湖北三宁矿业有限公司挑水河磷矿东部矿段矿产资源开发利用与生态复绿方案

湖北三宁矿业有限公司挑水河磷矿东部矿段矿产资源开发利用与生态复绿方案项目单位：湖北三宁矿业有限公司二〇一七年三月湖北三宁矿业有限公司挑水河磷矿东部矿段矿产资源开发利用与生态复绿方案总目录第一分册湖北三宁矿业有限公司挑水河磷矿东部矿段矿产资源开发利用方案篇河北寰球工程有限公司（2017.03）第二分册湖北三宁矿业有限公司挑水河磷矿东部矿段土地复垦方案篇原编制单位：武汉矿业人工程技术咨询有限公司（2011.08）修订单位：湖北三宁矿业有限公司（2017.03）第三分册湖北三宁矿业有限公司挑水河磷矿东部矿段矿山地质环境保护与治理恢复方案篇原编制单位：中南冶金地质研究所（2011.08）修订单位：湖北三宁矿业有限公司（2017.03）通论TOC\o"1-2"\h\z\u1项目背景 需求现状和预测1.1磷矿国内外市场供需情况1.1.1产品现状及加工利用的趋向据美国地质调查局统计，截止2015年底，世界磷酸盐岩储量687.05亿吨，主要分布在非洲北部、中国、中东、美国等多个国家和地区，其中90%以上集中分布在摩洛哥、阿尔及利亚、叙利亚、俄罗斯、南非、约旦和中国。按基础储量排名，摩洛哥和西撒哈拉位居第一位，中国第二位，阿尔及利亚居第三位。世界主要国家磷矿资源量详见表1.1.1。世界主要国家磷矿资源量表表1.1.1单位：亿t国家或地区储量国家或地区储量摩洛哥和西撒哈拉500伊拉克4.3中国37巴西3.2阿尔及利亚22哈萨克斯坦2.6叙利亚18以色列1.3南非15突尼斯1约旦13印度0.65俄罗斯13塞内加尔0.5埃及12越南0.3美国11墨西哥0.3澳大利亚10多哥0.3沙特阿拉伯9.6其它3.8秘鲁8.2合计687.05数据来源：美国地质调查局MineralCommoditySummaries2016我国磷矿储量37亿吨，主要集中在云、贵、川、鄂、湘五省，磷矿石上表储量占全国总储量的85%以上，其余分布在河北、江西、江苏、安徽、陕西、山东等地。目前，国内已建成云南昆阳，贵州开阳、瓮福，湖北荆襄、宜昌，四川金河—清平等六大磷矿生产基地，形成了大中小矿山并举、共同发展的局面。磷矿产品按是否经过选矿分为原矿和精矿。由于历史原因，我国磷矿价格一直较低，矿山企业以开采富矿作为商品矿销售为主。随着磷矿资源紧缺、产品价格上升，中低品位矿石的选矿已引起各级政府和企业的极大关注，要求贫富兼采、采选结合。磷矿是化肥和其它化学工业的重要原料。世界上80%～90%的磷矿用于生产各种磷肥，4%生产洗涤剂，3.3%生产饲料添加剂，其余用于化工、轻工和国防等行业。我国磷矿资源的消费结构与世界略有不同，生产磷肥占70%～82%，生产黄磷占11%～17%，生产其它磷制品占5%～13%。今后国内外磷矿加工利用趋向仍以生产磷肥为主，产品方向为高浓度磷复肥。此外，我国黄磷用矿比例较大，但黄磷能耗高，产量将逐年下降，用于精细化工的精制提纯湿法磷酸的比重逐步增加。1.1.2国内外磷矿石的生产能力和产量目前世界上共有30多个国家生产磷矿，最近5年的平均生产能力2亿吨，平均年产量2.15亿吨。主要生产国有美国、摩洛哥、中国和俄罗斯，四国的产量为总产量的75%以上。世界磷矿石产量总体呈稳定趋势。美国、摩洛哥、西撒哈拉和俄罗斯的产量较为稳定，中国的产量则呈逐年升趋势，平均年增长率超过8%。2014年世界磷矿总产量为21990万吨，中国为10000万吨。2015年世界磷矿总产量为22305万吨，中国为10000万吨。世界主要国家磷矿产量详见表1.1.2。我国有磷矿生产企业近350家，从业人员10多万人，目前已开发利用的矿区250多处。2015年，我国磷矿总产量10000万吨，居世界第一位。世界主要国家磷矿产量表表1.1.2单位：万t国家或地区2011年2012年2013年2014年2015年美国28403010323025302760阿尔及利亚180125150150120澳大利亚270260260260260巴西620675674604670加拿大100903000中国7200953097001000010000埃及600624600550550印度125126127111110伊拉克320352020以色列320351360336330约旦620638700714750哈萨克斯坦160160160160墨西哥162170170170170摩洛哥、西撒哈拉27002800280030003000秘鲁254321390380400俄罗斯11001120125011001250沙特阿拉伯100300300300330塞内加尔951389290100南非250224230216220叙利亚3101005012375多哥808790120100突尼斯500600400378400越南270270其它740550563237260世界总产量1916922019223612181922305数据来源：美国地质调查局MineralCommoditySummaries2011~2016。注：表中国内数据为实物产量，包含贫矿和富矿。1.1.3产品进出口情况20世纪80年代后期，我国停止了磷矿石进口。由于国内高浓度磷复肥不能满足农业的需要，每年从美国等国家进口200～500万吨（折纯）的磷复肥，导致我国磷矿石过剩使出口逐年增加。2001年达到491万吨，占当年磷矿石总产量的23.4%，成为化工矿产品中主要创汇产品。自2004年1月1日起，我国为限制磷矿石出口量，采取取消出口退税、征收并多次提高磷矿石出口关税的措施，使2006年磷矿石出口量降到100万吨以下。由于2008年磷矿石出口价格在高位运行，致使出口量反弹，达200万吨。2006年3月9日，国内一企业开始从国外进口磷矿石，这是我国二十多年来首次磷矿石进口。2007年全国进口磷矿石4.26万吨。2007年对于中国磷肥产业是标志性的一年。这一年，中国磷肥从净进口变为净出口，磷肥出口量644万吨（实物量）。为加强磷矿石出口管理，保护资源环境，商务部于2008年11月10日发布《关于磷矿石纳入出口配额许可证管理的公告》，规定将磷矿石纳入出口配额许可证管理，2009年磷矿石出口配额总量为150万吨。2001年～2014年我国磷矿石出口情况详见表1.1.3。近几年我国磷矿石进出口量统计表表1.1.3标矿：万t年份20012002200320042005200620072008200920102011201220132014出口491351356313211959720038.288.2465.9648.9335.7733.53进口8.144.260.150.060.05数据来源：国内统计1.1.4国内外近、远期的需求量及主要销向预测磷矿石不论用于磷肥还是其它磷酸盐生产，都必须先转化为磷酸。国际化肥协会（IFA）预计，随着全球经济形势回暖和农产品价格触底反弹，2016年全球农业肥料需求将上升，2016年全球磷矿供应将增长6%，增至2.32亿吨，摩洛哥、约旦、中国是主要增产国。2015年全球磷酸产能为5640万吨，预计2016年为5800万吨。IFA预计全球磷酸供需存在小幅过剩，中国在未来几年仍将保持大幅过剩。摩洛哥和西亚地区磷酸出口将稳步增加。2016年全球磷肥产能将增长3%至9700万吨，新增产能中二铵将占95%。摩洛哥将占新增产能的66%，中国将占17%。我国是磷制品的主要消费国，约占世界消费量的25%～30%。作为一个传统的农业大国，随着国家加快农村产业结构调整和农业经济发展的步伐，对高浓度磷复肥的需求量不断扩大。根据我国农业和化肥工业部门预测，虽然未来10年世界化肥生产和消费增长缓慢，磷肥年平均增长率约2.8%，但发展中国家由于农业发展的需要，磷复肥将保持较快增长速度，这将直接转化为对磷矿石需求量的增长。预计我国今后10年的年平均增长率约为4.5%。未来10年内，我国及亚太地区仍将是磷制品有增长潜力的主要销售市场。1.2产品价格分析1.2.1磷矿价格现状2010年末至2011年4月，国内磷矿石价格上涨一定幅度。2011年我国出口磷矿石的平均离岸价为157.13美元/t，2012年我国出口磷矿石的平均离岸价为187.13万元。2013年国内磷矿石价格全面下滑，尤其是富矿价格下降幅度大。目前国内磷矿石价格相差较大，主要决定因素为矿石质量和运距。2016年10月，四川地区含P2O528%原矿坑口价280～300元/t，含P2O530%原矿坑口价350元/t；云南地区含P2O528%磷矿石坑口价300～330元/t，含P2O530%品位磷矿石车板含税价360元/t左右；湖北宜昌地区，含P2O528%品位码头交货含税报价（即船板交货价）340～360元/t，含P2O530%磷矿石船板交货370～380元/t。1.2.2磷矿价格稳定性及变化趋势在全球主要磷矿生产国贸易量下降、开采成本上升及强劲的需求拉动下，国际磷矿石价格从2007年初的80美元/t一度涨至历史最高的480美元/t。世界主要磷矿石进口国印度的到岸价从2004年的60美元/t上涨到2008年底近400美元/t。2008年下半年，磷矿石价格受国际金融危机影响下跌，2012年6月，印度的到岸价为215美元/t。2015年上半年，印度的到岸价为130~140美元/t。我国磷复肥和黄磷产能大幅度扩张，对磷矿石需求不断加大，使得磷矿石供给出现失衡。2005年磷矿石价格从年初的90多元/t，涨到年底的230～240元/t。2006年中国磷矿石价格相对平稳，但2007年开始逐渐上涨到330～390元/t。2008年底，国内市场受国际金融危机的影响，磷矿石价格下降到240～280元/t。2009年初，市场价格开始回升，到2010年初，湖北宜昌地区磷矿石价格（坑口价）回升到300～320元/t。2010年末至2011年初，受需求增长和人工工资上涨等因素的影响，国内市场价格进一步上涨，宜昌地区磷矿石价格涨至380～400元/t。2012年宜昌地区磷矿石价格保持在480～500元/t。而2013年初开始磷矿石价格大幅下跌，到2015年底一直处于低位。2016年上半年28%以上品位富矿价格有小幅下跌，宜昌码头船板价为350~360元/t。预计短期国内磷矿石价格将趋于稳定。近五年我国磷矿石出口离岸价详见表1.2.2-1。我国磷矿石出口离岸价格统计表表1.2.2-1金额单位：美元/t年份20102011201220132014离岸价121.87157.13187.13168.85133.87我国磷复肥和黄磷产能大幅度扩张，对磷矿石需求不断加大，使得磷矿石供给出现失衡。2005年磷矿石价格从年初的90多元/t，涨到年底的230～240元/t。2006年中国磷矿石价格相对平稳，但2007年开始逐渐上涨到330～390元/t。2008年底，国内市场受国际金融危机的影响，磷矿石价格下降到240～280元/t。2009年初，市场价格开始回升，到2010年初，湖北宜昌地区磷矿石价格（坑口价）回升到300～320元/t。2010年末至2011年初，受需求增长和人工工资上涨等因素的影响，国内市场价格进一步上涨，宜昌地区磷矿石价格涨至380～400元/t。考虑到国家对磷矿和磷制品提高关税、出口配额对出口的影响，矿山企业大量开工以及用肥淡季的到来，预计短期国内磷矿石价格将趋于稳定。宜昌地区30%标矿坑口价格变化趋势详见表1.2.2-2。宜昌地区磷矿石坑口价格统计表表1.2.2-2金额单位：元/t年份201120122013201420152016船板价450450430400390380数据来源：国内统计，船板价为含税价。中长期国内磷矿市场价格总体上将保持缓慢上升态势，且与农产品价格有一定关联。其一，磷矿石主要用于制造磷肥，作为农用物资，长期大幅上涨的可能性不大。其二，我国磷矿的特点是富矿少、贫矿多，为充分利用资源，国家要求矿山企业必须贫富兼采。中低品位矿石的开采和选矿，将大大增加生产成本。其三，相关税费增加，磷矿开采资源税提高至15元/t，矿业增值税销项税提高至17%，湖北省2013年开始试行从价计征的资源税改革，税率为10%；新的资源税改革未来将在全国范围推广资源税率4~8%。其四，磷矿为战略资源，其相关产品的出口受国家政策限制，基础磷肥市场价格受宏观调控。1.2.3磷矿产品价格确定本项目产品为富矿和磷精矿两种，按照目前价格及发展趋势分别定价：（1）富矿：含P2O5品位29.43%，坑口含税价确定为320元/t。（2）磷精矿：含P2O5品位28.5%，出厂价确定为330元/t。

2主要建设方案的确定根据矿体赋存条件、地形地质条件、开采技术条件以及技术经济条件，设计按“详查报告评审意见书”评审结论，以东部矿段主要工业矿层Ph2矿层为主要开采对象；遵循矿区资源“统一规划、规模开发、先易后难、科学开采”的原则，在矿山开采方案、开拓运输方案及厂址选择方面统筹考虑了东部矿段次要工业矿层Ph13矿层和西部矿段的开发利用。2.1开采方案2.1.1开采范围根据湖北三宁矿业有限公司挑水河磷矿东部矿段采矿许可证（证号C4200002011126110122039），采矿权范围由6个拐点圈定，开采标高920～600m，矿区面积约6.9696km2，拐点坐标见表2.1.1-1。东部矿段采矿权范围拐点坐标表表2.1.1-1点号XY备注13479097.6037510088.001980年西安坐标系23479992.4037511618.7033477725.0037511832.5043475835.9037512917.8053475833.3037510593.1063476654.5037510196.00开采标高920～600m本次设计以《委托书》为依据，将东部矿段分为896工区和909工区，将两个工区设为独立采区，开拓、通风、排水、压气等生产系统独立设置。根据《委托书》，909工区范围由5个拐点圈定，开采深度由860m～700m标高，面积1.422km2。909工区开采范围拐点坐标见表2.1.1-2。909工区开采范围拐点坐标表表2.1.1-2点号XY备注13476860.3737512329.171980年西安坐标系23476860.3737511055.9133478446.9137511055.9143478446.9137511764.1153477724.6637511832.00896工区范围为挑水河磷矿东部矿段除去909工区以外的范围。设计开采对象为东部矿段Ph2、Ph13矿层。Ph2矿层设计开采范围主要为块段范围内Ph2矿层标高920～600m部分，南部边界为矿段南部边界，东部边界为F1断层保安矿柱，西部边界为块段西部边界（F4断层保安矿柱），北部边界为矿段北部边界。具体开采范围详见附图K11104-000-64-05。Ph13矿层设计开采范围主要为块段范围内Ph13矿层标高880～850m部分，位于挑水河保安矿柱南部块段，由三部分组成：一部分由ZK1101、插点21、插点22、ZK1104、PD1与F2断层贯通点圈定；一部分由QZ3、龙洞湾河流保安矿柱圈定；一部分由矿区西部边界（F4断层保安矿柱）、挑水河保安矿柱、龙洞湾保安矿柱圈定。具体开采范围详见附图K11104-000-64-06。2.1.2开采储量（1）最低开采品位根据《磷矿地质勘查规范》（DZ/T0209-2002）要求，磷矿一般工业指标规定最低工业品位P2O5≥15%。设计确定最低开采品位15%。（2）开采对象设计开采对象为东部矿段Ph2、Ph13矿层。设计两矿层全层开采，富矿、中低品位矿分采分运。（3）设计开采储量根据“详查报告评审意见书”评审结论，本次设计利用资源储量为东部矿段划定矿区范围内Ph2、Ph13矿层（121b+122b+333）资源储量计算块段。其中333资源量按可信度系数0.8做一定的扣减，预测的（334）？资源量不参与计算。东部矿段设计利用资源储量详见表2.1.2-1。a）保安矿柱占用资源储量河流、断层、边界、斜坡道等留设保安矿柱。其中，河流及公路两侧保安矿柱按保护带宽20m留设；在F1、F4断层两侧分别留设20m宽保安矿柱，在F2、F3断层两侧分别留设10m宽保安矿柱，斜坡道及斜井两侧保安矿柱保护带按10m宽留设；沿909工区范围边界两侧各留设15m宽的保安矿柱。各类预留保安矿柱占用Ph2、Ph13矿层（121b+122b+333）资源储量1462.89万吨，折可利用资源储量1316.01万吨。各类预留保安矿柱占用资源储量详见表2.1.2-2。b）设计开采资源储量开采范围内扣除采矿预留保安矿柱占用开采储量后，设计Ph2、Ph13矿层开采储量为2736.0万吨。设计开采资源储量详见表2.1.2-3、2.1.2-4、2.1.2-5。c）可采储量Ph2矿层设计开采储量2624.30万吨，矿石回采率85.61%，经计算，可采储量为2246.66万吨；Ph13矿层矿层设计开采储量111.7万吨，矿石回采率86.87%，经计算，可采储量为97.03万吨。合计Ph2、Ph13矿层可采储量为2343.69万吨。经计算，Ph2矿层资源利用率58.49%，Ph13矿层资源利用率46.03%，全矿资源利用率57.84%。全矿资源利用率计算详见表2.1.2-6。东部矿段设计利用资源储量表表2.1.2-1矿层类别计算类别矿层代号121b122b333121b+122b+333矿量(万t)品位（%）矿量（万t）品位（%）矿量（万t）品位（%）矿量（万t）品位（%）Ph13分算Ph13-34.5624.424.5624.42Ph13-248.5632.5648.5632.56Ph13-127.5214.7827.5214.78小计80.6426.0380.6426.03混算130.1622.55130.1622.55分算+混算210.823.88210.823.88Ph2分算Ph2348.520.81203.320.65251.820.68Ph22270.633.33482.232.97752.833.10Ph21174.423.31465.922.56640.322.77小计493.528.561151.426.581644.927.18混算1028.025.351168.3222.832196.3224.01分算+混算493.528.562179.426.001168.3222.833841.2225.37总计493.528.562179.426.001379.1222.994052.0225.29各类预留保安矿柱占用资源储量表表2.1.2-2工区矿层保安矿柱类型121b122b333合计矿石量(万t)品位(%)矿石量(万t)品位(%)矿石量(万t)品位(%)矿石量(万t)品位(%)896工区Ph2河流9.228.61374.926.68217.824.07601.925.76边界27.525.5121.122.6748.624.28断层3.528.5027.928.1427.623.8659.126.16斜坡道25.828.5751.828.245.520.8983.127.86小计38.528.58482.126.86272.123.87792.6525.92Ph13河流83.8225.7483.8225.74断层7.7927.337.7927.33斜坡道7.5019.877.5019.87小计99.1125.4299.1125.42合计38.528.58482.126.86371.2124.29891.8125.87909工区Ph2河流56.022.22174.823.40230.823.11边界26.825.4017.922.6344.724.29断层11.324.1711.324.17斜坡道125.124.8812.322.13137.424.63合计207.924.23216.323.30424.223.76总计38.528.58690.026.07587.5123.921316.0125.19设计开采储量表表2.1.2-3矿层开采方式品位级别121b122b333合计矿石量(万t)品位(%)矿石量(万t)品位(%)矿石量(万t)品位(%)矿石量(万t)品位(%)Ph2两层分采上贫矿+中富矿294.1131.43434.0929.48728.1930.27下贫矿160.8823.32299.7622.45460.6422.75混采贫矿705.9825.57541.2722.201247.2524.10保护性开采贫矿49.4822.22138.7422.51188.2222.44小计454.9928.561489.3025.97680.0122.262624.3025.46Ph13两层分采上贫矿+中富矿12.631.8612.631.86下贫矿6.514.786.514.78混采贫矿92.621.7992.621.79小计111.722.52111.722.52合计454.9928.561489.3025.97791.7122.302736.0025.34896工区、909工区设计开采储量表表2.1.2-4工区矿层块段矿层121b122b333合计矿石量(万t)品位(%)矿石量(万t)品位(%)矿石量(万t)品位(%)矿石量(万t)品位(%)896工区Ph2分算块段Ph2344.8420.83125.1920.78170.0320.80Ph22249.2733.33308.9033.01558.1733.15Ph23+Ph22294.1131.43434.0929.48728.1930.27Ph21160.8823.32299.7622.45460.6422.75小计454.9928.56733.8426.611188.8327.36混算块段Ph2411.1926.66457.5622.16868.7524.29合计454.9928.561145.0326.63457.5622.162057.5826.06Ph13分算块段Ph13-31.0824.421.0824.42Ph13-211.4832.5611.4832.56Ph13-2+Ph13-312.5631.8612.5631.86Ph13-16.5014.786.5014.78小计19.0626.0319.0626.03混算块段Ph1392.6321.7992.6321.79合计111.6922.52111.6922.52合计454.9928.561145.0326.63569.2522.232169.2725.88909工区Ph2混算块段Ph2344.2723.79222.4522.46566.7223.27总计454.9928.561489.3025.97791.7022.302736.0025.34首采中段设计开采储量表表2.1.2-5工区工程区域矿层中段分采混采合计富矿中低品位矿合计中低品位矿混采矿量(万t)品位(%)矿量(万t)品位(%)矿量(万t)品位(%)矿量(万t)品位(%)矿量(万t)品位(%)896工区首采中段Ph290045.631.3825.123.4070.728.544.327.067528.4688352.231.3528.823.448128.544.627.3285.628.4787836.531.412023.3456.628.555.427.556228.47896工区脉内斜坡道以南5331.5228.723.1781.728.589.127.3290.828.46小计187.331.42102.623.34290.028.5523.427.33313.428.46909工区首采中段Ph285229.424.8229.424.828454324.824324.8283855.424.1855.424.1883350.324.2350.324.23小计178.124.45178.124.45合计187.331.42102.623.34290.028.55201.524.79491.527.01全矿矿石资源利用率计算表表2.1.2-6矿层名称保有资源量（万t）设计储量（万t）保安矿柱占用可利用储量（万t）设计开采储量（万t）采矿回采率(%)可采储量（万t）资源利用率(%)Ph24133.33841.221216.912624.3085.612246.6658.49Ph13263.5210.899.1111.786.8797.0346.03合计4396.84052.021316.012736.085.662343.6957.84备注：保有资源储量列中，预测的（334）？资源量不参与计算2.1.3建设规模及产品方案（1）建设规模根据中国寰球工程公司华北规划设计院2008年1月提交的《湖北三宁矿业有限公司挑水河磷矿矿区总体规划》、2009年11月提交的《湖北省宜昌磷矿挑水河矿区矿床开发预可行性研究报告》，推荐挑水河矿区建设规模300万t/a，其中东部矿段建设规模100万t/a，西部矿段建设规模200万t/a。根据“详查报告评审意见书”评审结论及矿区总体规划，挑水河矿区采矿建设规模300万t/a，选矿建设规模270万t/a。本次设计范围为东部矿段，采矿建设规模100万t/a，配套建设规模70万t/a重介质选矿厂（一期）；推荐西部矿段采矿建设规模200万t/a，重介质选矿厂二期生产规模扩大至270万t/a。根据《委托书》要求，东部矿段分为896工区和909工区。其中：896工区采矿规模为70万t/a，909工区采矿规模为30万t/a。（2）产品方案a）采矿产品方案根据矿体赋存条件、开采对象以及所采用的采矿方法，设计对Ph2、Ph13两矿层采用全层开采、贫富兼采、分采分运的开采工艺。采出矿石分别为出矿品位29.37～30.80%、矿石块度不大于120mm的富矿和出矿品位14.83～23.20%、矿石块度不大于120mm的中低品位矿两种原矿产品。b）最终产品方案按采出原矿的矿石品位、矿石的加工性能以及需求情况，结合湖北省对磷矿开发“全层开采、贫富兼采、规模开发、综合利用、采选加工结合”的采矿权准入条件，坑内采出的富矿直接利用，其余中低品位矿需要选矿富集方能达到磷复肥生产要求。根据中蓝连海设计研究院2009年6月对湖北三宁化工股份有限公司提供的挑水河磷矿Ph2矿层磷块岩矿样进行的实验室选矿试验报告、中化地质矿山总局地质研究院2009年10月完成的挑水河矿区Ph2和Ph13矿层实验室选矿试验报告以及2009年8月宜昌鑫宁矿产品有限公司重介质选矿厂对挑水河矿区Ph2矿层中低品位矿进行的重介质选矿工业试验研究报告结论，鉴于湖北三宁化工股份有限公司在厂区已建成100万t/a反浮选选矿厂，在矿区建设浮选厂受环保要求限制的实际情况，从经济效益和综合利用的角度考虑，本设计推荐选矿采用重介质选矿工艺，采用重介质选矿抛尾，选出磷精矿经浮选后供应磷复肥生产线。因此，挑水河矿区的最终产品方案为富矿原矿和磷精矿。年产29.43%品位的富矿30万吨，块度不大于120mm；磷精矿品位28.50%，年产量163.08万吨。其中东部矿段年产29.43%品位的富矿30万吨，块度不大于120mm；磷精矿品位28.50%，年产量42.28万吨。2.1.4矿床开采方式根据矿区地形地质条件、矿体赋存特点和开采技术条件，东部矿段矿床仅适合地下开采。2.1.5开拓运输方案（1）开拓运输方案的影响因素矿区属构造侵蚀中山区。地形浅—中等切割，主体山脉呈北东～南西走向，受东西向沟谷切割，山体连续性受其破坏，形成山梁与“V”沟谷相间的地貌景观。区内最高海拔1734.20m（西晒国），最低海拔882.70m（管家河），相对高差851.50m，一般300～500m。地形坡度多为25°～40°。区内地形复杂，沟谷深切，山势陡峻，沿沟谷两侧悬崖密布，陡壁连绵。区内植被发育，灌木茂盛，荆棘丛生，通行通视较困难。东部矿段已控制工业矿层（体）北西走向长1000～1900m，北东倾向宽度1500～2900m，矿体赋存标高660～920m，埋深81.67～383.99m。矿层总体倾向北东，倾角4°～7°。矿床顶、底板及围岩主要由坚硬～半坚硬岩石组成，局部夹云质泥岩薄层。岩溶弱发育，断裂构造主要分布于矿区中部和东北缘，且均为正断层。破碎带宽度0.50～13m，垂直断距10～170m，断层带岩体被切割破碎。岩体质量等级总体为Ⅲ级（中等的）。主要工业磷矿层（Ph2）直接顶板Z2d21，由于其中软弱或相对软弱结构面发育，易出现塌落问题，属于稳定性较差围岩，但其底板稳定性一般较好。开采次要工业磷矿层Ph13时，底板Z2d12页岩有可能出现局部“底鼓”变形问题，但顶板稳定性一般均较好。矿层（Ph2）一般埋藏深度90.34～616.90m，开采过程中只要采矿方法和顶板管理措施合理，则引发山体开裂变形的可能性较小。矿区工程地质类型为：矿层及围岩以坚硬～半坚硬的碳酸盐岩类为主，工程地质复杂程度属中等的矿床。（2）开拓运输方案的确定a）896工区根据地形地质条件、矿体赋存条件和设计推荐的厂址及坑口方案，可供选择的开拓方案有三个：方案Ⅰ：竖井开拓方案竖井设在沙坝，井口标高1238m，井深403m。1238竖井作为坑内矿石的主提升井，井下设溜破系统。坑内采用电机车运输，采场及中段内采用铲运机运矿。竖井通过870石门与865石门以及860排水平硐连接。开拓运输系统布置详见图2.1.5-1。方案Ⅱ：斜坡道开拓方案1145斜坡道坑口设于孙家岩屋（ZK407）下游约240m挑水河西岸，斜坡道长2889m。坑内采用电机车运输，采场及中段内采用铲运机运矿。1145斜坡道底部标高+865m，通过脉内上山与875平巷连接。开拓运输系统布置详见图2.1.5-2。方案Ⅲ：胶带斜井开拓方案胶带斜井设在矿区南西侧沙坝挑水河东侧，井口标高1245m，长1596m，倾角15°，作为坑内矿石的主提升井。矿石在采场内由铲运机装入井下运矿卡车，经高速斜坡道运至集矿溜井并卸入破碎系统，矿石在破碎后装入胶带输送机，经939胶带运输巷至胶带斜井井底卸入装载系统。开拓运输系统布置详见图2.1.5-3。各方案的技术经济比较见表2.1.5-1。经过技术经济比较，设计推荐开拓运输方案为方案Ⅲ：胶带斜井开拓运输方案。b）909工区矿山勘查期间，909工区已形成包括PD2、风井等一定数量的探矿巷道，根据地形地质条件，结合现场踏勘，区内再无其他适合场地建设采矿主坑口。考虑矿体赋存条件、生产规模等条件，设计推荐采用斜坡道开拓运输方案。（3）内部运输方案a）896工区根据开拓运输方案、现有装备水平、坑内运输距离及运输量，可供选择的内部运输方案有四个：方案Ⅰ：地表公路运输方案矿石在896、910辅助工业场地装入15t自卸卡车，沿管界河—沙坝公路运至选矿厂。方案Ⅱ：坑内电机车运输方案矿石在各石门溜井装入2m3矿车，由电机车牵引经870石门、875平巷至胶带斜井井底车场卸入溜破系统。方案Ⅲ：坑内无轨卡车运输方案矿石在各石门溜井装入15t井下运矿卡车，经870石门、875平巷至胶带斜井井底车场卸入溜破系统。方案Ⅳ：坑内胶带运输方案矿石在采场内由铲运机装入井下运矿卡车，经高速斜坡道运至集矿溜井并卸入破碎系统，矿石在破碎后装入胶带输送机，经939胶带运输巷至胶带斜井井底卸入装载系统。四方案的技术经济比较见表2.1.5-2。经过技术经济比较，方案Ⅰ、Ⅲ建设投资及运营成本高，首先排除。方案Ⅱ较方案Ⅳ相比，建设投资低，但运营成本较高，差额投资回收期7.5年，考虑到方案Ⅳ运输能力大，自动化程度高，结合湖北省安全生产监督管理局“关于推进金属非金属矿山机械化开采的指导意见”（鄂安监发〔2014〕42号），以及业主的资金实力，本次修订版设计推荐开拓运输方案为方案Ⅳ：坑内胶带运输方案。b）909工区909工区范围东西走向短，南北倾向长。矿层总体倾向北东，倾角4°～7°。矿山勘查期间，909工区已形成南北向脉内斜坡道。根据现有条件，设计推荐采用地下无轨卡车运输方案。（4）开拓运输系统简述a）896工区采用胶带斜井+斜坡道联合开拓，分采分运，集中出矿，机械通风。主胶带斜井设在矿区南西侧沙坝、挑水河东侧，倾角15°，斜井井底上部设转载系统，连接939胶带运输巷。东部矿段在896脉内斜坡道偏北20m，1#、2#高速斜坡道之间设置集矿溜井，破碎系统设于集矿溜井下部。自875平巷掘进一条巷道至破碎硐室作为破碎硐室大件设备运输及进风通道；自破碎硐室掘进一条巷道连接回风巷用于破碎系统回风。采场至集矿溜井采用井下无轨卡车运输，采场采用铲运机出矿。东部矿段采下的矿石通过高速斜坡道运至并卸入破碎硐室上部集矿溜井，经破碎硐室破碎后，由939胶带输送机运至转载硐室，经转载系统下放至主胶带输送机并运至地表矿仓。人员、材料、设备通过896斜坡道、各盘区斜坡道进入中段平巷到达各工作面。采场采下的矿石由2m3铲运机铲装后卸入15t地下无轨卡车，经高速斜坡道卸入集矿溜井，矿石靠自重溜至破碎系统，矿石破碎后，经939运输巷胶带输送机运至1245胶带斜井井底转载系统，再到1245胶带斜井提升至地表矿仓。废石就近回填空区。坑内采用对角式通风系统，新鲜风流自896、902斜坡道（后期增加1100进风竖井）进入，由脉内各盘区斜坡道进入中段采场，冲洗工作面后的污风经上中段平巷进入回风开拓方案技术经济比较表（可比投资）表2.1.5-1序号项目单位方案Ⅰ方案Ⅱ方案Ⅲ备注一井巷工程1工程量（长度）m40328891592与方案Ⅰ差值m248611892工程掘进量m386525725728458与方案Ⅰ差值m34860519806二建设期月121915与方案Ⅰ差值月73三可比建设投资1井巷工程万元876216519802设备万元8822600882合计万元175847652862与方案Ⅰ差值万元3007.001104.40四经营费用1折旧费1.1井巷工程万元/a29.2072.1766.011.2设备万元/a58.832558.82维修费2.1井巷工程万元/a13.1432.4829.71开拓方案技术经济比较表（可比投资）续表2.1.5-1序号项目单位方案Ⅰ方案Ⅱ方案Ⅲ备注2.2设备万元/a61.7418261.743电力消耗万元/a497.295523.38513.74轮胎消耗万元/a38.45燃油消耗5.1柴油消耗万元/a258.675.2机油消耗万元/a40.016内部运输费用万元/a5001506工资福利费万元/a123.12180.58110.81合计1283.301802.68840.76与方案Ⅰ差值519.39-442.53五优缺点1优点（1）建设期工程量较少，建设期较短；（2）建设投资少。（1）运输系统机动灵活；（2）斜坡道可兼做进风井。（1）年经营费较低；（2）可连续运输，保障选厂生产的连续性。2缺点（1）施工难度大；（2）年经营费较高；（3）竖井提升，对供电要求较高。（1）建设期长；（2）建设投资大；（3）年经营费高；（4）对通风系统要求较高。（1）施工难度大；（2）对供电要求较高。坑内运输方案技术经济比较表（可比投资）表2.1.5-2序号名称单位方案Ⅰ方案Ⅱ方案Ⅲ方案Ⅳ地表公路运输方案坑内电机车运输方案坑内无轨卡车运输方案坑内胶带运输方案一可比建设工程量公路/井巷工程m8500294049724123m3437318924769187二可比投资1公路/井巷工程万元425.01777.013748.392902.152设备万元1050.01674.414188.001785.28小计万元1475.03451.427936.394687.43与方案Ⅰ的差值万元1976.426461.393212.43三建设期24.004.205与方案Ⅰ的差值22.23四可比定员人45297220与方案Ⅰ的差值-1627-25五可比年经营费用1动力消耗万元/年828.7280.32637.25159.722折旧费万元/年105.0175.35805.45374.913修理费万元/年232.16140.80321.60155.97坑内运输方案技术经济比较表（可比投资）续表2.1.5-2序号名称单位方案Ⅰ方案Ⅱ方案Ⅲ方案Ⅳ地表公路运输方案坑内电机车运输方案坑内无轨卡车运输方案坑内胶带运输方案4工资及福利待遇万元/年270.00174.00432.00120.005其他万元/年411.02103.12225.41201.56小计万元/年1846.881110.702421.71946.88与方案Ⅰ的差值万元/年-736.18574.83-900.00六优缺点1优点（1）建设工程量少；（2）投资较少。（1）燃油消耗小，井下空气质量较好，通风费用相对较低；（2）建设工程量相对较少，建设速度快；（3）运输成本低，年经营费用低。（1）井下纯无轨运输，运输机动灵活，组织管理方便；（2）运输设备高效安全，适应性强；（3）运输劳动强度低。（1）运输设备高效安全，自动化程度高；（2）运输成本低，年经营费用低；（3）运输能力大。2缺点（1）运输成本高，年经营费用高；（2）与相邻矿区共用矿山公路，运输量大，车辆密集，运输条件较差。（1）运输工艺较复杂，组织管理较复杂；（2）运输劳动强度相对较大。（1）建设工程量相对较大，建设时间长；（2）燃油消耗大，井下空气质量差，通风费用较高；（3）运输成本高，年经营费用高。（1）建设产生废石多；（2）产能降低时，运行不经济；（3）组织管理较复杂。挑水河磷矿东部矿段矿产资源开发利用方案篇（修订版）系统，由1018、1020回风斜井排出地表。坑内涌水采用自流+机械排水系统。865中段以上坑内涌水经中段平巷、斜坡道汇集到865中段，最后经858排水平硐自流排出坑外；865中段以下坑内涌水经中段平巷、斜坡道集中汇集至各水仓，由设在水泵硐室的水泵经斜坡道扬送至858排水平硐自流排出坑外。b）909工区坑内采用斜坡道开拓，地下无轨卡车运输，集中出矿，机械抽出式通风。910斜坡道利用现有PD2探矿巷道改造，作为主斜坡道；改造坑探期间沿矿体倾向掘进的脉内巷道为脉内主斜坡道。910斜坡道、脉内主斜坡道为矿石运输、人员、材料、设备通过以及进风的主通道。利用现有风井（956回风斜井）作为回风井。人员、材料、设备通过910斜坡道、脉内主斜坡道进入中段平巷到达各工作面。采场采用挖斗装载机出矿。采下的矿石通过挖斗装载机装入地下无轨卡车，经中段运输平巷、909工区脉内主斜坡道、910斜坡道运至地表。生产中可能产生的富矿直接销售，中低品位矿石经地表公路由卡车运至1245工业场地选矿厂。废石用于充填采空区。坑内采用对角式通风系统，新鲜风流分别自910斜坡道进入，经脉内主斜坡道进入各中段采场，冲洗工作面后的污风经上中段平巷进入回风系统，由956回风斜井排出地表。坑内涌水采用机械排水系统。794中段以上坑内涌水集中汇集至6#水仓，794中段以下坑内涌水集中汇集至7#水仓，由水泵扬送至909坑口排出地表。开拓运输系统详见附图K11104-000-64-05、K11104-000-64-06。（5）主要开拓工程布置主要开拓工程包括1245胶带斜井、858排水平硐、896斜坡道、902斜坡道、910斜坡道、875平巷、939胶带运输巷、脉内斜坡道、高速斜坡道、1#、2#盘区斜坡道、以及井底转载系统、溜破系统、中段运输平巷、进风竖井、回风斜井、回风斜巷、硐室等。主要开拓工程叙述如下：a）896工区①胶带斜井1245胶带斜井为已有探矿工程，位于沙坝附近挑水河东岸。井口坐标：X=3473820.705，Y=37508744.690，Z=1245.000，方位角α=349.5°，倾角15°。经现场踏勘，井口标高高于当地历史最高洪水位1m以上。井筒长1596m，其中井口段长20m，巷道净宽4.9m，净墙高1.8m，净断面积15.53m2，掘进断面积19.67m2，混凝土支护，支护厚度300mm，支护率100%；井口至井底架空人车车场水平段长1384m，断面净宽4.9m，净墙高1.58m，净断面积14.06m2，掘进断面积16.28m2，锚喷网支护，支护厚度150mm，支护率100%；井底架空人车车场水平以下段长192m，断面净宽4m，净墙高1.88m，净断面积11.73m2，掘进断面积13.29m2，锚喷支护，支护厚度100mm，支护率100%。1245胶带斜井担负矿石提升任务，兼作人员进出通道。②858排水平硐858排水平硐为现有工程，硐口设在矿体南东端肖家河西岸，硐口坐标：X=3475804.107，Y=37513891.292，Z=857.437m，方位角α=243.443°。全长2213.76m，坡度3‰。为坑内涌水自流+机械排水的主通道。排水平硐采用三心拱断面。利用现有工程段巷道净宽2.5m，墙高1.55m，净断面积5.52m2。其中，井口段长15m，采用料石支护，掘进断面积7.93m2，支护厚度250mm，支护率100%；过断层段长100m（5处），采用混凝土支护，掘进断面积7.93m2，支护厚度250mm，支护率100%，其余部分采用喷射混凝土支护，掘进断面积6.35m2，支护厚度50mm，支护率100%。改造现有工程段巷道净宽3.3m，墙高2.2m，净断面积10.12m2。围岩不稳固地段采用混凝土支护，掘进断面积13.13m2，支护厚度250mm，预计支护率10%；其余部分采用锚喷支护，掘进断面积11.56m2，支护厚度100mm，预计支护率90%。③斜坡道896斜坡道：利用现有PD1探矿坑道改造而成，井口坐标：X=3476218.165，Y=37512570.593，Z=896.345m，进车方位角α=266.799°。全长652m，坡度5%。担负矿区896工区的进风任务，兼作896工区坑内材料、设备、人员进出的辅助通道。896斜坡道采用三心拱断面，巷道净宽2.7m，墙高2m，净断面积7.32m2。坑口段长20m，采用混凝土支护，掘进断面积10.39m2，支护厚度250mm，支护率100%；过F1断层部分，采用混凝土支护，掘进断面积10.39m2，支护厚度250mm，支护长度100m，支护率100%；其余部分，采用锚喷支护，掘进断面积8.98m2，支护厚度100mm，支护长度100m，支护率100%。902斜坡道：利用现有工程改造而成，井口坐标：X=3476157.968，Y=37512482.505，Z=901.877m，进车方位角α=272.267°。全长513.12m，坡度9.2%。担负矿区896工区的进风任务，兼作896工区坑内材料、设备、人员进出的主要通道。902斜坡道采用三心拱断面，巷道净宽3.7m，墙高2.8m，净断面积13.96m2。坑口段长20m，采用混凝土支护，掘进断面积17.96m2，支护厚度250mm，支护率100%；过F1断层部分，采用混凝土支护，掘进断面积17.96m2，支护厚度250mm，支护长度100m，支护率100%；其余部分，采用锚喷支护，掘进断面积16.11m2，支护厚度100mm，支护长度100m，支护率100%。④875平巷及939胶带运输巷875平巷始自井底架空人车下部车场沿西部矿段Ph2矿层875m水平脉内布置，再在ZK505以南300m处向北，于7号勘探线以东、ZK505以西布置，然后在ZK714以西130m处向东北向布置，与858排水平硐连接，作为连接东、西部矿段的通道，全长3356m。939胶带运输巷脉外布置，连接东部破碎系统与1245胶带斜井井底转载系统，全长2490m。875平巷采用三心拱断面，巷道净宽4m，净墙高2.5m，净断面积14.21m2。巷道局部采用锚喷支护，掘进断面积15.83m2，支护厚度100mm，预计支护率90%；其余采用混凝土支护，掘进断面积18.22m2，支护厚度250mm，预计支护率10%。939胶带运输巷采用三心拱断面，巷道净宽4.1m，净墙高1.7m，净断面积10.30m2，采用锚喷支护，掘进断面积11.53m2，支护厚度100mm，预计支护率100%；过断层段采用混凝土支护，掘进断面积13.00m2，支护厚度250mm，预计支护率100%。⑤回风斜井1020回风斜井：利用现有工程，井口坐标：X=3476198.607，Y=37510682.040，Z=1019.800m，出车方位角α=134.296°。全长192m，倾角42.38°。为896工区辅助回风井。1018回风斜井：设于东部矿段西侧，顶头坪附近挑水河北岸，标高1018m处，井口坐标：X=3476709.126，Y=37509978.073，Z=1018m，进车方位角α=45.08°。全长290m，倾角42°。为896工区的主回风井。1020回风斜井均采用三心拱断面，巷道净宽3.3m，墙高2m，净断面积9.46m2。井口段长20m，采用混凝土支护，掘进断面积12.09m2，支护厚度250mm，支护率100%；其余部分局部采用锚喷支护，掘进断面积10.62m2，支护厚度100mm，预计支护率30%；局部采用喷射混凝土支护，掘进断面积10.16m2，支护厚度50mm，预计支护率70%。1018回风斜井采用三心拱断面，巷道净宽4.5m，墙高2.4m，净断面积16.13m2。井口段长20m，采用混凝土支护，掘进断面积19.21m2，支护厚度250mm，支护率100%；其余部分局部采用锚喷支护，掘进断面积17.40m2，支护厚度100mm，预计支护率30%；局部采用喷射混凝土支护，掘进断面积16.86m2，支护厚度50mm，预计支护率70%。⑥通风竖井1100进风竖井：井口位于ZK713附近河流北岸，井口坐标：X=3478451.531，Y=37511034.819，Z=1100m，井筒直径4m，全长400m。1100进风竖井为生产后期东部矿段北部主要进风通道，其主要为解决909工区采尽闭坑，其产能分配至896工区时，896工区产能增大、风路太长等造成的风阻剧增问题。893回风竖井：井口位于896辅助工业场地东北抗沟北岸，井口坐标：X=3476269.034，Y=37512646.746，Z=893m，井筒直径3.5m，全长208m。893回风竖井为生产后期东部矿段挑水河以南F1断层以东回风通道。⑦其他井巷工程主要包括脉内斜坡道、高速斜坡道、1#、2#盘区斜坡道、井底转载系统、溜破系统、中段运输平巷、回风斜巷等。⑧硐室工程在1245胶带斜井井底设水仓及水泵硐室以及包含转载硐室、联络道等工程的转载系统；在896脉内斜坡道偏北20m，1#、2#高速斜坡道之间设置集矿溜井及卸矿硐室，包含破碎系统、大件道、水仓及水泵硐室等工程的破碎系统设于集矿溜井下部；在1245胶带斜井井底人车车场与875平巷交汇处设一个中央配电硐室；在896脉内斜坡道与2#盘区斜坡道交汇处设一个采区变电硐室；根据开拓系统的布置及避灾的需要，设计井底架空人车车场与875平巷连接处、高速斜坡道与858排水平硐交叉处各设一个避灾硐室。b）909工区①斜坡道910斜坡道：利用PD2探矿巷道改造而成，井口坐标：X=3476905.677，Y=37511967.320，Z=909.735m，进车方位角α=267.173°。全长767m，坡度5.86%。担负矿区909工区矿石运输及主进风任务，兼作909工区坑内材料、设备、人员进出的主要通道。910斜坡道采用三心拱断面，巷道净宽3.9m，墙高2.5m，净断面积13.75m2。坑口段长20m，采用混凝土支护，掘进断面积17.71m2，支护厚度250mm，支护率100%；其余部分，采用锚喷支护，掘进断面积15.91m2，支护厚度100mm，支护长度100m，支护率100%。909脉内斜坡道：利用坑探期间沿矿体倾向掘进的脉内巷道改造而成，为910斜坡道见矿后沿矿体倾向延深部分，为909工区坑内矿石运输、材料、设备、人员进出的主要通道，并担负909工区的主进风任务。脉内斜坡道采用三心拱断面，净断面积12.73m2。局部采用锚喷支护，掘进断面积14.69m2，支护厚度100mm，预计支护率30%；其余部分，采用喷射混凝土支护，掘进断面积14.17m2，支护厚度50mm，预计支护率70%。②回风斜井956回风斜井：井口位于ZK1103附近硝洞沟南岸山坡上，利用现有探矿巷道改造，井口坐标：X=3477449.809，Y=37511595.924，Z=956.364m，方位角α=75.678°，倾角43.34°，全长204.27m。956回风斜井为909工区的主回风井。956回风斜井均采用三心拱断面，巷道净宽3.3m，墙高2m，净断面积9.46m2。井口段长20m，采用混凝土支护，掘进断面积12.09m2，支护厚度250mm，支护率100%；其余部分局部采用锚喷支护，掘进断面积10.62m2，支护厚度100mm，预计支护率30%；局部采用喷射混凝土支护，掘进断面积10.16m2，支护厚度50mm，预计支护率70%。③其他井巷工程主要包括中段运输平巷、回风斜巷等。④硐室工程在909脉内斜坡道与794中段交叉点附近设一个中央配电硐室；在909脉内斜坡道与840中段交叉点附近设一个采区变电硐室；在794中段布置水仓及水泵硐室；根据开拓系统的布置及避灾的需要，生产后期在763中段与909脉内斜坡道交叉点附近设一个避灾硐室。（6）北深部矿体探矿方案受F3断层的影响，F3断层以北矿体垂直落差10m，仅有ZK1201、ZK1203、ZK710、ZK713四个钻孔及相应坑探巷道控制，勘探程度较低，除上述四个钻孔控制矿体储量为（333）级别，东、西两翼矿石储量为（334）？级别外，西、北、东深部矿体均未被工程控制。为进一步探明F3断层以北深部矿体的形态、产状、质量及分布，为开发提供可靠的地质依据，矿山应在F3断层以南矿体的正常生产过程中合理安排布置F3断层以北的探矿工程。设计按地质要求的采样网度，在南北向延伸896工区高速斜坡道、盘区斜坡道及909工区脉内斜坡道等多条巷道作为探矿工程，垂直矿体走向沿脉向矿体深部掘进至矿段北部边界；另在东西向沿矿体走向布置多条沿脉巷道连接各斜坡道并延伸至东西部边界，以控制F3断层以北深部矿体的形态、产状、质量及分布。并在钻孔ZK713附近掘进1100竖井进风，利用1018回风斜井回风。2.2厂址方案选择2.2.1厂址选择的影响因素分析本区位于黄陵断穹北侧，基底为中元古界浅变质岩，上覆盖层由寒武系（下统）、震旦系灯影组、陡山沱组层状坚硬～半坚硬碳酸盐岩类构成。区内地震活动水平不高，表现为浅源、弱震频繁特征，地震烈度区划属Ⅵ度和地壳稳定区。地震地质背景条件较好。区内现有的环境地质问题主要为危岩体失稳崩落。危岩体的发育仍是本区主要的环境地质问题。矿山开采过程中，主要环境地质问题为：可能诱发和加剧不稳定的危岩体失稳崩落和产生新的不稳定危岩体；次为由于矿坑长期排水而引起水资源枯竭等。根据地质环境现状和矿床开采可能诱发和加剧的环境地质问题判断，矿区环境地质质量属中等类型。矿区北东侧有殷（家坪）－董（家河）矿山公路28km达殷家坪，南西侧有沙坝—文家坪—殷家坪的矿山道路23.6km可达殷家坪，再经雾（渡河）～殷（家坪）矿山公路与宜（昌）－兴（山）干线公路相连，可直达宜昌水运码头或宜昌火车站，运距135km。经沙坝—白果园—两河口—峡口的公路74.5km可达峡口水运码头，经香溪河到达长江水道。交通条件便利。樟村坪镇境内现有花果树35kV、殷家坪35kV及樟村坪35kV供电线路，其电源一路引自花（果树）—雾（渡河）线，另一路电源引自天福庙水电站，可为矿区磷矿资源开发提供充足的电力能源保障。矿区位于西晒国至陈家垭中部呈“V”字型沟谷地段，地形为南、西、北三面高中部及东部低，为半封闭式的沟谷地貌特征。周边没有明显的隔水边界和补给边界。挑水河地表水体为矿区内地表水、地下水的主要排泄廊道，流向由南西向北东汇入下游的管界河的主干河中，管界河水源，最小流量大于350L/s。地表水的补给来源为：一是大气降水，二是区内溪沟的地表水及两侧的泉水。据2006年1月～2007年11月对挑水河的流量动态观测，上断面（W上）780.90～35.0L/s，变化系数为22.311；中断面（W中）1121.30～210.0L/s，变化系数为5.39；下断面（W下）1900.8～260.0L/s，变化系数7.31；肖硐沟（W4）375.0～10.0L/s，变化系数37.5。其余小型溪沟流量分别为：龙洞沟18.15L/s，抗沟河87.5L/s。龙洞湾、硝洞沟排泄于挑水河内，抗沟河直接排泄管家河，最后注入黄马河。区内较大的泉水流量一般仅0.32～1.50L/s。上述主要断面流量之最大值与最小值分别为丰水期和枯水期的流量值，反映了区内地表水流量变化明显受季节影响的特点，水量充足。2.2.2厂址选择的原则（1）东部矿段建设规模为100万t/a。（2）东部矿段矿床仅适合地下开采。（3）坑口选择与厂址方案应遵循就近原则，以减少运输功。（4）因受环保条件的限制，矿区不能建设浮选厂，从经济效益、环保和综合利用的角度考虑，本设计推荐采用重介质选矿工艺，在矿区就近建设重介质选矿厂（最终规模270万t/a）。（5）根据挑水河矿区总体规划，本着“统一规划、规模开发、先易后难、科学开采”的原则。（6）综合考虑建设期投资及年经营费用。（7）厂址方案不存在矿区范围争议。2.2.3厂址方案的确定矿石外部运输方案、厂址方案、采矿主坑口方案及开拓运输方案的选择互相影响。设计按照外部运输方案选择、厂址及坑口方案选择、开拓运输方案选择、坑内运输方案选择依次论述。（1）矿石外部运输方案a）外部运输条件挑水河矿区位于宜昌市北北西方向，直距约85km的宜昌磷矿北缘，行政区划属宜昌市夷陵区樟村坪镇董家河、殷家坪村所辖，东与孙家墩矿段相邻，北西、南东分别与黑良山、仓屋垭矿区相接。矿区外部交通运输条件详见图2.2.3-1。b）外部运输方案比较挑水河矿区的最终产品为富矿原矿和磷精矿，外运目的地为位于枝江市姚家港的三宁工业区。根据矿区所处位置和交通运输条件、设计推荐的厂址方案，矿石外部运输可通过公路运输或公路—水路联合运输，可能外部运输方案有：方案Ⅰ公路运输方案：沙坝—殷家坪—雾渡河—宜昌—姚家港富矿原矿和磷精矿在沙坝选矿工业场地装入汽车，经沙坝—文家坪—殷家坪，到达雾渡河，经宜昌到达外运目的地枝江市姚家港。公路运距173km。图2.2.3-1矿区外部交通运输图方案Ⅱ公路—水路联合运输方案：沙坝—峡口—姚家港富矿原矿和磷精矿在沙坝选矿工业场地装入汽车，经沙坝—白果园—两河口，到达峡口港码头，装入轮船，经香溪河进入长江水道，到达外运目的地枝江市姚家港。公路运距74.5km，水路运距约190km。按照东部矿段开采产品外运量计算，外部运输方案运输费用比较见表2.2.3-1。外部运输方案比较表表2.2.3-1序号方案运输量（万t/a）运距（km）运费（万元/a）与方案Ⅰ差值备注公路水路小计公路水路小计1方案Ⅰ78.91731736252.262522方案Ⅱ78.974.5190264.52692.41734.74427-1824.9c）矿石外部运输方案选取根据外部运输方案比较表，方案Ⅱ比方案Ⅰ运费低1824.9万元/a，公路—水路联合运输方案具有明显的优势，因此设计推荐矿石外部运输方案选用方案Ⅱ公路—水路联合运输方案：沙坝—峡口—姚家港。（2）厂址及坑口方案选择a）选矿工业场地及采矿主坑口方案设计推荐采用重介质选矿工艺，在矿区建设最终建设规模270万t/a的重介质选矿厂。挑水河矿区地处构造侵蚀中山区，山高坡陡，沟谷纵横。现场踏勘表明，东部矿段采矿权范围内无适合场地建设选矿厂并建设采矿主坑口。附近只有西部矿段探矿权范围内中部沙坝、北部顶头坪一带可以建设选矿厂并建设采矿主坑口。挑水河矿区东部矿段采矿权及西部矿段探矿权均为湖北三宁矿业有限公司所有，不存在矿区范围争议。根据挑水河矿区总体规划，结合外部运输方案、开拓运输方案、坑内运输方案的选择，具体厂址及坑口方案如下：方案Ⅰ：沙坝厂址及坑口方案选矿厂位于沙坝附近挑水河东岸，胶带斜井井口设于选矿厂北东方向，标高1245m处。选矿厂各车间厂房沿等高线布置，自1240m到1226m标高主要布置有原矿仓，中、细碎车间，筛分、洗矿车间，粉矿仓，重介质车间，粗精矿仓，尾矿仓，沉淀池，变电所，材料库，机汽修间等。方案Ⅱ：顶头坪厂址及坑口方案选矿厂位于顶头坪附近挑水河北岸，斜坡道坑口设于挑水河南岸，标高1120m处。选矿厂各车间厂房沿等高线布置，自1225m到1210m标高主要布置有原矿仓，中、细碎车间，筛分、洗矿车间，粉矿仓，重介质车间，粗精矿仓，尾矿仓，沉淀池，变电所，材料库，机汽修间等。厂址及坑口方案详见图2.2.3-2。厂址及坑口方案可比投资技术经济比较详见表2.2.3-2。选矿厂址及采矿主坑口方案比较表（可比投资）表2.2.3-2序号名称单位数量单价（元）厂址方案备注方案Ⅰ方案Ⅱ（万元）（万元）一建设期投资(差值）1井巷工程m1413800011302尾矿孔m6001100663公路m100020002004河道挡墙m36400200128顶头坪500m单侧挡墙，上1.5×下3.5×高8，基础深1.5×45河道挡墙基础m3100030030沙坝400m挡墙×2，上1×下2×高3，基础深1×2.56场地挡墙m33000200607建筑物基础1080总建筑占地面积1.2万m2，平均3层×1500元/m28桥座2～315/35301059场地填筑处理万m361.5910挖方万m3621.5129小计1226174111占地面积亩505000025012内部运输车辆41600006413尾矿回运车辆11600001614铲运机台23000006015外部运输车辆516000080沙坝118km，顶头坪124km选矿厂址及采矿主坑口方案比较表（可比投资）续表2.2.3-2序号名称单位数量单价（元）厂址方案备注方案Ⅰ方案Ⅱ（万元）（万元）小计6440616尾矿管道m2000500100合计13902147与方案Ⅰ差值万元-757二年经营费用1工程折旧万元6187按20年直线折旧2工程维修万元25353土地摊销万元25按10年摊销4车辆折旧万元21525车辆维修万元15366管道折旧万元257管道维修万元108铲运机倒运万元689精、原矿运输费万元540315沙坝2.25km×160万t，顶头坪6km×105万t10尾矿运输费万元68小计万元697685与方案Ⅰ差值万元12选矿厂址及采矿主坑口方案比较表（可比投资）续表2.2.3-2序号名称单位数量单价(元)厂址方案备注方案Ⅰ方案Ⅱ（万元）（万元）三井巷工程建设期月7.85与方案Ⅰ差值月7.85四优缺点1优点（1）投资少；（2）场地条件好，外部运距短；（3）反向运输小。（4）场地回填及压实工程量小；（5）土建及总图费用较低；（6）选矿厂不压矿。（7）厂址及坑口在开采岩移范围外，不受采矿岩移影响，安全性好。（1）斜坡道建设期短；（2）井巷工程投资少；（3）原矿运距短。（4）年经营费稍低。2缺点（1）胶带斜井建设期长；（2）井巷工程投资大；（3）原矿运距大；（4）年经营费稍高。（1）投资高；（2）反向运输量大；（3）场地回填及压实工程量大；（4）斜坡道及选厂压矿，影响东区前期首采区布置；（5）厂区及坑口南侧高陡山体受采矿影响，有可能发生崩塌，对厂区安全有可能产生影响，安全性较差；（6）因东区首采区压矿，前期开采矿体位于860排水平硐控制标高以下，增加前期排水费用。根据厂址及坑口方案比较表（可比投资），综合建设期投资、年经营费用及两厂址方案的优、缺点，设计推荐选矿工业场地厂址方案及采矿主坑口方案选用方案Ⅰ沙坝厂址及坑口方案。b）辅助工业场地矿区内矿体由于受F4断层的影响，被分割为东、西两个自然块段。按照地表坑口条件、开采技术条件、确定的建设规模方案及业主在《委托书》中的说明，设计采用分区开采，东部矿段划分为：896工区、909工区。根据地形地质条件、外部建设条件以及开拓运输系统布置，896工区辅助工业场地设在抗沟河896斜井井口附近，909工区工业场地设在硝洞沟910斜坡道坑口附近，西Ⅰ区、西Ⅱ区辅助工业场地分别设在沙坝、顶头坪。各辅助工业场地布置满足生产所必须的值班室、职工宿舍、空压机房、变电所、材料库、高位水池等工业及辅助设施。2.2.4矿区总体布置企业由采选工业场地、辅助工业场地和行政服务区组成。矿区总体布置详见附图K11104-000-64-01。（1）采选工业场地主要工业场地为采选工业场地。选矿厂位于沙坝附近挑水河东岸，胶带斜井井口设于选矿厂北东方向，标高1245m处，井口坐标：X=3473820.885，Y=37508743.889，Z=1245.000，方位角α=349.5°，倾角15°。选矿厂各车间厂房沿等高线布置，自1240m到1226m标高主要布置有原矿仓，中、细碎车间，筛分、洗矿车间，粉矿仓，重介质车间，富矿仓，粗精矿仓，尾矿仓，沉淀池，变电所，材料库，机汽修间等。场地建筑面积3188m2，构筑物体积16129m3。采选工业场地总平面布置图详见附图K11104-000-64-02。（2）采矿辅助工业场地896辅助工业场地设在896工区抗沟896斜坡道坑口896～913m标高，设有坑口办公室、值班室、职工宿舍、材料库、地磅房及机汽修车间等。坑口工业场地建筑面积1072m2，构筑物体积412m3。910辅助工业场地设在909工区硝洞沟910斜坡道坑口909～913m标高，设有坑口办公室、值班室、职工宿舍、材料库、地磅房及机汽修车间等。坑口工业场地建筑面积3000m2，构筑物体积1012m3。采矿辅助工业场地平面布置图详见附图K11104-000-64-03、K11104-000-64-04。（3）其他辅助工业场地其他辅助工业场地主要包括：1020回风斜井井口辅助工业场地、1018回风斜井井口辅助工业场地、956回风斜井井口辅助工业场地。（3）行政服务区矿山行政办公及主生活区设在选矿工业场地附近挑水河对岸，与选矿工业场地通过两座钢筋混凝土桥联系，占地面积1.25万m2。为方便职工上下班及生活，在抗沟及硝洞沟工业场地设辅助生活区，占地面积0.72万m2。2.3防治水方案2.3.1水患类型主要工业磷矿层（Ph2）及次要工业磷矿层（Ph13）绝大部分埋藏于当地侵蚀基准面（河床标高882.7m）以下，垂直埋深81.67～630.19m。地形条件不利于矿坑水自排。主要工业磷矿层（Ph2）顶、底板含水层及断层破碎带的富水性属弱～中等，其中顶板（Z2d3+Z2d22）静水柱高度65.33～404.09m，平均为206.27m，底板直接充水含水层静水柱高度84.12～418.22m，平均水柱高度222.03m。开采次要工业磷矿层（Ph13）时，顶板直接进水，底板为隔水或基本不进水。矿床地下水受区域地下水的补给，同时接受大气降水补给，区内补给条件较排泄条件有利。而且从龙洞沟以下，挑水河地表水体与矿坑垂距仅80m左右，目前探矿坑道已反映其对矿坑水有较明显的补给作用，随着将来采矿工作范围的扩大和矿坑水的长期排水疏干影响，可能沟通地表水体，从而使矿坑的水文地质条件发生明显变化，其时，矿坑涌水量亦将显著增大。矿区的水文地质勘探类型属以溶蚀裂隙水为主，顶、底板直接充水，水文地质条件为中等~复杂的岩溶充水矿床（第三类第一亚类第二～第三型）。2016年11月，经业主委托，湖北省地质局第七地质大队对东矿段909工区进行了水文地质调查，提交了《湖北三宁矿业有限公司挑水河磷矿东部矿段909工区基建坑道水文地质调查报告》，该调查报告根据目前实际建设情况，结合周边矿山开发现状并考虑到周边矿山对东部矿段矿坑排水的干扰，以909工区745标高以上坑道长期排水监测数据为依据，采用水文地质比拟法预测了909工区未来矿坑涌水量，并建议以此作为井下初步排水设计的依据。本次设计根据《909工区基建坑道水文地质调查报告》提供的实际观测资料和预测方法，并考虑