在采坑及以采坑为中心的汇水范围内汇集一定数量的大气降水,对露天采矿场构成一定危胁,风化裂隙含水层水量极为贫乏,对采矿影响极小。矿区水文地质勘探类型为第二类第一型,即为以裂隙水含水层充水为主的水文地质条件简单类型矿床。

②工程地质条件

矿区工程地质结构类型为松散岩层与块状结构区。松散岩层主要分布于矿区基岩之上,开采时处于剥离地段,对矿床开采影响较小;块状结构区分布在区内的基岩区,抗压强度:顶底板角闪斜长片麻岩为50.14~65.73MPa,铁矿层为38.83~41.78MPa,岩石力学强度为半坚硬-坚硬岩,矿床工程地质勘探类型为以块状岩类为主的工程地质条件中等类型,即二类二型。

③环境地质

矿区及附近在自然状态下无污染源,地下水质良好,矿体及围岩开采不易分解有害组分,地质环境现状较好,矿床开采给周围环境造成大的环境地质问题的可能性较小,矿区环境地质类型为中等类型。

45

依据《中国地震动参数区划图》(GB-18306-2001),本区地震动峰值加速度(g)为0.15g,对照烈度为7.5度。

综上所述,矿区水文地质条件简单,工程及环境地质条件中等,矿床开采技术条件属复合问题为主的中等坚硬型,即Ⅱ-4型。

④边坡参数选取

依据矿床工程地质,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: 露天矿境界参数

表4-3

项 目 名 称 采场 标高 地表 尺寸 封闭圈 露天底部尺寸 最高 露天底 采场高度 长 宽 标高 深度 长 宽 上 盘 开采坡面角 下 盘 端 帮 宽 度 运输道路 最小转弯半径 运输平台宽度 开采台阶高度 最终台阶高度 安全平台宽度 最终阶段坡面角 最终边坡角 最小工作平台

单位 m m m m m m m m m 度 度 度 m m m m m m 度 度 m 46

特征值 1号露天采场 4号露天采场 1300 1220 80 385 126 1300 80 285 40 65 65 52 12 15 15 12 24 6 52 52 35 1366 1200 166 400 269 1244 44 212 40 65 65 52 12 15 15 12 24 6 52 52 35

总出入沟口标高 境界内矿石量 境界内岩石量 境界内矿岩总量 平均采剥比 m 万吨 万m3 万m3 m3/ m3 1300 78.03 236.59 3.03 1244 201.20 615.42 3.06 158.56(合50.34万m3) 414.22(合131.50万m3) ⑤境界圈定 依据上述原则及参数,圈定露天开采境界,1号露天采场境界最高标高1300m,最低标高1220m,开采最大高度80m,封闭圈标高1300m,4号露天采场境界最高标高1366m,最低标高1200m,开采最大高度166m,封闭圈标高1244m,该矿1号矿体为深凹露天开采,4号矿体1366m至1244m标高为山坡露天矿,1244m至1200m标高较为凹陷露天矿。

露天境界内矿岩量表

表4-4

项 目 1号矿体矿岩总量 1号矿体矿石量 1号矿体岩石量 1号矿体平均采剥比 4号矿体矿岩总量 4号矿体矿石量 4号矿体岩石量 4号矿体平均采剥比 单 位 104m3 104m3 104m3 m3/m3 104m3 104m3 104m3 m3/m3 数 量 128.37 50.34 78.03 3.05 332.70 131.50 201.20 3.06

47

首期采用资源储量估算表

表4-5

资源储量 矿体类型 编号 (编码) 122b 1 333 小计 122b 4 合计 333 小计 资源储量 (万吨) 152.74 7.28 160.02 390.00 30.28 420.28 580.30 平均 品位 TFe (%) 13.69 13.63 13.39 13.40 13.44 平均 品位 mFe (%) 8.80 8.73 8.73 8.74 8.74 采信系数 (%) 100 80 100 80 采用资源量 (万吨) 152.74 5.82 158.56 390.00 24.22 414.22 572.78 采用资源品位 TFe (%) 13.69 13.63 13.69 13.39 13.40 13.39 13.47 采用资源品位 mFe %(%) 8.80 8.73 8.80 8.73 8.74 8.73 8.75 露天境界内阶段采矿量表(1号矿体)

表4-6

台阶 标高 (m) 1292 1280 1268 1256 1244 1232 1220 合计 矿岩总量 104m3 35.42 38. 10.96 10.96 10.96 10.96 10.96 128.37 104t 96.094 104.48 32.47 32.47 32.47 32.47 32.47 361.44 采矿量 104m3 7.28 7.39 7.23 7.23 7.23 7.23 7.23 50.8 104t 22.93 23.28 22.76 22.76 22.76 22.76 22.76 160.02 岩石量 104m3 28.14 31.23 3.732 3.732 3.732 3.732 3.732 78.03 104t 73.1 81.20 9.704 9.704 9.704 9.704 9.704 202.88 剥采比 m3/m3 1:3.87 1:4.23 1:0.52 1:0.52 1:0.52 1:0.52 1:0.52 1:1.55 t/t 1:3.19 1:3.49 1:0.43 1:0.43 1:0.43 1:0.43 1:0.43 1:1.27

48

露天境界内阶段采矿量表(4号矿体)

表续4-7

台阶 标高 (m) 1368 1356 1344 1332 1320 1308 1296 1284 1272 1260 1248 1236 1224 1212 1200 合计 矿岩总量 104m3 8.16 20.5 28.6 30.51 39.19 49.18 19.58 19.58 19.58 19.58 19.58 19.58 19.58 19.58 332.70 104t 21.22 53.3 74.36 79.33 106.46 134.33 58.55 58.55 58.55 58.55 58.55 58.55 58.55 58.55 937.34 采矿量 104m3 8.51 11.71 13.91 13.91 13.91 13.91 13.91 13.91 13.91 13.91 131.50 104t 26.8 36.9 43.82 43.82 43.82 43.82 43.82 43.82 43.82 43.82 414.22 104m3 8.16 20.5 28.6 30.51 30. 37.47 5.67 5.67 5.67 5.67 5.67 5.67 5.67 5.67 201.20 岩石量 104t 21.22 53.3 74.36 79.33 79.06 97.43 14.73 14.73 14.73 14.73 14.73 14.73 14.71 14.71 523.12 4.3矿山工作制度,生产能力及服务年限

4.3.1矿山工作制度

设计矿山采用不间断工作制。

矿山年工作300天,其中采矿每天2班,每班8小时;干选厂每天3班,每班8小时。 4.3.2矿山生产能力

根据服务年限,确定矿山生产规模为45×104t/a。其中1号采场

49

15万吨,4号采场30万吨。 4.3.3矿山生产能力验证

设计推荐矿山年生产能力为45万吨,其中1号采场15万吨,4号采场30万吨。

4.3.3.1按可布置装载机台数验证生产能力

根据采场境界圈定结果,1号采场地表尺寸境界为385×126。装载机工作线长度按380m计算,工作平台宽度按30m考虑,露天采场1个台阶生产,布置1台装载机。装载机的效率按15万t/(台.a)计算,完成的采剥总量15万t/a,1号采场布置1台装载机就可完成。

4号采场地表尺寸境界为400×269。装载机工作线长度按390m计算,工作平台宽度按30m考虑,露天采场1个台阶生产,布置2台装载机。装载机的效率按15万t/(台.a)计算,完成的采剥总量30万t/a,4号采场布置2台装载机就可完成。

按采场可布置装载机数计算,露天采场1号、4号两个采场完成45万t/a的矿石产量是有保证的。

4.3.3.2按矿山开采年下降速度验证生产能力

1号采场:露天采矿深度为80m,平均每米矿量2万t/m。完成15万t/a矿石产量要求的年下降速度为7.5m。

A=PVη/h(1-e) A=15万吨

式中:A—露天矿可能达到的年生产能力(万吨/年);

P— 所选用的有代表性的水平分层矿量(1号矿体15万

吨);

V—采矿工程延深速度(12m/a); η—矿石回采率(95%);

50

h—阶段高度(12m); e—废石混入率(5%)。

4号采场:露天采矿深度为166m,平均每米矿量2.5万t/m。完成30万t/a矿石产量要求的年下降速度为12m。

A=PVη/h(1-e)(4号矿体30万吨) A=30万吨

根据矿体赋存条件和规模,同国内同类矿山类比,1号矿体年下降速度取7.5m,年生产能力可达到15万吨,4号矿体年下降速度取12m(即一个台阶),年生产能力可达45万吨。 4.3.4矿山服务年限

首采矿段服务年限: T=Q(1-ρ)/〔A(1-γ)〕

=572.78×(1-0.05)/〔45(1-0.05)〕 ≈13年

式中:A—年生产能力(45万吨/年,其中1号矿体15万吨,4号矿体30万吨);

Q—采用资源量(572.78万吨,其中1号矿体158.56万吨,

4号矿体414.22万吨);

ρ—采矿损失率(5%); γ—废石混入率(5%); T—服务年限(年)。

矿山总服务年限计算为20年,其中首期1、4号矿体服务年限计算为13年(1号采场服务年限为11年,4号采场服务年限为14年),满足小型矿山经济合理服务年限的要求。

综上所述,矿山开采规模45万吨/年,技术上可行。

51

4.4矿床开拓与运输

4.4.1开拓方式的选择

露天开采采深在200m以内,运输距离在2km之内,采场较小。鉴于以上条件,设计露天矿开拓方案为公路运输开拓,根据干选站和排土场的位置,确定总出入沟位置,使整个系统运输功最小。

1号采场总出入沟口布置在采场西南侧1300m水平(X4516320;Y96730)。公路运输系统由总出入口沿采场下盘向下延伸,当延伸到采场东北侧1280m水平时,在采场内回返,继续向下延伸。当延伸到1268m水平时,公路系统向西回返,沿采场边缘螺旋向下延伸,直到露天底标高1220m水平。采用公路运输开拓,道路宽度为12m,坡度为8~10%。开拓坑线采用螺旋坑线布置形式。

4号采场1244m标高以上为山坡露天开采,采用运输道路直进式开拓,总出入沟口布置在采场东侧1244m水平(X4515080;Y96110)。深凹露天开采运输道路从总出入沟口1244m水平沿采场矿体下盘进入采场,采用螺旋坑线至采场底1200m水平。运输道路宽度12m,坡度8~10%。

爆破后的矿岩由挖掘机装入自卸汽车,分别运往干选厂和排土场。装载机平场和倒装。 4.4.2运输设备选择与数量

根据矿山开采规模和同类矿山生产实践,矿山选用108m3挖掘机装载,参考其他矿山的生产实践,设计确定每台每年综合效率为20-30万吨。矿山年采剥总量45万吨,共需1.8m3挖掘机2台。

为方便生产配矿和进行场地平整等辅助工作,采场配ZL-50E装机3台,1号采场1台,2号采场2台。

依据矿山年运输量和装载设备斗容,设计选用20t的矿用自卸汽

52

车12台,其中工作汽车台数8台,出车率67%。

自卸汽车数量计算表

表4-8

序 号 1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 11 12 13 14 15 16 17 18 19 20 21 22 23 24 项 目 矿山年运量 矿山年工作天数 矿山日工作班数 汽车额定载重量 汽车载重利用系数 运输不均衡系数 单程运输距离 平均运行速度 汽车装载时间 汽车运行时间 卸载时间 等车及调车时间 汽车周转一次时间 汽车实际载重 每班工作时间 班工作时间利用系数 台班运输次数 单车台班能力 矿山班产量 汽车出车率 单车台年运输能力 实际作业台数 在册台数 合计在册台数 单 位 ×104t d 班/天 t km Km/h min min min min min t h 次 t/台班 T % ×104t/台车 台 台 台 采 矿 45 300 3 20 0.9 1.1 0.8 21 4 10 2 4 20 30 8 0.75 18 540 1212 55 29.4 4 4 10 剥 岩 70 300 3 30 0.9 1.1 0.8 21 4 10 2 4 20 30 8 0.75 18 540 1745 55 29.4 5.9 6

53

汽车材料消耗表

表4-9 种 类 柴 油 汽 油 机 油 轮胎(生产车) 轮胎(辅助车) 单 位 t t t 条 条 数 量 280 0.35 18.5 60 6 4.5露天采剥工艺

4.5.1采剥工艺选择

露天采场采用自上而下台阶式开采。根据矿区地形条件,矿体赋存特征和确定的生产规模及开拓运输系统。为了减少基建工程量和采场内部运输距离,采用纵向采剥方法。

1号采场在矿体上盘矿岩接触带的岩石中开沟,向下盘工作帮推进,一个水平工作,生产台阶第一个高度8m,之后每个台阶12m,工作平台宽度40m,采区长度385m。

4号采场露天部分自上而下逐层开采,两台挖机同时在一个水平作业,生产台阶第一个高度10m,之后每个台阶12m,工作平台宽度40m,采区长度400m。

1号和4号两个采场同时生产。 4.5.2穿孔爆破工作

穿孔采用KQG-150型潜孔钻机。干孔采用多孔粒状铵油炸药爆破;水孔采用乳化炸药爆破。采用微差爆破,非电导爆系统起爆。

为减少损失贫化,在矿岩接触处应加强分穿分爆。

根据经验公式计算和同类矿山生产实践,设计确定中深孔的孔网参数为5m×4.5m,延米爆破量矿石为48.32t/m,岩石为46.28t/m,孔深14m(其中炮孔超深2m)。经计算矿山共需KQG-150中风压潜孔

54

钻2台。

采场临近最终边坡时采用KQG-80潜孔钻机一台打预裂孔,以防爆破破坏边坡的稳定性。大块采用液压碎石机破碎。

KQG-150潜孔钻机数量计算

表4-10

序 号 1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 11 12 13 14 15 16 17 18 项 目 钻孔直径 年工作天数 日工作天数 台班效率 台日效率 台年效率 台阶高度 底盘抵抗线 孔间距 排间距 超深 单孔长度 延米爆破量 废孔率 台年穿孔效率 最大年担负量 计算台数 合计 单 位 mm d/a 班/d m/台班 m/台日 m/台年 m m m m m m m3/m % m3/台年 104m3 台 台 采 矿 150 300 3 50 150 45000 12 5 4.5 5 2 14 16.11 8 794.81 72.48 0.7 1.6 剥 岩 150 300 3 50 150 45000 12 5 4.5 5 2 14 17.14 8 794.81 77.13 0.9 穿孔设备主要材料消耗表 表4-11 序 号 一 1 2

项 目 KQD-150潜孔钻 钻头 钻杆 单 位 个 根 55

台 班 0.038 0.0027 台 年 34.2 2.5 年 耗 68 5

序 号 3 4 5 6 7 8 9 10 11 12 13 项 目 冲击器外套 钢丝绳 除尘罩 供风管(2寸) 灯炮(60瓦) 擦试材料 机油 黄干油 空压机油 透平油 履带 单 位 个 kg 个 m 个 kg kg kg kg kg 套 台 班 0.01 0.08 0.007 0.41 0.09 0.03 0.34 0.09 0.59 0.1 台 年 9.3 68 6.2 37 81 25 310 81 527 87 0.5 年 耗 18.6 136 12 74 162 50 620 162 1054 174 1.0 采用多排孔微差挤压爆破方法进行中深孔爆破,炮孔呈三角型布置。靠近采场最终境界线时,采用预裂爆破,以减少爆破对最终边坡的破坏和边坡清理工作。中深孔爆破采用非电导爆管系统起爆,采用乳化油炸药。爆破工作均在白班进行。爆破周期2~3天,炸药年消耗量约263.5t。

爆破后的大块要求控制在450mm以下,大块率应控制在5%以内。为杜绝二次爆破产生飞石对周围的安全影响,工作面上大块岩石的破碎由一台PC360型液压挖掘机配KCB350型液压锤来完成。

中深孔爆破安全警戒范围为露采境界线外200m,下坡方向增加50%,即300m。参加爆破作业全体人员撤至安全警戒线外,爆破现场应设置竖固的人员避炮设施,其设置地点,结构及拆移时间应在采掘计划中规定,并经主管矿长批准。

矿山爆破工作委托有资质的爆破公司承担。爆破所需的火工材料均由爆破公司提供。

56

爆破材料消耗表

表4-12

序号 1 2 3 材料名称 乳化炸药 电雷管 导爆管 单位 t 发 m 万t消耗 2.0 27.31 292.5 年 耗 263.50 3277 35100 备注 4.5.3铲装作业

根据矿山开采规模和同类矿山生产实践,矿山选用PC360型挖掘机装载,参考其他矿山的生产实践,设计确定每台每年综合效率为15-20万吨。矿山年采剥总量45万吨,共需PC360型挖掘机3台。

为方便生产配矿和进行场地平整等辅助工作,采场、排土场各配ZL-50E装机2台,TY180型推土机1台。 4.5.4采场其它辅助设备

矿山及采场内场地平整,爆堆规整,道路修筑,干选给料,配合挖掘机作业等,另选用一台ZL-50E型装载机,5t洒水车一台。钢制避炮棚2座(钢板厚度不小于10mm,规格尺寸1.5m×1.5m×1.8m)。 4.5.5存在问题及建议

由于缺乏针对边坡稳定方面的岩石力学试验研究,本次设计最终边坡角采用类比方法选取,建议将边坡的岩石力学试验研究纳入矿山生产日程,为将来露天矿确定一个安全经济的边坡角提供依据。

4.6排土场

4.6.1排土场的选择原则

①排土场应靠近采场,尽可能利用荒山、沟谷及贫脊荒地,不占或少占农田;

57

②就近排弃,减少运输距离,又要避免将来进行二次倒运废石。 4.6.2排土场的布置

1号采场排土场布置在1采场总出入沟口东部300m处的平缓之地,底部南北长400m,东西宽150m,高20m,顶X宽为360X120m,采出的废石运往排土场堆存。为增加排土场的稳定性,每隔5m高设一马道,道宽5m。废石场容积为80万m3。

4号采场排土场布置在4采场总出入沟口南侧100m处的平缓之地,底部南北宽500m,东西长250m,高30m,顶长X宽为340X200m,采出的废石运往排土场堆存。为增加排土场的稳定性,每隔5m高设一马道,道宽5m。废石场容积为220万m3。

矿石干选后产生的废石在干选站西部50m处的废石场堆存,底部南北长300m,东西宽150m,高20m,顶X宽为260X120m。每隔5m高设一马道,道宽5m。干选废石场容积为70万m3。

各废石场容积富余系数1.05。

排土场中间均匀排列三条水泥排水管,底部超平,铺碎石垫层,安装直径0.8m,壁带小孔的水泥管,使排土场内渗水从水泥管内排出。 4.6.3废石排弃作业应注意的问题

①废石场基底地面的植被应全部清除,并将地基削成阶梯状,以提高废石场的稳定性;

②汽车排弃作业时,应有专人指挥,非作业人员一律不得进入排弃作业区,凡进入作业区内工作人员、车辆、工程机械必须服从指挥人员的指挥;

③废石场平台必须平整,排土线应整体均衡推进,坡顶线应呈直线形或弧形,排土工作面向坡顶线方向应有2%~5%的反坡;

④废石场卸载平台边缘要设置安全车挡,其高度不小于轮胎直径

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的1/2,车挡顶宽和底宽应分别不小于轮胎直径的1/4和3/4倍;

⑤在同一地段进行卸车和装载机作业时,设备之间必须保持足够的安全距离;

⑥卸载时,汽车应垂直于排土工作线;严禁高速倒车、冲撞安全车档;

⑦推排时,在废石场边缘严禁装载机沿平行坡顶线方向推土; ⑧废石场作业区内因雾、粉尘、照明等因素使驾驶员视距小于30m或遇暴雨、大雪、大风等恶劣天气时,应停止排弃作业;

⑨汽车进入废石场内应限速行驶,距排弃工作面50~200m限速16km/h,小于50m限速8km/h;排弃作业区内应设置限速牌等安全标志牌;

⑩废石场下部应设警戒牌,严禁人员行走或停留。废石滚落范围内不得修建道路和建筑物。 4.6.4排土场排土规则与要点

结合本工程特点,为提高排土场台阶的稳定性,采取以下措施: 除要求排土时尽可能做到排土场下部堆存大块废石作为排土场表面及其上游部分区域的地表水外排通道。

设计利用排土场岩石东北侧的区域排土作为复垦用土的存放区。将采场和工业场地、道路在基建初期挖出的表土就近相对集中堆存,供基建终了时所有非原状地表,且未采用人工护砌的坡面和排土场达到设计堆置高度后表面覆土绿化使用。 4.6.5排土场防水设施

根据各排土场地形条件分析,为防止排土场境界外汇水进入采场,设计在三个排土场上游各设置一条截水沟,将汇水引到两侧排放。截水沟断面形状及尺寸:梯形断面;上口宽0.4m;下底宽0.2m;深

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度0.2m。

4.7干选站

干选站设在2号和3号采场中间的宽阔地带,采场采出的矿石首先送入干选站进行选别,提高矿石品味后再送入选矿厂生产。选出的废石送入干选站西部50m处的废石场堆存。

干选站设计生产规模为45万吨,现已建成。干选站设备设施详见下表4-13.

干选站设备设施一览表

表4-13

序号 1 2 3 4 5 6 7 8 9 设备名称 变压器 鄂式破碎机 圆锥破碎机 筛分机 筛分机 皮带输送机 装载机 推土机 洒水车 型号 800KVA 750X1060 1750 2.4X6.2 2.0X6.0 ZL-50E YT-180 5t 单位 台 台 台 台 台 条 台 台 台 数量 1 1 3 2 4 12 1 1 1 备注 4.8基建、生产计划

4.8.1计划编制的主要依据和原则

(1)年采矿石量45×104t; (2)分层矿岩量表和分层平面图; (3)采矿损失率5%、矿石贫化率5%; (4)采矿设备生产效率;

(5)二级矿量保有期:开拓矿量2a,备采矿量6个月。

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4.8.2基建进度计划

矿山基建期2.5年。

1号矿体基建剥岩量32×104t,获得开拓量16×104t,保有期2.4a,备采矿量9×104t,保有期7.2个月。1号矿体基建期到1280m水平,形成两个台阶,第一个台阶8m,第二个台阶12m,基建期结束。

4号矿体基建剥岩量72×104t,获得开拓量36×104t,保有期2.5a,备采矿量18×104t,保有期7.2个月。4号矿体基建期到1344m水平,形成两个台阶,第一个台阶10m,第二个台阶12m,基建期结束。

基建工程量表(1号采场)

表4-14

台阶标高(m) 1292 1280 合计 矿岩总量 10t 9.10 22.9 32 4矿石量 10t 2.93 13.9 16.83 4岩石量 10t 6.17 9.0 15.17 410m 43备注 剥完 剥完 基建工程量表(4号采场)

表续4-15

台阶标高(m) 1368 1356 1344 1332 1320 1308 1296 合计

矿岩总量 10t 21.22 53.3 74.36 79.33 106.46 134.33 4矿石量 10t 26.8 36.9 4岩石量 10t 21.22 53.3 74.36 79.33 79.66 97.43 405.30 410m 8.16 20.5 28.6 30.51 39.19 49.18 4310m 8.51 4310m 8.16 20.5 28.6 30.51 30. 37.47 158.88 剥完 剥完 剥完 剥完 剥完 剥完 剥完 43备注 11.71 20.2469.00 179.10 63.70 2 61

4.8.3生产进度计划

露天基建结束后即投入生产,投产第一年即可达到设计规模45×104t/a,露天境界计算服务为13年。

生产进度计划见表4-16-17。

采剥进度计划表(1号采区)

表4-16

矿岩总量 年度 基建1 2 1-6年 10t 96.10 104.48 97.41 4矿石量 10t 22.93 23.28 68.28 45.52 4岩石量 43剥采比 4310m 35.42 38. 32.88 21.92 4310m 7.28 7.39 21.69 14.46 10t 73.16 81.20 29.11 19.41 410m 28.14 31.23 11.20 6.74 t/t 1:3.19 1:3.49 m/m 1:3.87 1:4.23 331:0.43 1:0.52 1:0.43 1:0.47 7—11年 .94 采剥进度计划表(4号采区) 表续4-17

矿岩总量 年度 基建1 2 10t 228.21 180.79 4矿石量 10t 63.7 4岩石量 43剥采比 4310m 87.77 88.33 78.32 78.32 4310m 20.22 10t 228.21 177.09 58.92 58.92 410m 87.77 68.11 22.68 22.68 t/t 1:2.78 m/m 1:3.37 331-7年 234.20 8—14 234.20 175.28 55. 175.28 55. 1:0.34 1:0.41 1:0.34 1:0.41 4.9露天采场防排水

4.9.1采场防排水系统

该区地下水主要接受大气降水入渗补给。矿区内基岩裸露,沟谷发育,地形有利于自然排水,矿区又属于干旱区,矿床主要充水含水层和构造破碎带富水性弱。矿山最底开采标高为1200m及1220m,矿区封闭圈标高1300m及1244m。

矿区充水的主要来源为大气降水,降水量随季节性变化,矿区充

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水强度也具有季节性变化。本区虽属降雨量少地区,但也能形成集中降雨期。年平均降雨量138.8毫米,年最大降雨量195.2mm。

矿区4采区1244m标高以上为山坡露天开采,地形条件有利于自然排水,不投入排水设备,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。露天采场开采边界10m以外建排水沟,顶宽1.2m,底宽0.6m,深0.5m,拦截雨洪水进入采场。

露天采场1采区和4采区1244m以下为凹陷露天矿,露天底标高1220m及1200,凹陷露天高度80m及44m,露天开采自封闭圈以下,需要建立排水系统,进行不定期排水,排水设施按正常涌水量选取,地质报告中该地区最大涌水量215.48m3/d,由于本项目两个矿体同时开采,且水文地质条件相同,因此项目最大涌水量取215.48m3/d,报告中无大气降水对矿坑的直接降水量,设计按最大降雨水量计算。

采场上口面积I号采场93102m2、VI号采场61812m2,日最大降雨量195.2mm,采区采坑大气降水直接降入采坑的水量:

Q1=93102m2×0.195m=176m3, Q4=61812m2×0.195m=12053m3, Q1——矿坑径流量215.48m3/d Q4——矿坑涌水量215.48m3/d 采坑日总涌水量:

Q总1=Q1+Q1=176m3/d+215.48m3/d=17905m3/d Q总4=Q4+Q4=12053m3/d+215.48m3/d=12269m3/d

露天采坑防洪设计洪水频率5%,即20年一遇洪水,遇有超设计防洪频率洪水时,允许最低一个台阶临时淹没,淹没前撤出一切人员和重要设备。

63

4.9.2排水设施选择

(1)排水泵选择

根据矿山生产安排,矿山转入凹陷露天开采,排水总高度为80m与44m,采用一段排水,泵站设置在采坑一侧,积水池规格30×30×3=2700m3,四周设围拦,防止人员掉入。该露天矿地下水较贫乏,矿体及围岩含水微弱,气候以干旱、多风、少雨为特征,平时涌水很少,但7、8、9月雨季时日最大降雨量较大。由于采区面积大,直接降入采坑雨水量大,根据这一特点,设计选用两套排水设备,一备一用,将采坑内的涌水直接排至坑外。

1采坑排水高度80m,选用400D-43×3型水泵2台,流量300m3/h,扬程150m,配套电机功率96.9KW,可满足1采区24小时最大涌水量排完。

4采坑排水高度44m,选用200D-43×3型水泵2台,流量300m3/h,扬程60m,配套电机功率66.9KW,可满足4采区24小时最大涌水量排完。

(2)排水管选择

排水管直径200×6mm的PV管,敷设1条,直接接出才坑,自然流出地表。

5矿山机械

5.1采掘设备

5.1.1钻机

矿山年均采剥总量将达45×104 t,采矿初期1-7年年采剥总量为331.61×104t,钻孔工作量大,设计采用KQG-150潜孔钻机进行钻孔作业,该矿矿岩中等,钻孔效率50m/台班,全年穿孔效率65×104m3,钻机最大负担量113×104m3。

钻机数量的确定按下式进行计算:

NQ

qp(1e)式中,N——所需钻机台数,台;

Q——设计的矿山规模(采剥总量331.61×104t/a); p——钻机台年穿孔效率(45000m/a); q——每米炮孔的爆破量,(48.32t/m); e——废孔率(8%)。

经计算,矿山共需钻机台数N=2台(设计选2台)。 5.1.2供气设施

型号KQG-150型钻机2台,每台钻机耗气量16~26m3/min,气体压力0.7~2.5Mpa。

设计采用移动式空压机供气。每台钻机配置1台空压机,共2台。有关技术参数如下:

型号:LGY31-25/7 电压:380V 排气量:25m3/min 最大排气压力:0.7Mpa

65

5.2采装机械

根据本矿山的生产规模及类似矿山的生产实践,装载设备选用移动方便、效率高的设备,设计2m3液压挖掘机进行采装作业。

矿山需布置的挖掘机台数按下式计算: N=A/ Qs 式中,N——挖掘机台数,台; A——年采剥总量,万m3/a;

Qs——挖掘机台年效率,万m3/(台·a)。

本矿山的基建年采剥总量为45×104t,挖掘机台年效率为20×104t(年工作日300天,每天3班、每班8小时作业计算)。经计算,矿山需要挖掘机台数为N=2.25台(取3台)。

同时矿山配置一台液压破碎锤,辅助生产,对大块进行破碎,杜绝二次爆破产生的飞石危害,矿石块度要求不大于450mm。

5.3运输车辆

矿石运输设计采用载重量为20t矿用自卸汽车,运输从采场工作面到选矿厂和废石场。

本矿山的年采剥总量为45×104t,20t型矿用自卸汽车台班生产能力按下式计算:

Qb60G0TKt,吨/(台·班)

式中,G0——自卸车额定载重量(20t); T——班工作时间(8h); t——自卸车运输循环时间,min; η——载重利用系数,一般取0.9~1.05;

K——自卸车班工作时间利用系数,三班制取K=0.75,

二班制取K=0.8,一班制取K=0.9。

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其中自卸车运输循环时间t=t1+t2+t3+t4=4+1+10+5=20min(t1——汽车装载时间,min;t2——汽车卸载时间,min;t3——空、重车运行时间,min;t4——等候及调度时间,min)。经计算求得矿用自卸汽车台班生产能力Qb=324t/(台·班)。

班生产需要的自卸汽车台数:9.24台,取9台。

MbAbCQb,台

式中:Mb——班工作汽车台数;

Ab——露天矿班均采剥总量(2722t); C——运输不均衡系数,一般取1.1~1.15; Qb——自卸汽车台班生产能力324t。 矿山需要的自卸汽车总台数:

NMbm 300p式中,N——自卸汽车总台数;

Mb——班工作汽车台数;

m——露天矿工作日数(300天);

365——年日历天数; p——出车率(60%)。

经计算,班工作汽车台数Mb=9台,矿山需要自卸汽车总台数N=12台。

5.4矿山设备表

矿山设备表

表5-1

序号 1 2 设备名称 潜孔钻机 潜孔钻机 型号 KQG-150 KQG-80 单位 台 台 数量 2 1 备注 配2台空压机 配1台空压机 67

序号 3 4 5 6 7 8 9 10 11 12 13 设备名称 液压挖掘机 液压碎石机 汽车 装载机 推土机 洒水车 水泵 水泵 型号 PC360 KCB350 20t ZLM50E-2型 YT-180 5t 400D-43×3 200D-43×3 单位 台 台 台 台 台 台 台 台 台 台 台 数量 3 1 12 5 1 1 2 2 2 1 1 备注 移动式空压机 LGY31-25/7 变压器 变压器 500kVA 315kVA 68

6总图运输

6.1设计依据的规范及基础资料

(1)乌拉特前旗元大商贸有限责任公司桃儿湾矿区超贫磁铁矿(1:2000)地形地质图;

(2)《工业企业总平面设计规范》GB50187-93;

(3)《采矿设计手册》;

(4)《厂矿道路设计规范》AQ2005-2005。

6.2矿山概况

矿区南距G110国道20km,由便道上G110国道向东至包头市5km。距包头—白云鄂博铁路最近火车站桃儿湾站直距5km,运距6km,交通较为方便。

矿区位于区域分水岭的北部,矿区内的沟谷较为发育,矿区的最低侵蚀基准面标高为1170m。查明矿体位于侵蚀基准面之上。矿体所处位置较高,地形有利于排水,露采区形成后,大部分降雨随地形自然流失,仅在采坑及以采坑为中心的汇水范围内汇集一定数量的大气降水,对露天采矿场构成一定危胁,风化裂隙含水层水量极为贫乏,对采矿及运输影响极小。

矿山设计选用公路开拓、汽车运输的开拓运输方案,该方案的优点是运输成本低,经济效益好,生产安全可靠,有利于生产的均衡稳定。

6.3总平面布置

矿山总体布局主要包括采矿工业区、排土场、干选站、生活区等。根据地形条件,采矿工业区、生活区均布置在矿区东侧,距露天采场300m,在采矿证矿区范围以外,均已建成使用;排土场分别建在1

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号和4号采场附近的平缓之地;干选站建在2号和3号采场之中的宽阔地带,干选废石场建在干选站西部50m处。

矿区总占地面积10.85公顷,其中采场占地面积2.22公顷(1号矿体采场占地0.71公顷,4号矿体采场占地1.51公顷),采矿排土场占地面积4.07公顷,采矿工业场地占地面积2.25公顷,干选废石场占地约2.31公顷。

6.3.1露天采矿工业区 (1)1号露天采矿工业区

1号露天采场位于矿区东北部,最高开采标高1300m,最低开采标高1220m,采矿高度80m,采场上部境界385m×126m,排土场位于1号采场东侧相距300m,西侧20m建有截水沟防止雨水进入排土场。

采场公路走向南北,南部与4号采场公路连接,矿石可通过采场公路运至选矿厂。

(2)4号露天采矿工业区

4号露天采场位于矿区西南部,选矿工业区南侧,相距300m,采场最高开采标高1366m,最低开采标高1200m,采矿高度166m,采场上部境界400m×269m。

4号露天采场公路东北走向,通过公路连接1号露天采场,排土场和选矿厂。

6.3.2选矿工业区

选矿工业区位于2号采场与3号采场中间,均位于1、4号采场的爆破警戒线之外,均可由公路通至1号与4号露天采场,交通便捷位置适当。

6.3.3排土场

1号采场排土场布置在1采场总出入沟口东部300m处的平缓之

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地,底部南北长400m,东西宽150m,高20m,顶X宽为360X120m,采出的废石运往排土场堆存。为增加排土场的稳定性,每隔5m高设一马道,道宽5m。废石场容积为80万m3。

4号采场排土场布置在4采场总出入沟口南侧100m处的平缓之地,底部南北宽500m,东西长250m,高30m,顶长X宽为340X200m,采出的废石运往排土场堆存。为增加排土场的稳定性,每隔5m高设一马道,道宽5m。废石场容积为220万m3。

矿石干选后产生的废石在干选站西部50m处的废石场堆存,底部南北长300m,东西宽150m,高20m,顶X宽为260X120m。每隔5m高设一马道,道宽5m。干选废石场容积为70万m3。

6.4企业运输与道路

矿山道路为二级道路,路面宽度为12m,道路路面结构为:项目道路施工主要采用机械进行,路基在填方前首先清除原地表土层及杂草木根系等,主要采用采区废石,再将路基压实,压实度不小于90%。然后填40cm厚碎石,铺平后压实,并将上层硬化为沥青路面。

采场道路最大纵坡8~10%,最小平曲线半径15m ,缓和坡段最长80m,填方路段路肩宽1.75m,挖方路段路肩宽1m。

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7电力设施

7.1设计依据

1)矿方和朝阳变电所所签的供电协议。 2)现场调查研究技术资料。

3)《矿山电力设计规范》(GB50070-2009)。

4)《供配电系统设计规范》(GB50052-2009)。 5)《低压配电设计规范》(GB50054-95)。 6)《建筑物防雷设计规范》(GB50057-94)。

7)《20千伏及以下变电所设计规范》(GB50053-2014)。 8)《安全电压》(GB8305-83)。

9)《手持式电动工具的管理、使用、检察和维修安全技术规程》(GB3787-83)。

10)《金属非金属矿山安全规程》(GB123-2006)。

7.2供电现状

矿区电源引自距矿区约15km的朝阳变电所,目前已通至矿区。 采场架空线路供电,1号采场设10/0.4kV,315kVA箱式变电站1台,为380V用电设备及采场照明供电。4号采场设10/0.4kV,500kVA箱式变电站1台,为380V用电设备及采场照明供电。

干选站设10/0.4kV,800kVA箱式变电站1台,为干选厂破碎机、皮带机、照明等用电设备供电。由10kV环形架空线路供电。

周围再没有其他电源可供电。

7.4全矿用电负荷

1)全矿总装机容量:1263.6KW。

其中:1号采场214.6KW、4号采场416.3KW、干选站632.7KW。

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2)工作容量: 884.52KW。 3)计算有功功率:769.8KW。 4)计算无功功率:335.48KVAR。 5)计算视在功率:262.4KVA。 6)功率因数: 0.95。 7)年用电量: 7.2×104kWh。

7.5供电系统

380伏侧采用中性点接地系统。采场低压负荷电源均引自变电站。主要负荷有移动空压机、水泵、钻机及采场维修站和照明等。

所有用电设备的起动器均随工艺设备成套供货,各电气设备均采用机旁手动控制。根据工艺要求,各低压用电设备的控制方式采用机旁控制方式,在设备旁设机旁操作箱。

电缆敷设方式采用直埋、沿电缆沟或桥架敷设。

选矿厂按照车间变电所靠近负荷中心的原则,在选矿车间变电所内设1台800kVA 、10/0.4kV的变压器,10kV侧为单母线结线,对破碎车间、锅炉房、综合维修等低压用电设备供电,采用放射式供电。

7.6供电电压及照明

地面设施采用电压为~220V的节能灯具。

7.7电信

矿区各生产管理部门及中间生产环节调度通讯采用无线通讯,随时联络生产环节,以保证生产安全、高效。

7.8电气保护—电缆选择敷设

1)变压器低压侧的总开关采用自动空气开关,自动空气开关设瞬动、过流保护。

2)固定敷设的低压电缆采用ZRA-YJG32-1000阻燃钢带铠装交联

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聚氯乙烯电缆。

7.9接地、防雷方式

所有工艺生产装置及其管线,按工艺管道要求作防静电接地。一般情况与运行安全接地一并处理。

厂区内建筑物均属第二类防雷建构筑物。在高大建筑物顶设避雷针防直击雷,对其它建筑物顶设避雷带保护。

各厂房接地系统互相连接成全厂接地网,接地电阻不大于10欧。

7.10节能

1)电容补偿到0.95减少无功损耗。 2)照明采用NSC9720金卤节能灯。

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电 力 负 荷 计 算 表

桃儿湾矿区 工程 车间

数 量 序 用 电 设 备 名 称 总数 工作 号 一 1 2 3 4 5 6 7 8 二 1 2 3 4 5 采区 露天采矿 潜孔钻机150 潜孔钻机80 排水泵400D 排水泵200D 照明 采暖 变压器500 变压器315 干选站 变压器800KVA 鄂式破碎机 圆锥破碎机 筛分机 筛分机 2 1 2 2 2 1 1 1 1 3 2 4 2 1 1 1 2 1 1 1 1 3 2 4 容 量 总 容 量 (KW) 146.00 61.00 193.8 133.8 110.00 15 180.00 325.00 32.30 132.20 工作容量 (KW) 146.00 132.00 96.9 66.9 110.00 15 180.00 325.00 32.30 132.20 计 算 系 数 计 算 负 荷 最大负荷年 有效电能 备 注 Kc cosφ tgφ 有效负荷 无效负荷 视在容量 利用小时数 [×104KWH] [KW] [KVAR] [KVA] [H] 87.60 105.60 82.36 82.36 110.00 105.60 82.36 82.36 82.36 116.50 68. 53.53 53.53 0.00 68. 53.53 53.53 53.53 0.60 0.80 0.80 0.80 1.00 0.80 0.80 0.80 0.80 0.60 0.85 0.85 0.85 1.00 0.85 0.85 0.85 0.85 1.33 0.65 0.65 0.65 0 0.65 0.65 0.65 0.65 10/0.4kV 10/0.4kV 10/0.4kV 750X1060 1750 2.4X6.2 2.0X6.0 75

6 7 皮带输送机 采暖 小 计 12 1 5 12 1 4 112.60 7.5 1263.60 112.60 884.52 384.90 884.52 0.80 0.85 0.95 0.65 82.36 884.52 280.72 252.65 11.00 263.65 884.52 53.53 379.08 118.68 112.74 55.00 167.74 379.08 补偿后(-80kvar) 10/0.4kV 乘同时系数K∑Y=0.90 K∑W=0.95 变压器损耗 10kV侧负荷 合 计 8 6 1263.60

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8辅助设施及土建工程与节能

8.1矿山给水

8.1.1给水方向

矿区南0.5km的山前洪积扇地段可作为供水源地。矿山要再此区域进行水文地质工作,查清涌水量。水源井及输水管线布置均由建设单位委托当地水利部门设计施工。

生产给水经加压泵加压,供给各生产用水点,自成体系。 8.1.2用水量

(1)生产、生活用水

矿山用水主要包括生产、生活用水和消防用水。

矿山生产用水主要为生产车辆、机电维修及道路除尘用水。生产车辆、机电维修用水量按照20m3/d计算;道路除尘洒水按照3.0L/(m2·班)计算,矿山工作制度为每日3班制,计算得道路除尘洒水用水量为36m3/d。合计生产用水量为56m3/d。

矿山生活用水主要为工业场地内日常生活用水。矿山劳动定员为41人,班生产人员按20人计,生活用水量按照50L/(人·班)计算,其小时变化系数取1.5~2.5,班用水时间为8h,计算得生活用水量为5.3m3/d;洗澡淋浴用水按照60L/(人·班)计算,淋浴延续时间为1h,计算得洗澡淋浴用水量为5m3/d。合计生活用水量为10.3m3/d。

(2)消防用水

采矿工业场地、机汽修、车库和仓库设施的消防,按照有关规定,室内外消防按一次灭火用水量15L/s计,消防延续时间两小时,一次消防用水量为108m3。

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经以上计算,矿山生产、生活及消防用水合计174.3m3。考虑有20%的不可预计水量以及消防用水量在48小时内补充完毕。因此,用水总量为209.2m3/d,为保证在有水期间储存一定水量,确保消防用水量,设计用水量储存在选厂高位水池内,水池容积400m3,采场涌水通过水泵排入高位水池。在区外水源建供水泵站,通过管网向高位水池中供水,生活用水通过水源管网直接向生活用水区供水,生产用水和消防用水在高位水池中,通过直径57mm×3.5m消防管网供消防用,同时供生产用水。

8.2工业及生活设施建筑

工业及生活设施建筑包括矿山机械维修车间、车库、办公室、生活区、矿区休息室、更衣室、洗浴间、食堂等设施,其已建成。

8.3节能

机械设备选择使用节能型设备,优化工艺流程。

铲装机械选用2m3PC360型液压挖掘机进行铲装作业。同时配置液压破碎锤辅助生产,进行二次破碎,矿石运输采用20t型矿用自卸汽车。

采剥工艺系统搭配适当,效率高、能耗低。 (1)节能措施

①合理确定炮孔参数,优化爆破网络,减少爆破炸药消耗量。 ②就近设置排土场,降低废石运送距离,降低能耗,矿区运输道路及时清扫,维护降低车辆磨损,优化运输。

(2)电力节能措施

①电容补偿到0.96减少无功损耗。 ②照明采用NSC9720金卤节能灯。

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9环境保护

9.1设计依据及设计原则

9.1.1设计依据

(1)法律法规

①《中华人民共和国环境保》(自2014年12月1日起施行); ②《中华人民共和国水污染防治法》; ③《中华人民共和国大气污染防治法》; ④《中华人民共和国固体废物污染环境防治法》; ⑤《中华人民共和国环境噪声污染防治法》; ⑥《建设项目环境保护管理条例》; ⑦《建设项目环境保护管理程序》; ⑧《建设项目环境保护设计规定》。 (2)标准规范

①《污水综合排放标准》(GB78-1996); ②《大气污染物综合排放标准》(GB16297-1996); ③《地表水环境质量标准》(GB3838-88); ④《环境空气质量标准》(GB3095-1996); ⑤《地下水质量标准》(GB14848-93);

⑥《生活饮用水源水中铍卫生标准》(GB8161-87); ⑦《生活饮用水卫生标准》(GB5749-2006); ⑧《土壤环境质量标准》(GB15618-95); ⑨《农田灌溉水质标准》(GB5084-92; ⑩《危险废物鉴别标准》(GB5085.1-1996); ⑪《工业企业厂界噪声标准》(GB12348-90)。

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9.1.2设计原则

环境保护是我国现代化建设中的一项战略任务,是一项重大国策。而防治工业污染是我国环境保护的战略重点之一。为此,设计遵照《冶金工业环境保护设计若干规定》的精神,认真落实了全面规划、合理布局、综合利用、化害为利、保护环境、造福人民的工作方针。工艺设计力争采用当代新技术、新工艺、新设备、最大限度地提高资源和能源利用率。环保治理措施要做到技术可靠、运行稳定、易于控制、指标先进。使建设项目投产后,能获得最佳的经济效益、社会效益和环境效益。

9.1.3执行的环境质量标准及等级

(1)项目属于矿山工业,处于内蒙草原地区。环境空气质量控制属二级标准,执行二级大气污染物排放标准。

(2)对照GB5085.1-1996标准,该矿排出的废石中有害元素的含量很低,可按一般固体废物处理。 (3)噪声排放执行厂界噪声Ⅲ类标准。

9.2主要污染(物)源排放状况及治理

9.2.1主要污染源及污染物的种类

该矿年产磁铁矿石45万吨,生产产生的主要污染物有以下几种: (1)采剥过程中排出的废石; (2)采矿作业中产生的粉尘和废气; (3)噪音及爆破地震。 9.2.2污染物的排放和治理措施

(1)采剥粉尘和废气

本矿山主要污染源有采场、破碎机、运输车辆等。

本矿山的采场采用2台KQG-150型液压潜孔钻机进行凿岩,钻

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机自带防尘装置,可达标排放。

爆破过程中对大气的污染主要为爆破废气,爆破产生的少量有害气体可迅速扩散;根据对露天爆破的现场观测,爆破粉尘粒径较大,扩散范围有限,受风向影响一般在0.5km以内,且随距离的增加粉尘浓度迅速下降。故爆破对大气的影响不大。

矿石破碎产尘量较大,如遇大风天气破碎区附近粉尘浓度会相当高,为了降低粉尘浓度,可采用洒水降尘。

生产中为避免因汽车运行而导致运矿道路及采矿工作面上扬起灰尘,矿山应定时洒水、减尘。设计所选用的生产汽车为尾气排放达到国家标准的设备,减轻了尾气排放对环境的影响。

(2)噪音

矿山噪声源主要为凿岩、爆破、破碎、运输过程中产生的噪声。 矿山开采会产生噪音污染,因此在设备选型和工艺布置中,尽可能选用低噪音设备和有利于控制噪音的工艺过程,提高设备的密闭化程度。对于高噪音、强振动的设备,如空压机等选用消音、减振装置,对车间和内部的休息控制室采取较好的隔音能力的建筑维护结构。

爆破噪声为突发性噪声。本设计采用多段毫秒延时秒延时雷管爆破,单发起爆药量较少,爆破噪声为瞬间噪声,且随传播距离增加而衰减,一般对环境影响不大。

矿山工作的钻机、装载机、空压机等为连续噪声源,其噪声值为80~105dB。为保护岗位工人,应对操作工人佩戴隔声耳罩。

9.3绿化美化环境

为了有一个好的生态环境,矿山应对工业广场内进行绿化美化。该矿的绿化应根据实际情况进行,形成好的环境氛围。

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9.4环境影响评价

本项目为非金属矿山,工程采用露天开采,生产过程排出的固体废物(废石、生活垃圾)、废水、废气、粉尘、噪声都会对周围环境产生一定影响。但本设计中对各种可能影响环境的因素均采取了防范措施,并考虑结合整治现已破坏的生态环境,对照工程可能有造成环境影响的各因素,皆可控制达到国家规定的标准,项目对本地区生态环境的影响不会超过其环境容量。

因此,本工程基本上不会对周围环境产生太大影响,所采取的环保治理设施是有效、可行的。

9.5环境管理与监测

1)环境监测的任务、范围和内容

《全国环境监测管理条例》规定,环境监测的任务是对环境中的各要素进行经常性的监测,掌握和评价环境质量状况及发展趋势,对有关单位排放污染物的情况进行监视性监测;为部门执行各项环境法规、标准,全面开展环境管理工作,提供准确可靠的监测数据和资料,开展环境测试技术研究,促进环境监测技术的发展。

本矿区环境监测机构的工作范围及内容是依据国家和区域环境标准,对本企业的污染源和厂区、生活区的环境开展日常监测工作。

2)环保机构

矿山要设立环保机构,工作人员1人,负责矿山的安全、环境管理与监测工作,并配备了一定数量的仪器设备。

9.6安全、环境工程投资概算

安全工程、环境工程及其他概算投资421.04万元。

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10投资概算

10.1工程概况

本项目为新建工程,露天开采超贫磁铁矿,生产规模为年采磁铁矿45×104t,露天采用水平台阶开采工艺,项目基建期2年,项目资金来源全部由企业自筹。

10.2编制依据

1)定额及指标:基建采矿工程参考《矿山企业估预算定额》调整后的指标进行计算;建筑工程参考类似工程造价指标;

2)设计费依据国家发展计划委员会建设部《工程勘察设计收费标准》(2002年修订本)计算;

3)设备原价:选自《工程建设全国机电设备2004年价格汇编》及向制造厂家询价;

4)材料价格参考当地市场材料价格; 5)设备运杂费:按设备原价的6%计算; 6)基本预备费,按7%计算;

7)其他费参照《冶金工业估算编制办法》并结合企业的实际计取相关费用;

8)各专业提供本阶段的设计资料。

10.3投资概算范围

本次投资概算范围桃儿湾铁矿、露天开采系统、矿机、总图等专业补充投资。

10.4投资概算

本项目基建投资概算为3355万元,其中: 建设工程费1352万元,占总投资额的40.30%;

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机械设备费1505.49万元,占总投资额的44.87%; 电力设备费已建完; 土建工程费已建完;

安装费用38.46万元,占总投资额的1.11%; 其他费用458.41万元(包含在以上各项中)。 项目生产流动资金已投入。

该项目总投资3355万元,全部由企业自筹。

10.5投资概算计算

1)建设工程投资总概算表(表10-1);

2)各专业工程费用投资表(表10-2至表10-5)。

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建设工程投资总概算表

表10-1

序号 工程或费用名称 建设费 1 2 3 4 5 6 采矿工程费 机械费用 电力工程费 土建工程费 安装工程费 其他费用 总概算 1352 1352 设备费 1505.49 1505.49 价值(万元) 安装费 其它费 总价值 1352 1505.49 38.46 458.41 3354.36 已建成 已建成 备注

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注: 续表10-1 序号 1 1 1.1 1.2 1.3 工程和费用名称 2 工程直接费 采矿 电气 总图 工器具费0.5% 第一部分费用 建筑费 3 1352.00 1322.00 30.00 1352.00 估 算 价 值 ( 万 元 ) 设备费 4 1495.49 1287.00 60.00 148.05 10.44 1505.49 安装费 5 15.00 15.00 15.00 其他费 6 合计 7 2862.49 2609.00 105.00 148.05 10.44 2872.49

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建设工程投资总概算表 表10-2

序号 1 1356 1344 1332 1320 1308 1296 1292 1280 2 1308 1296 1292 1280 工程或费用名称 剥离工程费 采矿工程费 总概算值 工程量 单位 万吨 万吨 万吨 万吨 万吨 万吨 万吨 万吨 万吨 万吨 万吨 万吨 万吨 万吨 数量 480 21.22 53.3 74.36 79.33 79.66 97.43 73.16 81.20 84.71 26.8 11.7 22.93 23.28 概算值 单价(元/吨) 6.5 6.5 6.5 6.5 6.5 6.5 6.5 6.5 6.5 10 10 10 10 10 总价(万元) 3120 137.93 346.45 483.34 515.5 517.79 633.295 475.54 527.8 847.1 268 117 229.3 232.8 3967.1 备注 87

机械专业投资表

表10-3

序号 1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 11 8 设备名称 潜孔钻机 潜孔钻机 液压挖掘机 压路机 前装机 液压碎石锤 空压机 自卸汽车 推土机 洒水车 水泵 管路 设备型号 KQG-150 KQG-80 PC360 6320D ZLM50E-2 KCB320 LGY31-25/7 20t TY180 10t 200D-43×3 设备数量 单位 台 台 台 台 台 台 台 台 台 台 台 m 数量 2 2 3 1 2 1 2 12 2 1 4 550 概算价值(万元) 单价 70 30 110 70 70 30 55 20 70 10 1.5 0.02 总价 140 60 330 70 140 30 110 240 140 10 6 11.0 1297.44 备注 工器具费0.5%(10.44万元) =200 88

安全环保专项投资

表10-5

序号 1 2 3 4 5 6 工程或费用名称 防洪水沟 露天采场水泵 排水管路 液压碎石锤 公路修补 洒水车 工程量 单位 Km 台 Km 台 Km 台 数量 1 6 0.55 1 2 1 30 0.97 0.2 60 50 20 概算值 单价(元) 总价(元) 3 5.84 11 60 10 20 109.84 备注

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