某金矿技改工程建设项目可行性研究报告

PAGE52PAGE46XXXX金矿技改工程建设项目可行性研究XX有色冶金设计研究院目录TOC\o"1-2"\h\z第一章总论 61.1概述 61.2企业概况 81.3建设方案 91.4节能、环保、工业卫生与职业安全 141.5企业综合经济效益及评价 161.6存在问题及建议 18第二章地质资源 192.1设计依据资料 192.2矿区及矿床地质 192.3矿区水文地质和矿床开采技术条件 212.4矿床地质勘探工作及勘探程度评述 242.5储量 252.6基建、生产探矿及取样 282.7存在问题及建议 30第三章采矿 323.1矿山现状 323.2采矿方法 323.3矿山工作制度及生产能力 383.4矿床开拓 443.5基建工程量及基建进度计划 ５３3.6矿井通风与安全 ５６3.7井下排水及坑内辅助设施 ５７3.8存在问题及建议 ５７第四章选矿 ５８4.1概述 ５８4.2原矿 ５８4.4设计工艺流程及主要技术指标 704.5生产能力和工作制度 774.6主要设备的选择与计算 784.7厂房布置和设备配置 814.8辅助设施 824.9尾矿设施 834.10存在问题及建议 83第五章 总图运输 845.1 区域概况 845.2 总平面布置及竖向布置 845.3 废石场 865.4 企业运输 86第六章给排水 886.1设计资料及现状 886.2给水 886.3排水 906.4消防给水 90第七章电力及自控仪表 907.1电力 907.2电源 917.3电力传动及装备水平 937.4电气照明 937.5节能措施 93第八章土建工程 948.1基本概况 948.2建筑结构型式的选择 968.3工业建筑及行政生活福利设施 97第九章热工及暖风 989.1设计基础资料及设计范围 989.2采暖与通风 989.3冷却调温 1009.4热力 100第十章环境保护 10210.1环境保护 10210.2主要污染源及治理措施 10310.3环境影响分析 10510.4绿化 10610.5环保投资 10610.6环境管理与监测 107第十一章职业安全与工业卫生 10811.1设计依据及工程概述 10811.2.设计中采取的安全防范措施 10811.3劳动卫生 11011.4预期效果 11111.5安全教育 11111.6安全机构 111第十二章节能 11212.1矿山规模及耗能量 11212.2节能措施 11212.3节能效果预测 113第十三章投资估算 11413.1工程概况 11413.2投资范围及内容 11413.3编制依据 11413.4投资分析 116第十四章技术经济 12514.1概述 12514.2劳动组织及定员 12714.4总成本费用 13114.5损益计算 13314.6财务评价 13414.7综合经济评价 135第一章总论1.1概述1.1.1企业地理交通位置及区域经济XX金矿位于XX维吾尔自治区伊宁县境内，属伊犁哈萨克自治州管辖。地理坐标：东经81031′30″，北纬44013′45″。矿区在伊宁县城北偏东30km，公路距离62km；在伊宁市东北42km，公路距离64km。伊宁市有民航和公路直通XX，航程500km，公路距离691km。伊犁地区属北温带大陆性半干旱气候，矿区年平均气温80c，最高极端气温390c，最低极端气温-270c，十月中旬至翌年三月为降雪期，最大积雪厚度100cm。矿区海拔标高1260~1700m，地形相对高差440m。矿区植被发育，牧草茂盛。矿区附近的大XX河和小XX河水量充沛。伊犁地区是一个多民族地区，经济以农牧业为主，林业较发达，工业发展较快。1.1.2技改工程的必要性和紧迫性XX金矿原为露天开采，设计生产能力合计为750t/d，结合露天设计最终境界内保有储量，南北露天坑将要于2004年底闭坑，因此，必须进行矿区深部开采设计和建设工作，才能保证矿山持续稳产。为使该矿山转入地下开采后，企业年黄金产量能和前期露天开采保持基本一致，保持吨金矿山规模，经核算矿山坑内开采规模应为1000t/d。随着露天转坑内，及矿床开采深度的不断下降，硫化矿比例越来越大，现有的750t/d选矿工艺流程已不能适应矿石性质的变化，不能进行两种不同性质矿石的同时选别处理。目前利用一个系统处理两种性质的矿石，已出现选冶回收率逐年下降和造成大量资源浪费的现象，矿山效益明显下滑。2002年全年平均选冶回收率为73％，2003年为68%，2004年1月至今选冶回收率已下降到60～65％。所以，为提高矿产资源的综合利用率，创造更好的企业效益，必须对现选矿工艺流程进行技术改造。为使选矿厂在进行技改工程时，不出现选矿厂全面停产，本设计考虑，初期先建设一座250t/d的硫化矿选矿系统，用于处理矿山转坑内开采初期，基建附产和坑内开采初期的硫化矿。在矿山上部的氧化矿开采终结前，有计划地对原处理氧化矿的选矿工艺流程进行改造。使该矿选矿处理能力与矿山开采能力配套，总能力达1000t/d。。本次技改的实施，不仅可以延长矿山的服务年限，使选矿工艺流程满足多种性质的矿石的选别，提高选冶回收率，而且可以通过技改形成规模效益，提高企业的还贷能力、改善企业的财务状况。1.1.3设计依据1．《XXXX金矿技改工程建设项目》可行性研究编制协议书；2．《XX维吾尔自治区伊宁XX金矿床北段勘探地质报告》；3．《XX维吾尔自治区伊宁XX金矿床南段勘探地质报告》；4．吉林省冶金研究院于二00四年八月提交的《XXXX金矿原矿浮选－浮选尾矿氰化试验报告》。5．吉林省冶金研究院于二00四年九月提交的《XXXX金矿浮选金精矿细菌氧化－残渣氰化提金试验中间报告》。6．现场调查的其它有关实际资料、相应专家会议评审纪要及业主对矿山建设的指导思想。1.1.4外部建设条件1．矿山目前采选实际生产能力为750t/d，矿山已具备了新增250t/d能力，达到1000t/d能力相匹配的辅助设施。2．从伊宁市到矿区公路距离64km，从伊宁县到矿区公路距离62km，交通方便。3．企业具有较好的外部协作条件。伊犁地区有机械加工厂和汽车修理厂，具备机、电及汽车的大、中修能力；伊宁市和伊宁县有中小型构件加工厂及建筑材料生产厂。4．矿山家属宿舍建在伊宁市，医院、学校等生活福利设施依托伊宁市。1.1.5设计原则根据设计协议书，本次技改设计所遵循的主要指导思想和原则如下：1．充分利用原有设施及设备，全面优化工程设计方案。2．在工艺设计和主要设备设计上充分利用国内的科研成果及成熟技术，同时吸收国外先进技术和经验，确保工艺先进，技术可靠。3．建筑设计和总体布置应美观、实用、新颖、大方，并于原设施相协调。4．各专业的工程设计，积极采用新材料、先进的技术和设备，通过加大科技投入，提高企业的经济效益。5．设计将认真贯彻国家和地方有关政策、法规，少占农田及牧场、不占良田、节约能源、节省水资源，坚持安全第一的方针。1.2企业概况1.2.1采矿XX金矿是一个大型露天金矿，分南、北两个露天坑，相距400m。北露天坑开采①号主矿体，设计开采最低标高为1450m，境界内矿岩总量900万m3，其中矿石250万t；南露天坑开采①号主矿体，设计开采最低标高为1330m，境界内矿岩总量209.56万m3，其中矿石48.87万t。该矿北露天坑于1993年6月开工建设，1995年7月建成投产。设计生产能力600t/d。该矿南露天坑于1998年3月开工建设，目前已建成投产。设计生产能力150t/d。2004年底南、北露天坑将闭坑。1.2.2选矿XX金矿选矿厂现采用粗碎—自磨—两段连续磨矿—全泥氰化、树脂提金的工艺流程。碎矿和磨矿：露天开采的-500mm矿石由一台BB150-9型重型板式给矿机给入一台PE750x1060型颚式破碎机破碎后(-350mm)，由1#带式输送机(B=1200)给入粉矿仓。粉矿仓中的粉矿由一台CDH120-4.5型中型板式给矿机给入一台φ5500x1800自磨机中，自磨机排矿中+5mm的直接给入一台φ3200x3500格子型球磨机中，-5mm的直接给入一台2FG-20型高堰式双螺旋分级机中，分级机与φ3200x3500格子型球磨机组成闭路。分级机溢流由一台6/4E-AH渣浆泵给入FXK350-6型旋流器组中，旋流器沉砂直接给入φ2700x4000溢流型球磨机中，旋流器溢流同时给入一台φ12m的高效浓缩机和一台φ35m的普通浓缩机浓缩中，浓缩机的底流进行全泥氰化，浓缩机的溢流作为回水循环使用。浸出和吸附：矿浆经浸前一台φ2500x2500搅拌槽调浆后，进入8台φ6000x6600搅拌槽中，其中第一台为浸出槽，其余七台为浸吸槽，树脂为吸附介质。浸出尾矿经一台ZS-1.2x3.0型直线振动筛(安全筛)筛分后，由4台XAZ500型和1台XAZ1060型全自动压滤机压滤，滤饼排入尾矿坝，滤液返回浓缩机。吸附树脂经树脂空气提升器和空气分离器分离后，进入树脂解吸再生槽，解吸液进入电解系统，树脂再生后循环使用。1.2.3辅助设施目前，矿山已经具备了与1000t/d规模相适应的辅助设施及生活福利设施。1.3建设方案1.3.1产品方案本采选扩建设计项目的最终产品为合质金。合质金送本矿选冶车间金冶炼工段提纯。1.3.2地质资源（1）地质报告提交的储量本次设计范围内，地质报告提交的储量如表1-1所示。表1-1本次设计范围内地质报告提交的储量表矿段储量级别矿石量(万t)金属量(kg)品位(g/t)北矿段C+D413.8236335.71南矿段C+D125.752434.17（2）资源/储量分类本次可行性研究资源/储量的分类按国家质量技术监督局1999年6月8日发布的GB/T17766－1999《固体矿产资源/储量分类》标准进行划分，新标准中资源/储量分类与原储量级别的大致对应关系按国土资源部国土资厅发[1999]113号文《固体矿产资源储量套改技术要求》及国土资源部矿产资源储量评审中心有关资料，确定本矿对应关系如下：地质勘查程度达到勘探的其探明的资源/储量工程间距相当于C级，控制的资源/储量工程间距相当于D级；地质勘查程度未达到勘探的其控制的资源/储量工程间距相当于E级。1.3.3企业生产规模矿山原为750t／d的露天采矿和全泥氰化选矿，本次设计增加250t／d的采矿能力，达到1000t／d的采矿能力并转入地下采矿，增加1000t／d浮选系统、50t／d浮选精矿氧化、氰化系统及其附属设施，浮选尾矿进入原750t／d氰化系统氰化。1.3.4工作制度年工作330d，每天3班，每班8h。服务年限13.34年。1.3.5主要设计方案1.3.5.1采矿采矿方法对于北段设计推荐分段留矿崩落法。对于南段及下盘破碎带不直接与矿体接触段，推荐采用分段空场（2）开拓方案竖井开拓。采用4＃双层单罐笼配平衡锤提升，选用JKMD2.8×4（Ⅱ）E型多绳提升机，功率800kw，承担矿石、废石、人员、设备、材料等的提升任务，每次提升YCC2-6型矿车2辆（矿石），或每次提升YFC0.7-6型矿车4辆（废石）。竖井内设钢丝绳罐道，提升设备1385m中段、1335m中段、1285m中段为有轨运输中段，矿石由7t电机车牵引2m3侧卸式矿车运输，废石由3t电机车牵引0.7m3矿车运输，经竖井提升到地表。（3）井下通风新鲜风流由竖井进入，经中段运输巷道、斜坡道，进入作业面，污风经脉外回风天井进入1450m中段斜坡巷道由风机排出地表。（4）井下排水1385m、1335m中段巷道坑内涌水直接流到地表。1285m中段在井底车场附近设中央水泵房、变电所，将坑内涌水排至1335m中段巷道后流到地表。（5）井下辅助设施1385m中段、1285m中段设坑内炸药库；1385m中段，设有电机车、凿岩机维修硐室，供电机车、凿岩机使用。1.3.5.2选矿（1）碎磨流程利用原有的碎磨工艺流程及设备，不再增加投入。（2）浮选、浮选尾矿氰化流程浮选采用一次粗选、二次扫选、二次精选的工艺流程，浮选尾矿浓缩、压滤后进入原全泥氰化系统氰化、树脂提金。（3）浮选精矿生物氧化、氧化渣氰化流程采用浮选精矿再磨、生物氧化、压滤洗涤、氧化液中和、氧化渣氰化、树脂提金工艺。（4）金回收及冶炼设施因该矿金冶炼能力完全可满足本工程的需要，故考虑利用原有工艺和设施，不再增加投入。1.3.5.3总图运输总平面布置在满足工艺流程的前提下，尽可能减少中间环节，缩短各工序间的距离，保证新老工艺流程衔接顺利。采矿工业场地由竖井、井口房、提升机房、空压机房、矿车电机车维修房、循环水泵房、矿石堆场、废石线和废石场组成，基本布置在原矿石堆场南侧。竖井和井口房位于原矿仓正南处，井下提升的矿石经轨道直接送往原矿仓；提升机房和空压机房布置在竖井西侧；废石场位于原矿石堆场西南的沟内。选矿新建厂区分为三个台阶，即13m平台、32m平台、58m平台，在矿区东部，原尾矿压滤车间南部为13m平台，布置中和压滤间；32m平台布置在13m平台西部，原树脂厂房南侧，布置有浮选厂房、氧化压滤、氧化槽、配电室等建（构）筑物；58m平台布置在新建主厂房西侧，原选厂碎矿系统的南部，布置有18m浓密机。（2）运输方式矿区原内外部运输均为汽车运输，由于企业的原有汽车运输能力富余，故不再增加运输设备。1.3.5.4尾矿设施继续利用现有尾矿设施，不需要增加投入。1.3.3.5给排水给水全矿新水总用水量为1551.97m3/d，现有的四口管井的取水能力为1600m3/d，能满足新水用水。水源泵站输水泵及输水管线输水能力为3600m3/d，可以满足水源输水能力的要求。厂区原有完整的生产给水管道系统，新建及扩建厂房由原有管道系统接管供水。原给水干管供水能力可以满足技改项目的用水要求，个别供水支管需进行改造。选厂设计有三套回水系统，浮选回水一套，氰化回水一套，中和回水一套。选厂已有500m3高位水池一座，浮选回水进入原高位水池，氰化回水、中和回水分别进入新建的高位水箱，再分别自流供给各用水点。排水总排水量为186m3/d。生产废水经厂区原有生产排水管道，生活污水经化粪池处理后排至厂区原有生活排水管道，最终排至尾矿坝。1.3.3.6电力（1）电源本次设计在原总降备用位置上增加一台8000kVA主变，现有6300KVA主变作为备用。（2）企业供电本次技改后，企业总负荷为：安装容量：7900kW工作容量：6884kW计算有功：5472kW计算无功：1116kvar（补偿后）视在容量：5584kVA年耗电量：3545×104kWh功率因数：0.98（3）备用电源选厂一类负荷为270kW，全矿需要备用电源的负荷共有270kW。已有400KW柴油机可满足备用电源的需要。1.3.3.7热工及通风企业原锅炉房有2台6吨蒸汽锅炉，本次技改在拆除1台的基础上新增1台10吨蒸汽锅炉。通风设施采用整体通风换气形式。1.3.3.8土建本次技改工程新增工业建筑面积5196m2，公用及生活福利设施利用原有。新增选矿主厂房采用钢结构、轻钢屋面、彩板保温形式，其它厂房采用钢筋砼、砖混结构。1.4节能、环保、工业卫生与职业安全1.4.1节能（1）采矿及矿机a.竖井提升中采用直流电机、全自动控制，以达到节能和安全的目的；b.矿山生产初期，不设主通风机，充分利用地形分散回风，减少通风阻力，降低能耗。c.矿山生产初期，充分利用地形条件，坑内涌水由1385m、1335m中段巷道直接流到地表，节省排水费用。d.坑内通风选择节能风机；其它设备选择中也都选用节能设备。(2)选矿a.新增的浮选、生物氧化、浓缩过滤、充气等设备均大型化和高效化，有效地降低了能耗。b.生物氧化系统部分采用自动化控制，适当提高选厂原有设备自动化水平，使绝大部分设备均可在最佳状态下工作，能耗降低。c.充分利用选厂地形，药剂管道及大部分矿浆管道采用自流，节省了能耗。(3)电力a.合理配置配电设备，供配电电缆走向合理，以减少电缆线损。b.为减少无功损耗，0.4/0.23kv配电装置设置静电电容器，需要时同步电动机调相运行，进行无功功率补偿。c.选矿厂砂泵，软管泵采用变频调速，既满足工艺调速的要求又节约了能源。(4)选择节能设备和材料。1.4.2环境保护（1）环境保护本次技改将环境保护放在重要地位，确保环保工程与主体工程同步设计、同步施工、同步使用。在地区环境状况调查的基础上，针对主要污染物和污染源制定了环境保护的相应措施。矿山在生产过程中向环境排放的主要污染物是粉尘、井下污风、坑内涌水。采用湿式作业、喷雾洒水降尘、除尘器除尘和抽出式通风系统后，外排废气中含尘、CO、NOX的浓度均不高，加之矿区辽阔，经大气进一步稀释、扩散后，对居住区大气环境质量影响不显著；坑内涌水除含矿尘等悬浮物外不含其它有害物，沉降后排至小XX河，而接纳水体水量充沛，进一步稀释后，对地面水环境基本无影响；采矿废石属一般固体废物，或堆存，或综合利用，对环境均影响不大；采矿、粗碎设备噪声产生于井下，对生活环境没有影响；设于地面的初碎设备，其基础作减振处理，降低环境噪声源强，加之矿区人烟稀少，不存在扰民影响。选厂将生物工程用于提金工艺，在我国属于高新技术，工艺过程产生的污染物较少，有利于环境保护。生产中产生的氰化渣、中和渣压滤干排到尾矿库，各项尾水均循环利用，达到零排放。锅炉烟气经除尘净化后可以达标排放，通风除尘净化后的废气，再经大气进一步稀释、扩散后，对环境空气质量影响很小；锅炉灰渣属一般废弃物，对环境无影响；鼓风机设置在单独机房内，墙壁采取吸音降噪措施。通过以上分析，说明本工程建成投产后，对周围环境的影响是可以接受的，该工程的建设是可行的。（2）绿化矿区气候湿润，有利于花草、树木生长。原矿区内除建筑物、道路、废石场、尾矿库外几乎全部被绿色植物覆盖，周围是一级草场，绿化成绩喜人。本工程在辅助工业区及居民区再种植一些乡土乔、灌木和花卉、草皮，对吸收有害气体、减弱噪声，美化环境大有益处。（3）环保投资本项目环保投资900万元，约占新增投资的7.5%。1.4.3劳动安全卫生坚决贯彻安全第一，预防为主的方针，设计采取了一系列供电安全措施、消防安全措施、防腐措施、防洪措施，并留有足够的操作空间，安全方便的操作平台，安全防护栏杆，特殊工种配有安全用具和制服。工业场地道路通畅，车间内通行方便。使企业在取得较高经济效益的同时，确保职工在安全、卫生的操作环境下作业。设计中对劳动安全卫生给予了极大关注，在各专业设计中都严格遵守相应的安全规程。1.5企业综合经济效益及评价1.5.1项目总投资本次技改基建投资8794.44万元，资金来源为：自筹资金4397.22万元，占50%，银行贷款4397.22万元，占50%。企业现有流动资金2200.62万元，经核算完全可满足改造后生产需要，本次设计不再增加流动资金。投资范围主要工程及辅助设施：采矿、竖井、井口房、提升机房、空压机房、矿车电机车维修房、循环水泵房、矿石堆场、废石线和废石场浮选、浮选精矿再磨、氧化、浮尾脱水、中和压滤、自动化仪表、供电、供水、供热、环保等。1.5.2建设项目的综合评价本项目为选矿流程改造项目，改造后，金、银选冶总回收率分别提高15.291％；16.566％，每年可多回收黄金242.21公斤；白银656.01公斤。大幅度地提高了资源利用率。通过综合技术经济评价，本项目技术可行，经济合理。设计采用的技术方案和工艺流程通过生产实践验证是成熟可靠的。项目经济效果较好，具有返本较快、利润高，投资回报较大的特点。建议尽快实施，早日见效。技术经济分析见《综合技术经济指标表》表1-2。表1－2综合技术经济指标表序项目单位改造后改造前改造后新增一矿山规模t/d1000750二矿山服务年限a13.3413.34三选矿1处理能力t/d10007502502年处理矿量万t3324.758.253原矿品位：金g/t4.84.8银g/t12124采矿工艺竖井开采露天采矿竖井开采5选矿工艺浮选、尾矿氰化精矿氧化、氰化全泥氰化浮选、精矿氧化、氰化6产品方案成品金成品金成品金成品银成品银成品银7回收率金%83.2916815.291银%80.5666416.5668产品产量金kg/a1319.33807.84511.49银kg/a3190.411900.81289.61四定员及工资1全矿定员总数人6153732422工资标准元/人资总额万元/a1121.76680.3524劳动生产率按矿石计t/人d1.63按收入计万元/人a22.2319.372.86五总投资万元27647.0118615.729039.931建设投资万元23419.44146258794.44其中：长期贷款万元19022.22146254397.22企业自有万元4397.224397.222建设借款利息万元2035.591790.1245.493流动资金万元2191.982200.62-8.64六成本及费用1单位矿石成本元/t289.22235.4761.53其中：采矿元/t58.654620.39选矿元/t153.0610450.14管理费元/t77.5185.47-7.962年生产总成本万元/a9442.575827.93614.673财务费用万元/a547.57961.17-413.64资源税万元/a43.8932.9210.97七经济效益按年平均计1产品价格：金万元/kg101010银万元/kg0.150.150.152年销售收入万元13671.868363.525308.344利润总额万元3603.611541.532062.085所得税万元1189.19508.71680.486税后利润万元2414.421032.821381.67投资利润率%12.439.323.118投资利税率%12.599.543.059财务净现值（I=10%）万元12157.472361.7310内部收益率%25.4513.237.2211投资返本期a5.8312借款偿还期a6.81.6存在问题及建议1.6.1采矿方法试验问题分段溜矿崩落法是本次设计所推荐的主要采矿方法，鉴于该采矿方法首次在黄金矿山中使用，且XX金矿原为露天开采，没有使用该采矿方法的经验，为此，建议开展采矿方法试验，以达到降低损失贫化指标，培训职工的目的。为合理确定基建中段采切工程布置，建议在初步设计开始前做采矿方法的室内实验。1.6.2关于生物氧化工艺建议尽早建立生物氧化试验室，开展生物氧化试验研究及原始菌液制备等工作。由于生物氧化工艺为高新技术，工艺过程要求较为严格，设计中重要环节采用了较为先进的自动化仪表，企业应加强设备和仪表的维护保养力量，并提前对职工进行岗位培训。本次技改设计的工艺流程虽然适应性较强，但流程较为复杂，流程偏长，建议试验单位进一步做工作，尽量简化工艺流程，实现浮选直接排尾。第二章地质资源2.1设计依据资料本次设计所依据的资料是由XX维吾尔自治区地质矿产局第一地大队分别于1992年12月和1995年12月提交的《XX维吾尔自治区伊宁县XX金矿床北段勘探地质报告》和《XX维吾尔自治区伊宁县XX金矿床南段勘探地质报告》。北段地质报告是在XX维吾尔自治区矿产储量管理局于1992年1月13日以新储[1992]01号文批准的《XX维吾尔自治区伊宁县XX金矿区I号矿床勘探中间地质报告》的基础上修改提交的，南段地质报告由XX维吾尔自治区矿产储量管理局1995年7月31日以新储审[1995]04号文批准。2.2矿区及矿床地质2.2.1矿区地质XX金矿区位于西天山科古琴山主脊南侧，大地构造属天山地槽褶皱系，总体构造线方向为北西西——南东东。2.2.1.1地层矿区内出露的地层主要有下石炭统大哈拉军山组第五岩性段和阿恰勒河组第一岩性段。2.2.1.2构造矿区地质构造简单，阿恰勒河组为一向北北东倾斜的单斜构造，倾角10°～20°。大哈拉军山组地层中断层较发育，以张性断裂为主,分为近南北向、近东西向和北西向三组。矿区范围内仅见F2断层，为XX金矿区I号矿体的控矿断层。走向近南北，倾向东，倾角上陡下缓，近地表为80°左右，局部直立或反倾，深部一般在65°～70°。断裂破碎带宽50m左右，延深360m。2.2.1.3围岩蚀变主要有黄铁绢英岩化、绿泥石化、碳酸盐化及硅化。黄铁绢英岩化与成矿关系密切，局部地段形成工业矿体。位于石英脉上盘的英安岩普遍蚀变较强，下盘蚀变轻微。2.2.2矿床地质XX金矿属火山热液型金矿床。在地质勘探期，矿区被分成北南两段先后分别进行探矿。2.2.2.1矿体特征北矿段共有八个矿体，即①、②、③、④、⑤、⑥、⑦和Id矿体，其中①、②、③、⑤号矿体为表内矿体，④、⑥、⑦号矿体为表外矿体，Id矿体为产于下石炭统阿恰勒河组底部砾岩中的沉积型矿体。南矿段共有①号与②号两个矿体，①号矿体为北矿段①号矿体向南的延续，与北①号矿体同属一个矿体。北①、南①号矿体为主要矿体，设计范围内其矿石量占总矿石量的92.68％，金属量占92.79%。现将北①及南①号矿体特征简述如下：（1）北①号矿体北①号矿体分布于8～56线之间（表外矿向北延伸至64线），控制长480m，最大斜深425m，平均370m。矿体沿走向64线以北尖灭，沿倾斜在8线、40线深部（1150m标高以下）虽未封闭，但已趋尖灭（8线以南称为南①号矿体）。矿体总体走向NE10°，倾向SEE，倾角57°～86°，局部直立或反倾，具上陡下缓的特点。矿体形态呈厚大似板状体，沿走向和倾向均具膨大、收缩现象，上盘分枝有北①-1矿体。北①号矿体最大厚度35.06m，平均厚度16.68m，厚度变化系数为58.08%。平均品位5.86g/t，品位变化系数186%。（2）南①号矿体南①号矿体是北①号矿体向南的延续，地表出露于8～31线间，控制长400m，最大斜深385m，平均220m。31线以南矿体以40°向南倾伏，至43线1300m标高尖灭。4～15线1450m标高上下有一长约240m，宽40m的无矿带。矿体总体走向NE17°，倾向SE，倾角66°～82°，局部直立或反倾，总体具中上部陡倾，下部稍缓的特征。矿体呈不规则脉状，沿走向和倾向具膨大、收缩、尖灭现象，上盘分枝有南①-1矿体。南①号矿体最大厚度20.28m，平均5.90m，厚度变化系数70.39%。平均品位4.29g/t，品位变化系数403.22%。2.2.2.2矿石特征（1）矿石类型矿石类型有石英脉型和蚀变岩型两种，以石英脉型为主。向矿床深部，石英脉型矿体逐渐变薄，蚀变岩型矿石变厚。（2）矿石结构、构造矿石结构主要有半自形微粒结构、半自形——他形微粒结构，次为他形微粒结构和交代残余结构。矿石构造主要有星点浸染状构造、稀疏浸染状构造、细脉浸染状构造，次为细脉状构造。（3）矿物组成含金矿物为银金矿、自然金。硫化物以黄铁矿、白铁矿及毒砂为主，次为黄铜矿、闪锌矿、方铅矿、锑黝铜矿等，少量矿物有磁黄铁矿、硫锑铜银矿、硒银矿及辉锑矿。氧化矿物为褐铁矿、赤铁矿。脉石矿物以石英为主，次为绢云母、绿泥石、白云石。方解石及粘土矿物。（4）金矿物特征及金的赋存状态金矿物以银金矿为主，银金矿金的成色537～797；自然金金的成色804～843。金的粒度变化较大，从微粒——粗粒金均有分布，以微细粒金为主，氧化带中金的粒度大于原生带中金的粒度。金矿物形状以粒状为主，片状、树枝状次之。两种类型的矿石中金主要以晶隙金的形式出现，包体金很少，偶见裂隙金。2.3矿区水文地质和矿床开采技术条件2.3.1矿区水文地质2.3.1.1自然地理矿区位于大XX河以东，小XX河以北两河交汇处附近的山岭地带，属剥蚀中山地形，地势北高南低，海拔标高1261～1690m，相对高差350～470m，地形坡度大，达30°～35°，当地侵蚀基准面标高1261m，大部分矿体位于当地侵蚀基准面以上。矿区附近主要地表水体为大、小XX河，分别距矿体直线距离约700～800m，大XX河流量0.67～1.42m3/s，小XX河流量0.18～0.43m3/s（1990年7～8月）。矿区位于半旱气候区，年平均气温8℃,最高气温39℃，最低气温-27℃，年平均降雨量428.1mm，年最大降雨量738mm,雨季四、五、六、七月共120天，降雨占全年降水量的47％，降雨的年内分配较均匀,最大日降雨量47.2mm，年平均蒸发量2364.8mm，每年10月中旬至次年三月为降雪期，最大积雪厚度0.94m，最大冻土深0.84m（皮里青水文气象站）。2.3.1.2含水层黄土质亚砂土及残坡积物孔隙含水层，分布于平缓山梁、斜坡及沟谷洼地，厚1米至十几米，泉流量0.01～0.68l/s。阿恰勒河组砂砾岩风化裂隙含水层，厚0～36.65m，分布于矿床的北部地区，裂隙及孔隙发育，泉流量0.071～0.794l/s。大哈拉军山组英安岩风化裂隙含水层，主要分布在矿床南段、小XX河北侧地带，泉流量0.03～0.68l/s，风化层之下的完整基岩为隔水层。F2断裂带裂隙含水带，宽40～60m，倾向东，倾角65°～80°，由角砾岩、糜棱岩、高岭土及断层泥构成，裂隙发育，但多为闭合状，少数张开状，含水较弱，连通性不好，平硐揭露断裂带时最大涌水量为2.45l/s。区内各含水层均接受大气降水的补给，自然排泄条件好，含水性不强，按天然泉流量划分均属弱含水层。2.3.1.3地下水水质矿区地下水水质为SO4HCO3—Na，Ca或SO4HCO3—Na，Ca，Mg型水，pH＝6.9～7.8，矿化度M＝0.44～1.89g/l，大、小XX河水为HCO3—Ca，Na型水，PH=7．2，M＝0.29～0.34g/l，总硬度10.6～11.2德国度。2.3.2矿坑充水因素和涌水量矿区地层含水性弱，地下水量较小，深部开采时矿坑充水来源主要为降雨和溶雪水，由于浅部已经有露天开采的采坑，深部将采用崩落法开采，崩落区和露天采坑的降雨入渗是矿坑充水的主要因素，按目前的开采标高计，坑采崩落区的范围约为30万m2，南、北两露天采坑的汇水面积约为20万m2，坑采崩落区发育后，露天坑边坡将受到破坏，地表径流系数明显降低，露天坑的积水也通过其下部的崩落区渗入井下。因此，计算坑内涌水量时以崩落区范围为主，平均降雨入渗系数为0.4，暴雨时的入渗系数为0.3。矿坑正常水量由地下水和降雨平均渗入量组成。地下水量根据探矿期间的坑道涌水量资料用类比法估算，降雨平均渗入量根据平均降雨量按年平均计算，计算的正常涌水量为440m3/d。按中国水文图集资料，矿区10年一遇最大24小时雨量为50mm，坑内最大涌水量按50mm/d暴雨量计算，加上地下水量后为矿坑最大涌水量，最大涌水量为4845m3/d。露天开采的后期进入凹陷开采后，应在上部台阶或境界外上游来水方向设截水沟，尽量减少进入井下的水量，露天开采结束后坑底不应有直通井下的导水通道（如溜矿井、导水钻孔、未封的探矿孔等），当坑底有直通坑内的导水通道时，应予封堵或采取适当控制措施，避免露天坑积水直接大量灌入井下。2.3.3开采技术条件矿床开采所涉及的主要岩组为大哈拉军山组英安岩和阿恰勒河组砂砾岩块状岩组。岩石致密坚硬完整，RQD值为75～80%，结构面间距0.5～1.0m以上，岩体完整性为中等-良好。另一个与开采有关的岩组为F2断裂破碎带碎裂块状岩组。该岩组分布于矿体下盘，部分地段影响到矿体。RQD值为58％，单轴抗压强度可低至18.5-21Mpa，岩体质量变化较大，主断裂附近岩体稳定性差，其余部分稳定性中等-差。总体来看，远离F2断层的矿体和上盘围岩的稳定性较好，矿体底板和底盘断裂带稳定性差，采矿工程布置时应尽量避开它据地质报告资料该区的地震烈度区划属于7-8度烈度区，矿区的区域稳定性属于不稳定区，矿床开发中应注意防震。矿、岩的平均体重为：2.66t/m3；矿、岩的松散系数为：1.66；矿、岩的安息角：35°；矿、岩的抗压强度和f系数：阿恰勒河组砂岩119.55Mpaf=12大哈拉军山组英安岩95.5Mpaf=9.5矿石65.5Mpaf=6.52.4矿床地质勘探工作及勘探程度评述2.4.1矿床地质勘探工作XX金矿1988年由XX地矿局第一区调队四分队发现，1989年该局第一地质大队对I号矿床进行普查，1990年转入勘探，1991年12月提交《XX维吾尔自治区伊宁县XX金矿床北段勘探地质报告》。XX金矿床南段的普查工作从1989年开始，1994年8月转入勘探，1995年12月提交了《XX维吾尔自治区伊宁县XX金矿床南段勘探报告》。2.4.1.1勘探手段及网度矿床划为第III勘探类型。勘探手段以坑探配合钻探求C级储量，以钻探求D级储量，C级储量的勘探网度为40×40～60m，D级储量的勘探网度为80×80～120m。2.4.1.2勘探工程量北矿段完成的主要工作量有：1:10000地形地质测量10km2，1:1000地形地质测量0.39km2，钻探56孔16084.49m，坑探3485.3m，浅井63.3m，探槽1981.67m3。南矿段完成的主要工作量有：1:1000地形地质测量0.28km2，钻探6149.90m，坑探1566.81m，浅井20m，探槽1239.93m3。2.4.2勘探程度评述本次设计范围为北矿段1450m标高以下，南矿段1330m标高以下，以及各露天采场境界外三角矿柱。矿床勘探阶段以40×40～60m的钻探工程网度，坑探配合求C级储量，以80×80～120m的钻孔工程网度，求D级储量。据矿山反映，已采地段（全部位于C级储量范围内）北矿段变化不大，南矿段变化较大，勘探手段基本上是正确的，对北①号主矿体探求C级储量的网度基本是合理的，对南①号主矿体偏稀。本次设计范围除了露天采场境界外三角矿柱的矿体其储量级别属于C级储量外，1450m和1330m标高以下矿体大部分属于D级储量。据统计，设计范围内北矿段C级储量仅占33.67%，南矿段占32.64%，虽然经过多年生产实践，对于矿床成矿规律和地质特征的认识有了进一步提高，但总体上来说，本次设计地段矿床勘探程度还是比较低的，因此在基建期应加强探矿工作。2.5储量2.5.1工业指标2.5.1.1北矿段北矿段矿床工业指标由国家黄金管理局于1991年7月22日和1991年11月2日分别以国金计字[1991]第213号文和国金计字[1991]第331号文正式下达，具体内容如下：1．露天开采工业指标（1）1530m标高以上：边界品位:1.0g/t块段（小块段）最低工业品位:3.0g/t（2）1530～1450m标高：边界品位:1.5g/t块段（小块段）最低工业品位:3.5g/t（3）矿体最低工业品位：5.5g/t（4）最小可采厚度：2.0m（5）夹石剔除厚度：4.0m（6）无矿地段剔除长度：上下工程对应时为10m；上下工程不对应时为20m。（7）当矿体厚度小于最小可采厚度，而品位较高时，可按m·g/t值计算。2．坑内开采工业指标（1）边界品位：1.5g/t（2）块段最低工业品位：3.5g/t（3）矿体平均品位：5.5g/t（4）最小可采厚度：1.0m（5）夹石剔除厚度：2.0m（6）无矿地段剔除长度：上下工程对应时为10m，上下工程不对应时为20m。（7）当矿体厚度小于最小可采厚度，而品位较高时，可按m·g/t值计算。2.5.1.2南矿段南矿段矿床工业指标由XX维吾尔自治区黄金局于1995年3月20日以新黄地[1995]74号文正式下达，内容如下：（1）边界品位：1g/t（2）块段（小块段）最低工业品位：3g/t（3）矿体平均品位：4g/t（4）最小开采厚度：露天开采2m，坑内开采1m（5）夹石剔除厚度：露天开采4m，坑内开采2m（6）无矿段剔除长度：上下工程对应时为10m，上下工程不对应时为20m。（7）当矿体厚度小于最小开采厚度，而品位较高时，可按m·g/t值计算。2.5.2矿区储量2.5.2.1地质报告提交的储量本次设计范围内，地质报告提交的储量如表2-1所示。 表2-1本次设计范围内地质报告提交的储量表矿段储量级别矿石量(万t)金属量(kg)品位(g/t)北矿段C＋D413.8236335.71南矿段C＋D125.752434.172.5.2.2设计资源/储量本次设计所用资源/储量是根据XX维吾尔自治区地质矿产局第一地质大队1991年12月提交的《XX维吾尔自治区伊宁县XX金矿床北段勘探地质报告》、1995年12月提交的《XX维吾尔自治区伊宁县XX金矿床南段勘探地质报告》、XXXX金矿提交的《XXXX金矿床南段基建勘探总结报告》，利用英国MineralIndustriesComputingLtd.国际公司的DATAMINE软件建立矿床模型，计算基础储量后，将算得的探明储量（C级储量）设计中全部利用，控制储量（D级储量）设计中按70%利用。资源/储量计算方法采用距离平方反比法，按勘探工程间距和矿体特征建立三维椭球体，确定品位估值搜索半径。按5×10×10m（水平厚度方向×走向×倾向）大小的父块、0.5×1×1m的次级矿块进行品位估值，计算基础储量。品位估值采用了象限控制，确保每一矿块的品位信息均来自不同象限的样品，以消除某一方向单个较高或较低品位对估值的影响。基础储量计算结果如表2-2所示。表2-2所示基础储量已扣除南北露天坑境界内矿石量，北露天坑底标高为1450m，南露天坑底标高为1330m。需要说明的是，南北矿段虽属同一勘探类型，但通过生产实践证明，北矿段矿量和品位与地质勘探相比变化不大，勘探网度基本合理，而南矿段矿量和品位均有很大的负变，勘探网度明显偏低，地质可靠程度低于北矿段，因此在资源/储量的分类上南北矿段应按不同的标准进行划分。2.6基建、生产探矿及取样2.6.1基建探矿基建探矿范围为1385m中段及1450m以上露天采场境界外三角矿柱。对基建范围内原来勘探工程间距未达到40m者都加密到40m间距，首采段加密到20m间距，以达到探明的资源/储量要求。对基建中段标高以上的规模较大品位较高，距离较近的上盘矿体进一步进行评价，以便与主矿体同时作出开采安排。基建标高以下的主矿体中原勘探网度过稀的地段适当加密。表2-2XX金矿中段基础利用储量表中段矿体储量级别矿石量(t)金属量(kg)品位(g/t)1450m以上北①探明的211533.201087.315.14北②控制的57027.51288.935.07北⑤控制的614.463.455.62Id控制的8185.7039.114.78南①探明的131392.29511.053.89南②探明的81.120.283.40小计探明的343006.611598.634.66控制的94048.52473.565.04探明的+控制的408834.271930.134.721400北①探明的1193193.217815.036.55北②控制的34348.27219.576.39北③控制的7075.3839.765.62北⑤控制的25935.97150.205.79南①探明的145202.09502.263.46南②探明的19683.7471.663.64小计探明的1358079.048388.946.18控制的67359.62409.536.08探明的+控制的1425438.668798.486.171350北①控制的865761.044707.865.44北②控制的11958.97127.9110.70北③控制的3838.9722.585.88北⑤控制的5952.6336.096.06南①探明的123921.29449.783.63控制的148454.22557.133.75探明的+控制的272375.511006.913.70南②探明的13569.4454.744.03控制的33413.53137.074.10探明的+控制的46982.97191.814.08小计探明的137490.73504.513.67控制的1069379.355588.655.23探明的+控制的1206870.086093.175.051300北①控制的621865.463220.575.18北②控制的3725.9921.785.85南①控制的241075.47980.194.07南②控制的51246.67230.374.50小计控制的917913.594452.924.85中段矿体储量级别矿石量(t)金属量(kg)品位(g/t)1300m以下北①控制的290841.121774.776.10南①控制的137445.86486.283.54南②控制的15205.5670.164.61小计控制的443492.542331.215.26合计北①探明的1404726.418902.346.34控制的1778467.619703.205.46探明的+控制的3183194.6118605.545.84北②控制的107060.74658.206.15北③控制的10914.3462.335.71北⑤控制的32503.07189.745.84Id控制的8185.7039.114.78南①探明的400515.671463.083.65控制的526975.552023.603.84探明的+控制的927491.223486.683.76南②探明的33334.30126.673.80控制的99865.76437.614.38探明的+控制的133200.06564.284.24总计探明的1838576.3810492.095.71控制的2563972.7713113.795.11探明的+控制的4402549.1523605.885.36基建探矿工程以坑内钻为主，加密和延长已有巷道进行探矿为辅。工程量：坑探750m，断面2.0m×2.0m。钻探3500m钻窝900m32.6.2取样及化验分析对揭露矿体的生产巷道也应按规定间距刻槽取样。基建期取样4000件；基本分析4000件，分析内容Au；组合分析400件，分析内容Ag、S、As、Sb；为保证化验的质量，须定期分批进行样品的内部检查和外部检查，内部检查和外部检查样品数分别占基本分析样品个数的10%和5%。2.6.3生产探矿生产探矿手段也以坑内钻为主，探矿网度原则上为20m×10m(分段高度)，以达到探明的资源/储量要求。探矿工作量：生产期间钻探1600m/a，坑探300m/a，取样1620件/a，分析内容与基建探矿相同。在生产阶段，凡能起到探矿作用的地质及采矿工程均应系统取样并进行地质素描及编录工作。矿山可根据该矿床具体特点和生产过程中的实际情况，自行调整生产探矿的手段与网度，使之符合矿山生产需要。生产探矿中所取的样品均送选厂化验室进行加工及化学分析2.7存在问题及建议1．本次设计范围为XX金矿床（南段和北段）深部，勘探工程网度较稀，勘探程度较低；与矿体中上部比较，矿体的厚度和品位有变薄、变低的趋势，应重视基建和生产探矿工作，尽量使探矿工作超前进行。2．F2断裂破碎带工程地质条件较差，对坑内采矿会有较大影响。目前对断裂带本身及其影响带范围等工程地质条件研究程度不够。详细评价F2断裂带对开采的影响有困难。建议进一步调查F2断裂影响带的范围，评价其对采场稳定性的影响。3．原来地质勘探阶段南、北矿段采用的工业指标不尽相同，本设计仍以地质报告所圈定的矿体轮廓为准。由于计算机划分的矿块（5×10×10m及0.5×1×1m的次级块）远小于手工计算资源/储量的矿块尺寸，工业指标中有的项目不能再直接使用。因矿块尺度减小可能引起矿体的连续性发生变化（特别是南矿段），这些因素对初设和矿山设计影响不大，但对今后的工程设计，如矿块的布置等会有影响，建议下一步设计中应收集矿山生产中与此有关的实际资料，进一步研究计算机小矿块计算资源/储量指标的选取，并以此确定矿体边界。4．北矿段只审查了中间地质报告，最终地质报告没有审批，而最终地质报告新增了部分钻孔、探槽、浅井及1410m探矿坑道。部分钻孔含矿段在中间地质报告与最终地质报告中同一样品分析结果不一致。第三章采矿3.1矿山现状XX金矿是一个正在生产的大型露天金矿，分南、北两个露天坑，相距400m。北露天坑设计开采最低标高为1450m，境界内矿岩总量900万m3，其中矿石250万t；南露天坑设计开采最低标高为1330m，境界内矿岩总量209.56万m3，其中矿石48.87万t。北露天坑于1993年6月开工建设，1995年7月建成投产。设计生产能力600t/d，截止到2000年9月，累计采剥总量为691.8万m3，其中矿石188.6万t。南露天坑于1999年3月开工建设，目前已建成投产。设计生产能力150t/d，，截止到2000年9月，累计采剥总量为32万m3，其中矿石9.86万t。2004年底，南、北露天坑已闭坑。3.2采矿方法3.2.1设计开采范围本次设计范围为51线~72线、露天开采范围之外的矿体，设计对象为1、2号主矿体。3.2.2采矿方法选择从上述矿床开采技术条件可以看出，对于北段矿体，可供选择的采矿方法有两种，即：分段留矿崩落法和分段采矿嗣后充填法。3.2.2.1采矿方法简述（1）分段留矿崩落法分段高10m，中段高50m。采场长度100m，沿走向布置，依据矿体厚度，布置凿岩出矿巷道条数。在分段凿岩出矿巷道凿岩落矿后，在该巷道出70%的矿量，其余留待各中段最下一个分段巷道出矿。对应于该采矿方法，矿山生产能力可以达到1000t/d。（2）分段采矿嗣后充填法分段高9m，中段高50m。矿体厚度小于12m时，采场沿走向布置，采场长40m；矿体厚度大于12m时，采场垂直走向布置，矿块长为矿体厚度，宽20m，一步回采矿房宽8m，二步回采矿柱宽12m。中深孔凿岩机凿岩落矿，之后用普通铲运机出矿，待该采场一分段采完后，用遥控铲运机将滞留在采场中的矿石清理完毕，然后用膏体充填。沿走向布置的采场一端（5m）用灰砂比1：6的充填料胶结充填，作为相邻采场回采时的矿柱，另外35m长用灰砂比1：20的充填料胶结充填，表面用灰砂比1：6的充填料胶结充填1～2m，用于行走铲运机。采场垂直走向布置时，一步回采后，用灰砂比为1:6的充填料胶结充填，二步回采后，用灰砂比1：20的充填料胶结充填，表面用灰砂比1：6的充填料胶结充填1～2m，用于行走铲运机。充填料主要为尾砂，为降低成本，坑内掘进所产生的废石，尽量回填到采空区。充填工艺为：将压滤后的尾砂（浓度约78%）泵送至井下，在中段巷道中加水泥制浆，再用泵接力送到采场。矿体下盘为破碎带，为保证空区不塌方，在靠近下盘处，留厚1.5m的矿体不回采。对应于该采矿方法，矿山生产能力可以达到1000t/d。3.2.2.2采矿方法比较（1）两种采矿方法的主要技术经济指标两种采矿方法的主要技术经济比较结果见表3-1、表3-2表3—1采矿方法主要技术经济指标表序号项目单位分段留矿崩落法分段充填法备注1贫化率%1592损失率%15203采切比m3/kt34.51704凿岩机效率t/台班150150YGZ905出矿设备效率t/台班2002001.5m36采矿车间全员劳动生产率t/工班5.14.5含充填工段7充填水泥消耗量kg/t45表3—2采矿方法技术经济比较表序号项目单位分段崩落法方案分段充填法方案备注1生产能力t/d100010002采矿方法比重分段崩落留矿法65分段空场法3535分段充填法653出矿品位g/t4.514.834服务年限a13.3413.345新增总投资万元34003500其中：充填系统万元2506年产黄金Kg/a131914207年销售收入万元/a10112105578年总成本费用万元/a77269050其中：经营成本万元/a543965359单位矿石成本元/t123.01139.02其中：采矿元/t63.7379.22管理元/t59.2859.8010财务净现值(i=8%)万元296-94111优点*不需要充填，回采工艺简单；*采矿成本低；*不留下盘护壁，损失率低。*贫化率低；*通风条件好；*需用遥控铲运机清理滞留在采场中的矿石12缺点*贫化率高；*采场通风条件不好。*需要充填，回采工艺复杂；*采矿成本高。如果采用废石作为充填料，现有露天采矿排弃的废石，因顺山坡排放，无法利用，今后2～3年采出的废石采取措施堆存后可以利用，坑内开采的中后期需要建采石场；地表需要建破碎站；废石充填工序繁琐，成本高，采矿强度低，由此不采用废石作为充填料。（2）采矿方法确定根据上述两种采矿方法的技术经济比较结果，分段留矿崩落法比分段充填法年总成本费用少1324万元、单位矿石成本少16.01元、新增总投资少100万元、年销售收入少445万元,可见分段留矿崩落法的经济效益比分段充填法要好,而且分段留矿崩落法工序简单、作业安全，本次设计推荐分段留矿崩落法。对于南段及下盘破碎带不直接与矿体接触段，推荐采用分段空场法。3.2.3回采工艺3.2.3.1分段留矿崩落法(1)矿块布置采场长100m，高50m，宽为矿体厚度，分段高10m，一个中段分5个分段。分段巷道沿走向布置，矿体厚度小于10m时，布置一条脉内分段凿岩出矿巷道；矿体厚度介于10～20m时，布置两条脉内分段凿岩出矿巷道；矿体厚度大于20m时，布置三条脉内分段凿岩出矿巷道。(2)采准、切割该采矿方法采准工程有分段巷道、分段凿岩出矿巷道、矿石溜井、通风天井、分段穿脉巷道;切割工程有切割槽.分段巷道布置在上盘脉外通过采区斜坡道使其与上下联通,从分段巷道向矿体下盘掘分段穿脉巷道,掘到矿体下盘时,再沿矿体走向掘脉内分段凿岩出矿巷道;矿石溜井由中段运输巷道向上掘与各分段穿脉巷道联通;通风天井由最下的分段穿脉巷道向上掘与上中段运输巷道联通;采场底柱为15m;采切比:34.51m3/kt.(3)回采出矿凿岩用YGZ—90中深孔凿岩机在分段凿岩出矿内凿上向扇形孔，排距1.5m,孔底距1.5～2.0m,钻孔直径ф70mm,采用BQF-100装药器装药,爆破采用粉状铵油炸药，起爆采用火雷管引爆导爆管雷管，导爆管雷管起爆粉状铵油炸药。切割工程布置在两个矿块中间，切割天井向两个矿块同时向两侧拉开工作面。爆下矿石采用国产1.5m3柴油铲运机，由本分段凿岩巷道出70%的矿石，其余由本中段最下一个分段巷道出矿。露天转坑内后，强制崩落上盘围岩，形成20m厚的覆盖层。新鲜风流由中段石门进入采准斜坡道,进入分段凿岩巷道工作面,污风由回风天井经上中段回风平巷排出地表.3.2.3.2分段空场法(1)矿块布置矿块沿走向布置,长50m,矿房42m,矿柱8m,采场高50m，分4个分段,分段高12.5m。采矿方法见图C275cCK-08。(2)采准、切割采准工作有中段无轨出矿巷道、分段凿岩巷道、矿石留井、出矿进路、人行通风天井;切割工程有切割槽。中段无轨出矿巷道布置在上盘脉外，通过采区斜坡道使其与上下联通；从中段运输巷道向上掘矿石溜井与中段无轨出矿巷道贯通，从中段无轨出矿巷道向矿体下盘掘出矿进路；分段凿岩巷道从人行通风天井沿矿体脉内掘出；采场底柱高15m，顶柱高5m；采切比为75.24m3/kt。(3)回采出矿凿岩用YGZ—90中深孔凿岩机在分段凿岩巷道内向上打扇形炮孔，排距1.5m,孔底距1.5～2.0m,钻孔直径ф70mm,采用BQF-100装药器装药，炸药选用粉状铵