袁家村铁矿可行性研究报告

PAGE14太钢（集团）袁家村铁矿可行性研究报告

太钢（集团）袁家村铁矿可行性研究报告副总经理：副总工程师：总设计师：库号：112CZ4中冶北方工程技术有限公司二○○八年五月太钢（集团）袁家村铁矿可行性研究报告i-中冶北方工程技术有限公司目录TOC\o"1-2"\h\z\u1总论 22地质 483矿山防治水 674采矿 745矿石、岩石破碎 1136矿石胶带运输系统及岩石胶带排弃系统 1167选矿 1318精矿输送 1769给水排水及尾矿水力输送 17810尾矿库 18511供电 20612热电联产 21213总图 21914自动化 22515生产过程自动化及其控制 22916通信 23517采暖、通风、除尘 23718机、汽修设施及库房 24019土建 24920环境保护 25321安全与工业卫生 26222节能 26923工程经济 27324技术经济 282太钢（集团）袁家村铁矿可行性研究报告中冶北方工程技术有限公司1总论1.1矿区位置及交通太钢袁家村铁矿，位于山西省岚县梁泉庄乡，岚县城西南，矿区至县城有公路相通，距离20km。国铁通至古交镇城底，地方铁路通至静乐县城，拟建的古交——岚县铁路、静乐——岚县铁路正在进行项目论证。矿区公路与209国道在县城相连接，太原至佳县高速公路从矿区附近通过，正在施工建设，2008年通车。1.2设计依据本次《太钢袁家村铁矿可行性研究报告》主要依据如下：1）山西省地质局岚县铁矿会战指挥部于1980年4月提交的《山西省岚县袁家村矿区铁矿详细勘探地质报告》；2）太钢公司袁家村项目组提供的袁家村铁矿的地质剖面图及地质报告的有关附表；3）长沙矿冶研究院、马鞍山矿山研究院完成的探索性选矿试验。4）长沙矿冶研究院完成的11个单样的小试、综合样小试及综合样的扩大连选试验。5）SGS加拿大湖田研究所完成的磨矿试验。6）德国洪堡公司完成的高压辊磨试验。7）甲方提供的地形图资料及其他有关资料。1.3设计范围与主要设计原则1）设计范围本次《袁家村铁矿可行性研究报告》包括采矿工程、选矿厂、精矿输送和精矿过滤、尾矿库及钢厂至矿区的供水、供电、外部道路系统等。本次投资估算未包括征地、动迁和在岚县建设生活区的投资。2）主要设计原则矿山主体工艺要统一规划，本着大型化、高效化和自动化的设计建设原则，采用先进成熟的一流工艺装备，提高劳动生产率，降低生产运行成本。公辅系统及生活设施要配套完善。缩短基建期和达产期，确保矿山三年建成两年达产。1.4市场预测1.4.1世界铁矿资源及开发利用状况世界钢产量2003年为9.693亿t，2004年达到10.546亿t，比2003年增长8530万t，增幅8.8%，其中，中国钢产量由2003年的2.21亿t增加到2.725亿t，增长5011万t，增幅22.5%，占世界总量的58.75%，2006年全国累计生产粗钢41878万t，同比增长18.5%，占世界粗钢产量的比重由上年同期的31.5%上升到34.4%。世界铁矿资源丰富，据美国地质调查所2002年公布世界铁矿石储量为1400亿t，基础储量为3100亿t；铁金属储量为720亿t，基础储量为1600亿t。主要铁矿石生产国为中国、澳大利亚、巴西、独联体、美国、印度南非等国家，详见表1-1。

2002年世界铁矿石储量和储量基础（Mt）表1-1国家铁矿石铁金属储量基础储量储量基础储量美国69001500021004600澳大利亚18000400001100025000巴西760019000480012000加拿大1700390011002500中国2500050000780015000印度2800620018003900哈萨克斯坦830019000450010000毛里塔尼亚70015004001000俄罗斯25000560001400031000南非100023006501500瑞典3500780022005000乌克兰22000500001200028000其它17000380001000023000世界总计140000310000720001600002005年1月，美国内政部地质调查局公布，全球铁矿石资源储量：基础储量3700亿t，储量1600亿t；按含铁量计算：基础储量1800亿t，储量800亿t。总的来看，全球铁矿石资源储量丰富。2001年以来，全球铁矿石生产量逐年稳步增长，2006年达到17.5亿t，比2001年增加7.06亿t，增长67.63%。2001年～2006年全球铁矿石产量及增长率：

图1-12001年～2006年全球铁矿石产量及增长率2001年以来，全球铁矿石海运贸易逐年稳步增长，2006年达到7.1亿t，比2001年增加2.59亿t，增长57.43%。2001年～2006年全球铁矿石海运贸易量及增长率：图1-22001年～2006年全球铁矿石海运贸易量及增长率

2001年～2006年全球铁矿石海运贸易量占生产总量的比重：图1-32001年～2006年全球铁矿石海运贸易量占生产总量的比重为适应钢铁生产需求，主要是适应中国钢铁生产量的增长，各国铁矿石供应商纷纷扩大产能，开发新矿点，改建和扩建铁路、港口。2002年和2006年世界主要铁矿生产产量和份额见表1-2。2002和2006年世界主要铁矿生产产量和份额（成品矿：亿t）表1-2年份国家20022006产量份额（%）产量份额（%）世界9.8910014.5100中国1.0810.922.7018.62巴西2.2522.753.3022.76澳大利亚1.8718.912.9020.00印度0.868.691.651.38从2002年到2006年，虽然铁矿价格连续上涨，澳大利亚和巴西铁矿产量都有一定增加，但在国际铁矿生产份额上，基本没有变化，而中国的生产份额增加了7.7个百分点。2006年以来，全球铁矿石海运贸易的供需关系正处在由趋紧向趋缓、并有可能出现供大于需的方向发展，主要原因：近年来，全球对铁矿山的投资不断加大，产能不断增加，全球铁矿石的总体供给能力明显提高，推动全球铁矿石生产量、海运贸易量不断提高，特别是2008年将有FMG等一批新建矿山投入生产，有利于供需关系向缓和的方向发展；2002年以来，全球铁矿石供需趋紧的关键因素，是我国进口铁矿石的连续高速增长。当前，我国钢铁生产正在由高增长转向适度增长，加上2002年以来国产铁矿石产量的迅速提高，造成中国对进口铁矿石的需求增长强度不断减弱，2006年进口量比上年增长18.56%，增幅比2005年回落13.72个百分点，2007年预计将比2006年还会继续回落。2002年～2006年我国生铁产量增长率和进口铁矿石增长率：图1-42002年～2006年我国生铁产量增长率和进口铁矿石增长率

全球铁矿投资大幅增长，新增产能不断增加。预测2007年全球铁矿石海运贸易7.7亿t左右，比2006年增加7000万t，其中澳大利亚2007年新增出口3500万t左右，巴西2007年增加出口3000万t左右，印度2007年增加出口1000万t左右。全球铁矿石消费增幅下降，资源增量充足。受全球钢铁业产量和需求放缓的影响，预计2007年世界生铁产量增幅有所下降，下降幅度在2个百分点左右，对铁矿资源的消耗增幅也相应下降，世界上生铁新增量主要集中在中国，其次是俄罗斯、印度等国家，国际资源保证是没有问题的。1.4.2我国铁矿石原料供需形势我国是铁矿资源丰富的国家，截至2002年底，中国保有铁矿产地1995处，保有资源/储量578.72亿t，其中保有储量118.36亿t，基础储量213.57亿t，资源量365.15亿t。至2005年底，中国保有铁矿产地1995处，保有储量126亿t，基础储量224亿t，资源量365亿t，与2002年数据相比，储量由118亿t上升到126亿t，基础储量由213亿t上升到224亿t，储量增加的主要原因是矿石大幅上涨，导致大量原来不经济或次经济的资源量上升为储量。铁矿资源分布相对集中。全国12个省（市）保有资源储量498.47亿t，占全国总量的86.13%；10个重要的铁矿资源集中区有矿产地539处，资源/储量344.41亿t，占查明铁矿资源/储量的63.3%。铁矿资源类型多、富矿少，全国铁矿石平均品位33%，低于世界铁矿石平均品位11个百分点，97.2%为贫矿，富铁矿石仅占2.8%。铁矿资源开发规模不断扩大。2005年铁矿石原矿产量4.8亿t，同比增产1.1亿t，增长35.60%，2006年生产铁矿石6.73亿t，同比增长40%。近几年国内钢铁工业迅速发展，钢产量由1995年的9536万t，增到2005年的3.49亿t，消费的铁矿石为7.55亿t，其中国产矿石4.8亿t，进口矿石2.75亿t，2006年钢产量4.188亿t，生产铁矿石6.73亿t，其中规模以上铁矿企业5.88亿t，进口铁矿石3.26亿t。根据钢铁工业协会预测2007年粗钢产量将达到4.62亿t，生铁产量4.38亿t，国产铁矿石产量7.12亿t，预计进口铁矿石3.65亿t。2007年及2001年我国钢、生铁、铁矿石产量预测见表1-3。2007年、2010年我国钢、生铁、铁矿石产量预测表1-3项目2007年2010年粗钢产量（亿t）4.625.4生铁产量（亿t）4.384.86国产铁矿石产量（亿t）7.129.44进口铁矿石量（亿t）3.654.3我国是全球最大的铁矿石进口国，1991年及以前，我国每年进口铁矿石在2000万t以下，对全球铁矿石海运贸易的影响很小；1992年我国进口铁矿石2517.21万t，2000年增加到6997.16万t，8年间增加进口量4479.95万t，增长1.78倍，呈平稳较快增长态势；2001年以来，由于国内高炉生产的快速增长，对铁矿石的需求量逐年不断增大，进口铁矿石连续高速增长，2006年进口32630万t，比2001年增加23400万t，增长2.54倍；2006年我国进口铁矿石占全球海运贸易量的45.96%，比2001年提高25.49个百分点，对全球铁矿石海运贸易的影响越来越大。2001年，我国经济进入了上升周期，对钢铁等原材料的需求开始加大，我国钢铁工业也进入了高速发展期，2001年当前的粗钢产量增速就由上一年的3.7％上升到18％，到2004年，粗钢产量增长达到最高的27.2%。但从2004年开始，我国钢铁产量的增长速度开始回落，2005年降到24.9％，2006年则继续降到18.48%。在此期间，我国生铁产量也基本表现出同样的趋势，今年1－5月份，我国生产生铁1.87亿t，同比增长只有17.53％，为近5年来的同期最低增速。从国际以及国内经济的变化周期来看，此轮钢铁工业的增长高峰已经过去，随着我国钢铁投资力度的不断趋缓，粗钢与生铁的生产速度将继续呈下降趋势，后期粗钢产量增长难以再现2004年的高峰。图1-52001年以来生铁、粗钢产量增长变化图中国对进口矿的需求将进一步大幅下降。2007年中国钢铁生产增长总量对铁矿石的需求增量为7000万t左右，扣除国产矿增量4000-4500万t，需要增加进口量不到3000万t，增幅9%左右，如果考虑消化部分港存量，实际进口量可能比预期的还要低。1.4.3铁精矿价格预测1.4.3.1国内市场矿石价格铁原料市场经历了上世纪末及本世纪初的几年低迷状况后，2002年以后，随着钢铁需求量的不断加大，钢铁产品价格上扬，在钢铁市场的带动下，铁矿石市场需求保持强劲的发展势头，国内铁精矿价格也不断攀升，2003年矿石资源供给越趋紧张，铁精矿价格更是一路走高，到2004年初，铁精矿创下了约1200元/t的最高纪录，2005年春节前后，部分地区的铁精矿价格也涨到了千元以上，2006年价格有所下降，近期又有明显回升，国内铁精矿价格多数已达800-1000元之间，最高的山东地区已达到1200元/t。图1-6为2006-2007.8月国内铁精矿走势图。图1-62006-2007.8.10月国内铁精矿走势图1.4.3.2国际市场矿石价格随着我国铁矿石需求量及矿石市场价格的快速上升，国际铁矿市场价格在经历了10多年的低迷之后，随之出现了大幅攀升，继2004年FOB价上涨18%以后，2005年更是在2004年的基础上又上涨了71.5%，2006年又上涨了19%。进口矿价在5年内经历了9%、18.62%、71.5%、19%和9.5%的上涨阶段后，长期合同矿价格已接近同品位的市场贸易价格，这也反映出国际铁矿石供应正在趋于一种平衡。图1-7为1990年以来世界粉矿价格及其涨幅。图1-8为2005年至2007年4月我国进口印度粗精矿价格变化图。海运费在近几年内也上涨了几倍之多。图1-9为近期海运费走势图，表1-4为我国从CVRD进口铁矿石价格对照表。

图1-71990年以来世界粉矿价格及其涨幅图1-82005.5～2007.4月份我国进口印度粗粉价格变化表2-4图1-92006-2007.8月海运费走势图2004-2007财年我国从CVRD进口铁矿石价格对照表（单位：FOB美分/干公吨度）表1-4年份矿种价格涨幅%2004CVRD-Carajas粉矿32.7618.60%CVRD-SSF南部粉矿32.2718.60%2005CVRD-Carajas粉矿56.1871.50%CVRD-SSF南部粉矿55.3471.50%2006CVRD-Carajas粉矿66.8519%CVRD-SSF南部粉矿65.8519%2007CVRD-Carajas粉矿73.29.50%CVRD-SSF南部粉矿72.119.50%

1.4.3.3价格预测随着国际国内粗钢与生铁生产增速有所下降，全球铁矿投资大幅增长，新增产能不断增加，全球铁矿石消费增幅下降，资源增量充足，国际国内市场价增幅也将趋缓，近年可能会有小幅的增加，以后各年将有所下降。据业内资深专家预测，国内铁精矿长期售价依地区不同最低将维持600元/t左右。1.5设计主要内容1.5.1地质1）矿床地质特征袁家村矿区铁矿分布南北长6km，东西宽0.4～1.5km的范围内，共有矿体20余个，前寒武系沉积变质铁矿占98.89%，其中10号矿体规模最大，占总储量的57.88%，其次为1号和11号矿体，分别占总储量的17.62%和10.94%。10号矿体――分布于南2线～12线之间，矿体形态为一巨大的扁豆体，全长2600m，平均厚度154.6m，平均延深612.1m，走向NNE，倾向SEE，倾角70°～80°。1号矿体――呈似层状分布于南2线～6线北，全长1375m，平均厚度84.7m，平均延深603.6m，走向近SN，倾向E，倾角70°～80°。11号矿体――由一系列平行扁豆体、矿条组成，分布于南5线～9线，全长2500m，平均厚度42.6m，平均延深377.3m，走向近NNE，倾向SEE，倾角80～85°。2）矿石质量特征全矿区有15种矿石类型，其中9种氧化矿，6种原生矿，根据长沙矿冶研究院、马鞍山矿山研究院完成的《探索性选矿试验》及长沙矿冶研究院完成的《11个单样的小试、综合样小试及综合样扩大连选试验》结果，其中闪石型氧化矿及砾岩矿的选矿指标很不理想，本次设计暂不利用，考虑单独堆存。全矿床的矿石地质品位为TFe32.05%，露天开采境界内的矿石品位为TFe32.44%。伴生有益组分和有害组分均低。属酸性矿。3）储量计算《山西省岚县袁家村铁矿区南8线—16线资源储量核实地质报告》经审查批准的资源量为126197.2万t，其中16号、17号矿体推断的内蕴经济资源量（333）950.2万t不在袁家村铁矿探矿区拐点坐标之内。因此本次设计依据的地质储量为126197.2－950.2＝125247.0万t，其中探明及控制的内蕴经济资源量（331+332）80036.9万t，推断的内蕴经济资源量（333）45210.1万t。本次设计利用Surpac软件建立了地质模型，并计算了南8～16线的地质矿量以及露天开采境界内的矿岩量。计算结果为：保有矿量（331+332＋333）级123386.45万t，其中可利用矿石（331+332）级81235.20万t，333级36860.15万t，（331+332＋333）级118095.35万t；暂不可利用矿石（331+332＋333）级5291.10万t；露天开采境界内矿量（122b＋333）级90618.03万t，其中可利用矿石（122b）级72700.58万t，（333）级13909.97万t，（122b＋333）级86610.55万t；暂不可利用矿石4007.48万t；岩量177011.26万t。1.5.2矿山水文地质条件袁家村铁矿是一厚层状、陡倾斜的大型矿床。矿区附近无大的地表水体，矿体大部在侵蚀基准面（标高1400m）以上，矿床充水来源是大气降水，而主要充水岩层为风化裂隙潜水含水层，当矿床开采到深部特别是侵蚀基准面以下时，基岩裂隙脉状承压水将成为一个重要充水来源。断层的导水性加之其承压性，对采场充水的影响较大；此外袁家村沟谷潜水及地表水也有可能汇入采场，矿床水文地质条件属简单类型。1.5.3露天采场排水露天采场涌水量包括地下水涌水量和降雨迳流量两部分组成。影响矿山开采的主要因素是采场的降雨迳流量。露天采场涌水量计算结果见表1-5。露天采场涌水量计算结果表表1-5开采水平降雨迳流量（m3/d）地下水涌水量（m3/d）矿坑总涌水量（m3/d）正常最大正常最大1095334036976079974140077757注：露天采场涌水按照5d排除考虑。采场1455m水平以上属于山坡露天，可以自流排水。当采矿作业进行到1455m水平以下时，需要采用机械排水。根据排产计划，设计在19年后1515m水平靠帮时，修建1515m水平截洪沟（1#截洪沟），以保护露天边坡的稳定和减少采场排水量。采用接力泵站排水的方式排水。1455m～1275m水平采用移动泵站排水，采矿作业到1275m水平之后在1275m水平设置固定泵站，1275m水平以下各水平的采场排水仍采用移动泵站方式排水，随采场台阶的下降，移动泵站跟着下降，直至露天坑底（1095m）。1.5.4采矿1.5.2.1露天境界的圈定1）边坡角度的确定根据矿区的地质条件，根据岩石力学计算分析结果，本次设计综合推荐各区段边坡角，详见表1-6。各区段推荐边坡角表1-6边坡位置边坡底部标高（m）边坡高度（m）边坡岩体特征及稳定性推荐边坡角（°）备注东区1095400～500边坡组成为矿体、变辉绿岩、片岩类和石英岩互层。影响因素主要是岩体特征、地下水、爆破震动，边坡稳定性一般~好。45考虑疏干可以提高边坡稳定性西区1203450～500边坡组成为片岩类，下部为变辉绿岩、片岩类和石英岩互层。影响因素主要是岩体特征、层面、地下水、爆破震动，边坡稳定性一般到差44北端部区1095350～400边坡组成为片岩类，下部为变辉绿岩、片岩类和石英岩互层。影响因素主要是岩体特征、层面、地下水、爆破震动，边坡稳定性一般到差。46南北端部1095500～600边坡组成为片岩类。影响因素主要是岩体特征、层面、地下水、爆破震动，边坡稳定性一般到差。局部边坡高度较大。43黄土边坡高度为60m时，推荐边坡角为35°；黄土边坡高度为30m时，推荐边坡角为40°；黄土边坡高度为15m时，推荐边坡角为45°。2）露天开采境界参数见表1-7露天开采境界参数表表1-7序号名称单位边坡参数备注1最终边坡角度43～46°按岩力分区2最终阶段坡面角度65°3安全平台宽度m6～18安全平台和清扫平台间隔布置4清扫平台宽度m≥125工作阶段高度m156最终阶段高度m30二段并一段3）露天境界圈定方法利用surpac软件建立建立矿化模型和经济模型，采用浮动圆锥法进行露天开采境界的圈定。4）露天开采境界圈定结果根据浮动园锥法浮出的一次境界，结合露天开采境界参数，设计采用人机对话的方式，对局部境界进行修整，最终形成本次设计的露天开采终了境界（详见露天开采终了境界平面图）。露天开采境界圈定结果见表1-8。露天开采境界圈定结果表表1-8序号项目名称单位主要指标备注1采场尺寸上口：长×宽m2500×1560下口：长×宽m1410×1602封闭圈标高m14553露天底标高m10954境界内可利用矿量122b万t72700.58333万t13909.97合计万t86610.55122b+55%333万t80351.07333资源量55%考虑利用5境界内暂不可利用矿量万t4007.486采场内岩石量万t177011.267采场内矿、岩总量万t267629.308平均剥采比t/t2.33本次设计境界内圈定占1095m以上的90.78%。剩余的122b资源量主要赋存在露天采矿的上盘和南端部。可留待后期扩帮生产时一并考虑。1.4.4.2矿山规模及年产量验证通过矿山生产能力验证，袁家村铁矿可以达到规模为2425万t/a。完成2200万t/a是完全可能的。按照设计编制的采剥进度计划，矿山露天开采服务年限为40年（包括基建前期准备修筑道路等时间），矿山于第3年投产，第4年达产，完成矿石规模2200万t/a，稳产34年。1.5.4.3开拓运输方案的选择1）矿石运输方案的选择根据矿山条件，可选用的矿石运输方案很多，设计考虑过全汽车运输方案、半固定破碎－胶带斜井运输方案、汽车－溜井－破碎－胶带斜井运输方案、汽车－半移动破碎－明胶带运输方案、矿石前期溜井后期半移动破碎方案等，其中全汽车运输方案由于矿石运输量大，运距长，因此经营费高，投资高；半固定破碎－胶带斜井运输方案的逐年汽车运距大，投资高，在经济上均不如汽车－半移动破碎－胶带和汽车－溜井－破碎－胶带斜井方案。因此本次设计对矿石全汽车运输方案与矿石半固定破碎－胶带斜井运输方案不做技术经济比较。只对汽车－半移动破碎－明胶带运输方案、矿石汽车溜井－破碎－胶带斜井运输方案、矿石前期溜井后期半移动破碎方案进行技术经济比较，详述如下：（1）矿石汽车-半移动破碎-胶带方案（方案一）该方案采用目前先进的半移动破碎－胶带系统，半移动破碎机选择63’—89’旋回破碎机，半移动破碎-胶带系统能力为2200万t/a。从选矿厂原矿堆场建一条明胶带到露天采场北端帮1530m处，在1530m处设置转运站，当初期山坡露天开采时，首先将63’-89’半移动破碎机布置在采场内西侧的山脊1650m标高处，从1530转运站至1650m破碎站之间的胶带机以明胶带布置方式沿地形布置，胶带机一端与半移动破碎机相连，另一端与1530m处转运站连接。随着山坡露天采场开采标高下降，半移动破碎机分别移设到1590m、1530m处；后期当采场进入深凹露天开采时，再将半移动破碎机由1530m标高向采场内移设，约每隔4个台阶破碎机移设一次，主胶带机采用明胶带形式布置在采场下盘固定边帮上，随着破碎机下移而向下延深，最终破碎机固定在1170m平台上。采场内采出的矿石通过采场内矿用自卸汽车运到半移动破碎机破碎后，通过胶带机直接运往选矿厂。方案优点：与矿石汽车-溜井-破碎斜井胶带方案比，前期基建工程量少、基建时间短、矿山投产、达产时间早。方案缺点：半移动破碎站需要移设，对生产工艺有要求，对生产有一定影响；采场内矿石汽车运距比矿石汽车-溜井-破碎斜井胶带方案长。（2）矿石汽车溜井－破碎－胶带斜井方案（方案二）该方案在采场内的矿体中布置4条降段矿石溜井，溜井直径为6m，其中1号溜井上口初期标高为1755m，后期降至1245m；2号溜井上口初期标高为1755m，后期降至1095m；3号溜井上口初期标高为1650m，后期降至1095m；4号溜井上口初期标高为1605m，后期降至1095m。溜井下口标高均布置在1035m，溜井下部设置C200型颚式破碎机，破碎机能力为550万t/a。从选矿厂的原矿堆场至破碎机下部1035m标高，设置一条主胶带斜井，胶带斜井长1870m，坡度为14°，斜井内铺设1.6m宽的钢芯胶带。各溜井间通过胶带平硐连接，平硐内敷设1.6ｍ宽的子胶带。采场采出矿石经汽车运至采场溜井，破碎后，由子胶带汇集至主胶带，经主胶带斜井运至选矿厂的原矿堆场。考虑通风安全的需要，在采场南、北部各布置一条进、出风斜井，北部进风斜井长800m，坡度为28°，该斜井同时作为生产时人员、材料运输斜井；南部回风斜井长890m，坡度为30°，兼作为第二条安全出口。另外，在1065m标高布置一条回风平巷，可有效解决溜井底部矿石破碎机通风需求。方案优点：采场内汽车运距短，运营费低；采用溜井可贮存矿石，增加采、运之间缓冲能力；矿山对汽车-溜井-破碎胶带系统有成熟使用经验。方案缺点：该方案基建井巷工程量为23.49万m3，初期基建工程量较大，投资高；基建时间长、矿山投产、达产时间晚两年。（3）矿石前期溜井后期半移动破碎方案（方案三）该方案充分考虑露天采场部分处于山坡露天开采，部分处于深凹露天开采的特点，初期在采场内的矿体中布置4条降段矿石溜井，溜井直径为6m，溜井上口初期标高为1755～1650m，溜井下口标高在1430m，溜井下部设置C200型颚式破碎机，破碎机能力为550万t/a。4条矿石溜井底部子胶带汇总到一处，通过一条长1500m的胶带平硐，再经过一段长950m的地表明胶带运至选矿厂的原矿堆场。露天采场1485m标高以上采出矿石经汽车运至采场溜井，经破碎后，由子胶带汇集至主胶带，经主胶带平硐运至选矿厂的原矿堆场。考虑通风安全的需要，在采场南部布置一条回风斜井，回风斜井长300m，坡度为28°，兼作为第二条安全出口。当露天采场开采到1485m以下时，已建成的溜井－破碎胶带系统报废，为解决1485m以下矿石运输，需要重新建一套矿石半移动破碎－胶带系统，系统能力为2200万t/a，该系统与方案一布置一致。采场内1485m以下采出的矿石通过采场内矿用自卸汽车运到半移动破碎机破碎后，通过明胶带机直接运往选矿厂。方案优点：充分考虑露天采场部分处于山坡露天开采，部分处于深凹露天开采的特点，初期采用溜井－平硐系统，后期采用半移动破碎－胶带系统，采场内汽车运距短，运营费低；前期采用溜井可贮存矿石，增加采、运之间缓冲能力。方案缺点：该方案的基建井巷工程量为15.52万m3，基建工程量相对较大，投资高；基建时间长、矿山投产、达产时间晚，管理复杂。三个矿石开拓运输方案的技术经济比较结果见表1-9。矿石开拓运输方案投资经营费比较表表1-9序号指标汽车-半移动破碎胶带方案溜井-破碎斜井胶带方案初期溜井后期半移动破碎方案1投资合计（万元）336272864450613差额（万元）0-498316986其中：工程投资（万元）95241415015368差额（万元）046265844设备投资（万元）241031449435245差额（万元）0-9609111422投资现值（万元）207622412125409差额（万元）0335946473经营费合计（万元）305473266999328949差额（万元）0-38474234764经营费现值（万元）822897765775479差额（万元）0-4633-68105投资经营费现值合计（万元）103052101778100889差额（万元）0-1274-2163差额百分比0-1.24%-2.10%从表1-9中可以看出，在不考虑投产、达产时间前提下，从投资和经营费现值合计看，其他两个方案要略微优于汽车－半移动破碎－胶带方案，但优势不大，而采用汽车－半移动破碎－胶带方案可以早投产、达产2年，可以早见效益，汽车－半移动破碎－胶带方案比其它方案提早采出4400万ｔ原矿，提早产出1561万ｔ铁精矿，提前多获得税后利润现值124092万元。远远大于其多出的投资经营费现值。因此从总体经济效益看，汽车－半移动破碎－胶带方案要明显优于其它两个方案。综上所述，设计推荐汽车－半移动破碎－胶带方案2）岩石开拓运输方案选择：根据矿山地形条件及排土场位置，初期山头剥离时，由于采场工作面小，分层岩量相对少，采场下降速度快，并且上、下盘土场距离采场较近，岩石汽车运距较短，均在汽车经济合理运距内，可以实现就近排岩，且可以高土高排，低土低排。因此前期山坡露天开采时，岩石运输采用单一汽车运输。当采场靠固定帮后，随着采场的降深，岩石运距逐步增大，如仍采用单一汽车运输方式，其运输成本将大幅增加，矿山的运营费用也急剧升高。因此设计对后期岩石运输考虑了下列方案，详述如下：（1）汽车-半移动破碎-胶带方案设计依据采场上下盘二个废石场同时使用，且岩石量较大，故在采场上、下盘分别布置一套岩石半移动破碎－胶带系统。a、下盘岩石半移动破碎－胶带系统下盘岩石半移动破碎系统破碎胶带系统在第8年投入使用，下盘半移动破碎-胶带系统能力为3500万t/a，半移动破碎机最初布置在下盘采场外西北部，破碎机采用63’-114’可移设旋回破碎机。破碎机卸矿平台标高设在1560m标高，在1545m设置转运站，从采场下盘境界外1545m水平至下盘废石场1750m标高布置一条明胶带，胶带长度1490m，角度为5°～12°，带宽为1800mm。同时用明胶带将1545m转运站与矿石1530m转运站衔接，这样当矿石半移动破碎机移设及发生故障时，采场内矿石可通过下盘岩石半移动破碎－胶带系统运输，不影响矿石对选厂供应。采场下盘岩石经汽车运至下盘半移动破碎站，破碎后的岩石经境界外明胶带运至排土场，由推土机配合排土机排弃。随着采场降深，半移动破碎机也向采场内移设。约每隔4个台阶破碎站移设一次，主胶带机采用明胶带形式布置在采场下盘固定边帮上，随着破碎机下移而向下延深，最终破碎机固定在1290m平台上。b、上盘岩石半移动破碎胶带系统上盘岩石半移动破碎系统破碎胶带系统在第12年投入使用，上盘半移动破碎-胶带系统能力为2880万t/a，最初半移动破碎布置在采场上盘东南侧，破碎机卸矿平台标高设在1560m标高，破碎机采用63’-89’可移设旋回破碎机。从采场上盘边帮1545m水平至上盘废石场1690m排土标高设置一条胶带斜井，斜井长度635m，斜井角度为13°，斜井内布置斜井胶带机，带宽为1600mm。上盘岩石通过汽车运到位于采场内的上盘半移动破碎机破碎后，经胶带机运到上盘排土场，通过排土机排弃。后期随着采场开采标高下降，每隔4个水平，将上盘半移动破碎机向下移设一次，主胶带机以明胶带形式布置在采场上盘固定帮上，随着半移动破碎机移设而向下延伸。最终上盘半移动破碎机卸矿平台固定在1260m水平。方案优点：采用半移动破碎胶带系统，可减少采场内汽车运距，减少汽车数量，降低成本；基建工程量相对少，投资少，基建时间短。方案缺点：半移动破碎站需要移设，对生产工艺有要求，对生产有一定影响。（2）汽车-半固定破碎-斜井胶带方案该方案在采场上、下盘分别布置两套岩石半固定破碎胶带系统。a、下盘岩石半固定破碎胶带系统下盘岩石半固定破碎系统破碎胶带系统在第8年投入使用，下盘半固定破碎胶带系统能力为3500万t/a。破碎机采用63’-114’旋回破碎机，初期破碎站布置在采场内下盘固定帮，初期破碎站受矿标高1605m，从破碎站底部1580m水平至下盘废石场1700m排土标高设置一条胶带斜井，斜井长度630m，斜井角度为11°，斜井内布置斜井胶带机，带宽为1800mm。随着采场的下降，将破碎设备下移，原破碎站及道路系统将固定在最终境界上，该破碎站将作为下段破碎站的一个胶带转运站。破碎站共下移两次，破碎站卸矿平台标高分别为1485m、1365m，最终固定在1365m水平。胶带机以斜井胶带形式布置。下盘岩石通过汽车运到位于采场下盘的半固定破碎机破碎后，经斜井胶带机运到下盘排土场，通过排土机排弃。b、上盘岩石半固定破碎胶带系统上盘岩石半固定破碎系统破碎胶带系统在第12年投入使用，上盘半固定破碎胶带系统能力为2880万t/a，破碎机采用63’-89’旋回破碎机，初期破碎站布置在采场内上盘东南侧固定帮，初期破碎站受矿标高1545m，从破碎站底部1520m水平至下盘废石场1690m排土标高设置一条胶带斜井，斜井长度650m，斜井角度为14°，斜井内布置斜井胶带机，带宽为1600mm。随着采场的下降，破碎站下移两次，破碎站卸矿平台标高分别为1425m、1335m，最终固定在1335m水平。胶带机以斜井胶带形式布置。上盘岩石通过汽车运到位于采场上盘的半固定破碎机破碎后，经斜井胶带机运到上盘排土场，通过排土机排弃。方案优点：采用半固定破碎，与半移动破碎相比，半固定破碎在我国冶金矿山具有成熟使用经验。方案缺点：相对半移动破碎方案，由于移动次数少，采场内汽车运距较长，破碎站土建工程量大，移设后采用斜井胶带系统，井巷工程量大，施工复杂，建设期长，投资大，对生产影响也大，设备维护困难，作业条件差。设计对上述两个方案进行了技术经济比较，结果见表1-10。岩石开拓运输方案投资经营费比较表表1-10序号指标汽车-半固定破碎斜井胶带方案汽车-半移动破碎－胶带方案1投资合计（万元）8050177756差额（万元）27450其中：工程投资（万元）168999949差额（万元）69500设备投资（万元）6360267807差额（万元）-420502投资现值（万元）4181042450差额（万元）-64003经营费合计（万元）828263676367差额（万元）15189604经营费现值（万元）210937184596差额（万元）2634105投资经营费现值合计（万元）252747227046差额（万元）257010差额百分比11.32%0由上表可以看出，从总的投资还是经营费看，采用岩石汽车-半移动破碎-胶带方案明显优于岩石汽车-半固定破碎-胶带方案，故经技术经济比较，本次设计推荐岩石运输采用汽车-半移动破碎-胶带方案1.5.4.4采矿方法采用自上而下的逐水平缓帮分层开采方法。山头处理清碴后，充分利用地形条件，由北向南采用横向开采，这样有利于多品级矿石质量综合，对保证矿山生产，稳定产品质量十分有利。进入深凹露天开采，由于采场宽度大，也可以继续采用横向开采或斜向开采。根据矿体赋存条件并参照类似矿山，本次设计矿石的损失率和废石混入率均按4%考虑，采场内的矿石平均地质品位32.44%，围岩品位为4.12%，经计算采出矿石品位为31.31%。1.5.4.5采掘及运输设备选择1）穿孔选取310～350mm孔径牙轮钻，设计选取的效率为9～10万m/台.a；2）装载选取16.8m3大型电铲，综合效率为850～900万t/台·a3）运输选用电动轮汽车，汽车额定载重为170~220t。综合效率可达500～600万tkm/台·a；4）矿、岩运输采用半移动破碎机，根据运量要求，矿石和上盘岩石均采用63’-89’半移式旋回破碎站，下盘岩石采用63’-114’半移动旋回破碎站，运输胶带采用1600ｍｍ～1800mm宽的钢芯胶带机。1.5.4.6爆破原材料加工与贮存矿山有干孔和湿孔的情况，设计考虑使用多孔粒状铵油炸药和乳化炸药，两种炸药年耗量为21450ｔ。矿山需要配备15t多孔粒状铵油炸药混装车和15t乳化炸药混装车各3台。矿山建设铵油炸药混装车和乳化炸药混装车地面站各一处。起爆器材由外购解决，为保证矿山正常使用，在矿山建设爆破器材储存库。1.5.4.7采剥进度计划本次设计采剥进度计划是在计算机上编制进行的，依据编制结果，矿山第3年投产，采剥总量为3100万t，其中矿石量1000万t/a，岩石量2100万t/a，生产剥采比2.1t/t；矿山第4年达产，采剥总量为6820万t。其中矿石量2200万t/a，岩石量4620万t/a，生产剥采比2.1t/t；第12年为采矿计算年，整个矿山采剥总量为8580万t。其中矿石量2200万t/a，岩石量6380万t/a，生产剥采比2.9t/t。1.5.4.8基建时间安排及基建工程量袁家村铁矿为新建矿山，矿山基建第1年主要进行矿山开采的前期基建准备工程，主要包括：征地、动迁、修筑上山联络道路、尾矿库筑坝道路、采选设备订货等。第2年主要有1740m以上山头处理工程，同时，需要基建矿石半移动破碎－胶带运输系统的土石方工程；利用山头处理清渣修筑尾矿库初期坝；基建炸药加工系统及爆破材料储存库、采矿供配电系统等。第3年主要工程为：上半年粗破碎及矿石胶带系统安装及调试，尾矿库初期坝投产使用，下半年采场矿石运输系统及选矿厂开始生产。第4年矿山达产。依据采剥进度计划编制结果，矿山基建后第3年投产，设计安排达产前所剥离全部矿岩量按基建剥离量考虑，第2年山头处理共计325.61万m3（929万t），其中矿石25.61万m3（84万t），废石300万m3（840万t），第3年基建剥离量共计1054.87万m3（3100万t），其中矿石304.87万m3（1000万t），废石750万m3（2100万t）。1.5.4.9排土场本次设计废石量合计183270.74万t，折94624.53万m3。另外还有暂不能利用矿量4007.48万t，折1893.779万m3。根据矿区地形条件，本次设计最终选择了二个土场，分别是上盘土场、下盘土场，其中上盘排土场堆置最终标高1690m，下盘排土场堆置最终标高1750m，考虑尾矿库需采用废石筑坝，为加大尾矿库库容，增加尾矿库使用年限，设计考虑利用下盘废石排弃系统来筑尾矿坝，并在尾矿坝下游排弃废石，增加尾矿坝的稳定性。这样可以减少逐年筑坝费用，节约成本。另外，设计选择下盘土场靠近选矿厂位置作为暂不能利用矿石堆场，待今后选矿技术进步后，再利用该部分矿量。岩石运输前期采用汽车直排，可根据开采高度高土高排、低土低排。排土场前期排土方式为自卸汽车配合推土机堆排。后期当岩石破碎胶带系统投产后，采用胶带机运输，大型排土机配合推土机排土。并在原有汽车土场上进行覆盖排土。排土场配备推土机4台，上、下盘土场各2台。1.5.5矿、岩粗破碎矿石破碎选用半移动63’-89’旋回破碎站1座，安装功率1150kW，流程量4444t/h，破碎机给矿口1600mm，最大给矿粒度1400mm，排矿粒度280mm～0mm，破碎机台时能力大于4500t/h。其结构形式为汽车从破碎站上部两侧将矿石直接卸入破碎机内，破碎机为模块状组成，搬迁时，通过汽车吊将拆下的模块吊到平板车上运往新址，然后再组装。上盘岩石量2880万t/a，设1座半移动63’-89’旋回破碎站，安装功率1150kW，流程量5818t/h，破碎机给料口1600mm，最大给料粒度1400mm，排料粒度350mm～0mm，破碎机台时能力6000t/h。下盘岩石量3500万t/a，设1座半移动63’-114’旋回破碎站，安装功率1150kW，流程量7071t/h，破碎机给料口1600mm，最大给料粒度1400mm，排料粒度350mm～0mm，破碎机台时能力7200t/h。岩石半移动破碎站结构形式与矿石半移动破碎站的结构形式相同。1.5.6矿石胶带运输及岩石胶带排弃系统矿石运输采用1600mm宽的钢芯胶带，带速3.15m/s，变频启动方式。上盘岩石在第12年后使用半移动破碎－胶带系统，能力为2880万t/a，通过明胶带和斜井胶带与土场排土机相连，采用1600mm宽的钢芯胶带，带速4.5m/s，变频启动方式。配套2台移置胶带机及1台引进的大型排土机。下盘岩石在第8年开始使用半移动破碎－胶带系统，能力为3500万t/a，通过明胶带与土场排土机相连，采用1800mm宽的钢芯胶带，带速4.5m/s，变频启动方式。配套2台移置胶带机及1台引进大型排土机。1.5.7选矿1）选矿工艺流程可研阶段碎磨部分考虑了三个方案：半自磨方案、老三段方案和高压辊磨方案，选别部分根据长沙矿冶研究院试验结果和推荐意见，考虑采用两段连续磨矿-弱磁-强磁-再磨-反浮选工艺流程，三个方案的选矿工艺数质量矿浆流程图见附图。2）选矿主要工艺技术指标选矿主要工艺指标是根据长沙矿冶研究院《11个单样的小试、综合样小试及综合样的扩大连选试验》确定的，推荐的选矿厂主要工艺指标见表1-11。推荐的主要选矿工艺指标表1-11产品名称产率（%）产量（万t/a）品位（TFe%）回收率（TFe%）铁精矿33.72741.8465.0070.00尾矿66.281458.1614.1730.00原矿100.002200.0031.31100.003）破碎、磨矿工艺方案根据目前国内外碎磨工艺的发展，我们对袁家村铁矿选矿厂考虑了如下三个碎磨工艺方案，并进行了技术经济比较。方案一：一段粗破碎—半自磨（砾石返回）—两段球磨。方案二：常规的老三段破碎筛分—三段球磨。方案三：三段破碎（细破碎采用高压辊磨机）—三段球磨。三个方案的主要碎磨选别设备见表1-12。三个方案的主要碎磨选别设备表表1-12所在车间方案一方案二方案三粗破碎（在矿山）1台63’—89’旋回破碎机（装机功率800kW）1台63’—89’旋回破碎机（装机功率800kW）1台63’—89’旋回破碎机（装机功率800kW）中破碎3台MP1000圆锥破碎机（装机功率800kW）3台MP1000圆锥破碎机（装机功率800kW）细破碎6台MP1000圆锥破碎机（装机功率800kW）2台Φ210×1800辊压机筛分14台3060振动筛（装机功率37x2kW）（装机功率22kW）20台3060振动筛（装机功率37×2kW）主厂房2台Φ36’×20.5’自磨机（装机功率2×7457kW）2台Φ26’×50’球磨机（装机功率18643kW）2台Φ24’×40’球磨机（装机功率2×6339kW）32台Φ2500强磁机（装机功率116kW）2台Φ24’×39.5’球磨机（装机功率2×5966kW）2台Φ24’×39.5’球磨机（装机功率2×5966kW）2台Φ24’×40’球磨机（装机功率2×6339kW）28台Φ2500强磁机（装机功率116kW）2台Φ24’×36’球磨机（装机功率2×5593kW）2台Φ24’×34.5’球磨机（装机功率2×5220kW）2台Φ24’×40’球磨机（装机功率2×6339kW）28台Φ2500强磁机（装机功率116kW）反浮选80台257浮选机（装机功率300kW）68台257浮选机（装机功率300kW）68台257浮选机（装机功率300kW）三个方案的经济比较结果见表1-13。三个方案经济比较结果表1-13序号项目指标方案一（半自磨）方案二（老三段）方案三（高压辊磨）一静态指标1投资292656283779276634差值0-8877-160222经营费284578530736682962167差值0227883116383二动态指标1投资现值266051257981251485差值0-8070-145652经营费现值110126211894481146300差值088186450383现值合计136731314474291397785差值08011630472三比较结果132差额百分比（%）05.9%2.2%从经济上看，尽管半自磨方案投资稍高于其它两个方案，但其经营费低于其它两个方案，费用现值分别比方案二和方案三少80116万元和30472万元，所以，方案一的经济效益最好。从技术上看：（1）方案三的特点与方案二相同，也是采用三段闭路破碎，但第三段破碎采用高效节能设备—高压辊磨机。高压辊磨机机与传统的破碎粉磨设备不同，以往人们只注重单颗粒物料的压碎、磨碎、劈碎、折碎和击碎，忽略了研究物料之间存在的破碎行为，而高压辊磨机就是利用了料层之间的粉碎原理，使物料与物料之间产生相互粉碎，试验证明，纯压应力比冲击力和剪切力具有较好的粉碎效果。矿石经过高压辊磨机辊压后，产品粒度均匀，物料表面产生大量的微裂纹和裂隙，这样的物料进入球磨时易于解离和磨碎，在很大程度上可以避免矿石的过磨现象，有利于提高选别指标和金属回收率。高压辊磨机的最突出特点是节能。根据SGS资料，经辊压后的矿石球磨功指数降低12%，洪堡资料介绍经辊压后的矿石球磨功指数降低8.3%。高压辊磨机同时具有占地面积小、磨损低、工作可靠、处理能力大、辊磨寿命长、易于维修等优点，从而降低了生产成本。常规的三段破碎产品粒度为12～0mm，高压辊磨机产品粒度为6～0mm，入磨产品粒度由12～0mm降到6～0mm，根据经验，磨机台时能力可以提高7%左右。在该方案中，以高压辊磨机代替细破碎机，一段球磨机选择时，是按照与老三段破碎相比球磨功指数降低6%考虑的。应该说明的是，高压辊磨机目前国内只有马钢南山铁矿采用，该矿的特点是原矿品位低，铁矿物嵌布粒度较粗，铁矿石经过高压辊磨后湿筛，-3mm的粗粒在入磨前通过磁选可以除掉产率将近50%的合格尾矿，大大减少了入磨矿量，节能显著，但其辅助设施繁琐庞大。对袁家村铁矿石，由于铁矿物粒度细，并且还有大量弱磁性矿物，不可能在入磨前抛尾，其节能仅仅体现在入磨的粒度变细及裂隙的产生，考虑到整个工艺，总体节能效果并不明显，而且设施复杂，粉尘污染大，干筛筛下6～0mm的物料进入磨矿仓后不易排出，料仓死角很大，破碎筛分的设备维护保养工作量较大，需要生产工人多。（2）方案二的特点常规的老三段破碎＋三段球磨流程。将最大粒度1400mm的矿石破碎到12～0mm，再送去磨矿，该流程为常规破碎磨矿流程，技术成熟可靠，电耗较少（居中），但投资高、经营费高，工艺流程比较复杂，生产环节多，粉尘污染大，破碎筛分的设备维护保养工作量较大，需要生产工人多。（3）方案一的特点自50年代自磨机开始应用于矿业以来，自磨技术得到较快发展，现在已成为一种成熟的、有特色的碎磨工艺。我国第一个采用湿式自磨的歪头山铁矿（我院设计）于1971年投产以来，我国自磨技术不断完善和发展，目前已有几十座选矿厂采用自磨工艺。近年来自磨设备大型化又有新发展，目前世界上应用的最大的半自磨机是在智利Collahuasi铁矿使用的1台12.2×7.32m，装机功率21000kW的半自磨机，2005年一季度投入运行，在澳大利亚CadiaHill铜金矿使用的1台12.2×6.71m，装机功率20000kW的半自磨机，于1998年下半年投入运行。我国铜陵有色金属有限公司冬瓜山铜选矿厂采用了1台Svedala制造的Φ8.53x3.96m，4850kW的半自磨机，昆明钢铁（集团）公司大红山铁矿选矿厂采用了1台Metso制造的Φ8.53×4.42m，5593kW的半自磨机。自磨（半自磨）的特点：前面只需要一段粗破碎，破碎段数少，流程简单，设备（包括主体和辅助设备）数量少；由于设备数量少，厂房面积小，从而基建投资少；由于设备数量少，操作人员少；不受物料水分影响，可处理含水、含泥量多的矿石，适应性强，灵活性大；介质钢耗较少；自磨（半自磨）工艺流程简单，易于自动化。与常规磨矿相比自磨（半自磨）的缺点是，自磨易受给矿粒度和性质波动的影响（但可通过添加少量介质变为半自磨得以缓解），单位电耗一般偏高。综上所述，半自磨工艺的优势比较明显，因此，在本次可研推荐半自磨碎磨工艺（SAB）（方案一），并按2个磨矿系列考虑4）选矿工艺主要设备选择选矿工艺主要工艺设备表表1-14序号设备规格名称单位数量容量（kW）重量（t）单容共容单重共重2Φ36'×20.5'湿式半自磨机台27457298282720.003Φ26'×50'湿式溢流型球磨机台218643372863226.004Φ24'×40’湿式溢流型球磨机台26339253563226.007CTB1230多极永磁筒式磁选机台447.53306.62291.289SLon-2500立环脉动高梯度磁选机台321163712105.03360.004257浮选机台3002400062.505000.001Φ85m中矿浓缩池（强磁给矿）台24590135.0270.003Φ50m中矿浓缩池（浮选给矿）台21545109.0218.005Φ65m精矿浓缩池（铁精矿）台12222120.0120.001421m2台1337.5487.5100.01300.005）选矿厂车间组成选矿厂主要车间有：原矿储矿场，主厂房，反浮选车间，药剂制备车间，中矿浓缩池，铁精矿浓缩池；后处理有精矿搅拌槽，过滤车间，浓缩池。1.5.8精矿管道输送袁家村选厂地面标高1440m，袁家村铁矿的精矿输送路由为途径尖山，共用尖山至太钢的精矿管道输送路由。再经过尖山的精矿管道路由，由袁家村至尖山的输送距离约11.5km，精矿输送浓度65%。设计考虑2座Φ16×16m精矿贮浆仓，然后由主泵加压，经一条精矿管道输送到太原后处理设施，经过滤脱水供给太钢。主泵选型及PH值调节待试验后再确定，选择直缝电阻焊管，以埋设为主。全线管道考虑外防腐，并设有阴极保护措施。1.5.9给水排水及尾矿水力输送1）用水量采矿生产新水：Q=188.33m3/h选矿厂用水量：生活用水量：Qcp=6.325m3/h，Qmax=40.854m选矿厂生产用水量：（1）生产新水投产初期Q=3040.64m3/h尾矿库回水后Q=1812.17m3/h（2）磁选循环水：Q=9864.04m3/h（3）浮选循环水：Q=5983.35m3/h（4）浊循环水：Q=12937.26m3/h消防用水量：消防水量贮存在2座15000m32）尾矿输送系统尾矿浓缩浓度50%，经隔膜泵加压送到尾矿库，参考；类似工程经验，暂时选择5台进口隔膜泵，4台工作1台备用，性能：8MPa，流量Q=666m3/h，N=2131kW3）给排水管道系统设一座200m3设两座15000m3浮选给矿浓缩池溢流水澄清后，到浮选环水泵站，经泵加压供给选矿工艺磨矿分级用水。强磁给矿浓缩池溢流水，磁选尾矿浓缩池部分溢流水自流到磁选环水泵站，与新水混合，经泵加压供给选矿工艺磁选用水。浮选尾矿浓缩池溢流水，磁选尾矿浓缩池部分溢流水，尾矿库回水自流到浮选环水泵站，经泵加压供给选矿工艺浮选用水。尾矿输送选用管径D820×10钢管，设二条管道，一工一备。尾矿回水自流回到选矿厂浮选环水泵站。1.5.10尾矿库尾矿库布置在采场的西南侧的近周营-白化宇沟内，采用废石筑坝，尾矿库的下游为下盘废石场。在尾矿库的下游设置截渗坝。尾矿库初期坝总石方量约575万m3。土工布量为12.6万m2。清基量约29.8万m2。坝高达到1800.0m标高时，库容约58929.8万m3。可满足处理10.67亿t原矿的要求。尾矿库初期坝按三等尾矿库设计，尾矿堆积标高达到1670m后直至最终堆积标高1800m均按二等尾矿库设计。经过坝体稳定计算，得出尾矿坝在正常运行和特殊运行情况下均能满足规范规定的坝坡抗滑稳定安全系数。尾矿坝的下游侧为废石场，尾矿坝最终堆积标高为1800m，废石场最终堆积标高为1750m，废石场最终1750m标高形成200-1500平台。废石场在初期作为尾矿坝的堆体，在后期又是尾矿坝的支撑体。这样，更有利于整个坝体的稳定。1.5.11供电1）供电电源在矿区附近设置一座220/110kV的总降压变电所，为选矿厂变电所和采矿场变电所馈电。220kV电源引自吕梁地区220kV总降，两回路供电。选矿厂设置一座110/10kV总降压变电所，变电所设置四台双线圈50000kVA变压器，分别为选矿厂主厂房两个系列的10kV高压配电室及反浮选车间和总砂泵站10kV高压配电室馈电。此处110kV母线采用双母线。采矿场设置一座110/35kV总降压变电所，此变电所设置两台双线圈40000kVA变压器，为采矿前期提供35kV电源。采场总降设计时应考虑后期发展。采矿前期在采场边缘外架设35kV环形架空线。采选110kV，35kV及10kV母线均采用单母线分段，正常情况两段母线分列运行，当一回路故障时，母联开关合上，另一回路可承担全部负荷。2）供配电系统采矿前期即矿岩开拓的前12年，在采场边缘外架设35kV环形架空线，由此环形线为下列35/6kV变电站供电。矿石半移动破碎胶带系统初期在采场境界外设置一座35/6kV组合式变电站，为半移动破碎机及矿石胶带系统供电。岩石半移动破碎胶带系统分别在第8年和第10年投产使用，采场境界外分别设置一座35/6kV组合式变电站，为半移动破碎机及岩石胶带系统供电。采矿后期增加两路供电电源，设置35/6kV移动变电站，为矿岩系统及泵站设备供电。选矿厂根据电力负荷分布情况，厂区设置了主厂房控制楼，储矿场变电所，浮选车间控制楼，总砂泵站变电所，锅炉房变电所及四座高压配电室。3）电力负荷及电能计算矿石初期方案岩石汽车－半移动破碎－胶带－排土机系统未投入生产前安装容量：26230kW工作容量：26230kW有功功率：P=13310kW无功功率：Q=6486kvar视在功率：S=14806kVA功率因数：cosΦ=0.9年耗电量W=5990×104kWh单位产品耗电量Wg=0.7kWh/t矿岩进入深凹露天开采后，矿、岩后期汽车－半移动破碎－胶带系统及排水泵站全部投入安装容量：92660kW工作容量：89700kW有功功率：P=57269kW无功功率：Q=21820kvar视在功率：S=61284kVA功率因数：cosΦ=0.93年耗电量W=25770×104kWh单位产品耗电量Wg=3kWh/t矿岩选矿厂负荷：（半自磨方案）安装容量：200088kW工作容量：171075kW有功功率：P=135833kW无功功率：Q=48014kvar视在功率：S=144069kVA功率因数：cosΦ=0.94年耗电量W=88291×104kWh单位产品耗电量Wg=40.1kWh/t选矿厂及采场总负荷安装容量：292748kW工作容量：263735kW有功功率：P=191741kW无功功率：Q=70040kvar视在功率：S=204133kVA功率因数：cosΦ=0.9391.5.12热电联产电厂考虑采用四台75t/h次高压循环流化床锅炉配一台12MW背压汽轮发电机组和一台12MW抽汽背压汽轮发电机组，冬季最大时锅炉100%满负荷运行，两台汽机在100%负荷下运行，发电功率为25331kW。同时保证全部生产用汽和采暖用汽。夏季由于热负荷减少，此时可只开背压机组即可满足全部用热，汽机发电功率为12000kW，此时运行两台锅炉，锅炉负荷率为77%。1.5.13总图袁家村铁矿采场境界南北长约2.5km，东西宽1.5km，总出入口在采场北端部。在上、下盘分别布置了两个废石场，上盘废石场最终堆置标高为1690m，容积为39200万m3。初期山坡露天生产时采用汽车直排，后期采用汽车－半移动破碎－胶带－排土机排弃。下盘废石场最终堆置标高为1750m，容积为58800万m3。初期山坡露天生产时采用汽车直排，后期采用汽车－半移动破碎－胶带－排土机排弃。尾矿库布置在采场的西南侧的近周营-白化宇沟内，尾矿库的下游为下盘废石场。尾矿库采用废石下游筑坝。采矿工业场地布置在靠总出入口处危险爆破界限外的山坡上。采矿工业场地车间组成主要有：电铲及牙轮钻检修间、汽车推土机保养间、桶装油库、油库及油泵房、汽车停放场地等。高位贮水池布置在采矿工业场地的西北侧山坡上。矿区的炸药加工厂（混装炸药车地面制备厂），布置在矿山总出入沟的西北侧。爆破器材贮存库布置在采矿场西南侧的山坡上，在采矿场和下盘废石场之间。选矿工业厂区位置选择在采场北侧，索加坡村对面的南山坡上。该处距离采矿场及尾矿库较近，便于原矿及尾矿运输，该处不需要拆迁，可加快选矿厂的基建。为满足袁家村铁矿及圣窑山白云石矿的外部运输，同时考虑袁家村铁矿的外部管线等，设计考虑从袁家村铁矿至岚县间修建一条外部道路。1.5.14自动化及生产过程自动控制自动化仪表设备的选型原则是可靠、实用、先进、经济相结合。仪表设备尽可能采用国内技术成熟、性能可靠的仪表，部分采用进口仪表。计算机控制系统采用进口的PLC产品。为了满足工艺对各段磨矿的粒度要求，除选用粒度仪、品位仪及相应的控制设备和仪表外，还采用先进的优化控制软件来完成磨矿回路的优化控制。各控制系统均为集中控制、操作和显示，控制系统的集中控制地点在选矿室主控楼的集中控制室内，通过OPS监视操作站对全厂顺序控制及过程控制的生产系统和设备进行集中操作和运行监视。1.5.15通信设置行政电话、调度电话、工业可视系统、无线对讲系统、GPS自动调度系统、火灾自动报警系统等，室内的通信线路采用穿镀锌钢管沿墙或柱暗敷设。室外的通信线路采用直埋或架空方式敷设。1.5.16机修在采矿工业区拟建电铲及牙轮钻机修间、生产汽车、推土机保养间等；其他设施如：机钳间、铆焊间、化验室、备品备件材料库等建在选矿工业区；油库及加油站布置在选矿厂的西侧。1.5.17投资估算建设投资806699.00万元，其中：采矿设施239448.00；选矿设施486651.00万元；精矿输送设施51403.00万元；外部运输道路22238.00万元；水源输水管线4719.00万元；外部供电线路2240.00万元。建设投资中已包括热电联产系统投资，如果不上热电联产系统，按锅炉供热方案实施省工程费用约1.07亿元。建设期投资中未含征地、动迁及安置费用和在岚县建设生活区费用及采矿权价款等。

按工程系统组成划分建设投资表表1-15编号系统工程费投资（万元）比例（%）第一部分费用工程费用68185084.52一采矿设施20432625.33二选矿设施41088050.93三精矿输送设施429745.33四外部运输道路181442.25五水源输水管线38250.47六外部供电线路17000.21第二部分费用工程建设其它费384164.76一采矿设施94661.17二选矿设施236302.93三精矿输送设施29210.36四外部运输道路17110.21五水源输水管线3890.05六外部供电线路3000.04预备费8643410.71一采矿设施256563.18二选矿设施521416.46三精矿输送设施55080.68四外部运输道路23830.30五水源输水管线5060.06六外部供电线路2400.03建设投资806699100.00一采矿设施23944829.68二选矿设施48665160.33三精矿输送设施514036.37四外部运输道路222382.76五水源输水管线47190.59六外部供电线路22400.28比例：是指各系统投资占建设投资的比

按费用组成划分建设投资表表1-16序号系统及费用名称估算价值（单位：万元）建筑工程费安装工程费设备购置费工器具购置费其它工程费预备费合计建设投资1862343603345697526073841686434806699一采矿设施4013921151609451127946625656239448比例%4.980.2619.950.141.173.1829.68二选矿设施1169433099226163713082363052141486651比例%14.503.8432.430.162.936.4660.33三精矿输送设施54832926343931722921550851403比例%0.680.364.260.020.360.686.37四外部运输道路181441711238322238比例%2.250.210.302.76五水源输水管线38253895064719比例%0.470.050.060.59六外部供电线路17003002402240比例（%）0.210.040.030.28比例合计（%）23.094.4756.650.324.7610.71100.001.5.18技术经济由计算的经济指标可知，当按较为保守的价格600元/t计算时，项目投资财务收益率为15.43%，比银行五年期以上贷款利率高出近8个百分点，项目投资回收期8.70年（含建设期），资本金投资收益率20.85%，说明项目的投资收益较好。本项目年均可获利润额95576万元，利税额117255万元，税后利润71682万元，说明获利能力较强，经济效益较好。当按项目所在地现行市场价格1200元/t计算时，项目的投资财务内部收益率高达52.11%，项目投资回收期4.46年（含建设期），项目的活力能力很强，投资收益很好。从技术上看，矿山资源可靠，开采条件和建设条件都较好，设计选用的采矿方法、开拓方案合理，选矿工艺流程可靠，技术先进，设备效率高；从建设时机上看，目前国内国际铁原料市场是历史上最好水平。而且本项目的建设还可以安排富余人员就业，促进当地经济发展。综合技术经济指标表表1-17序号项目单位指标1地质储量万t123386.45其中：可利用矿石万t118095.35暂不可利用矿石万t5291.102境界内矿岩量万t267629.29其中：可利用矿石万t86610.55暂不可利用矿石万t4007.483全矿床平均地质品位%32.054露天境界内矿石平均品位%32.445设计总规模矿石万t原矿/a2200采剥总量万t矿岩/a8580精矿量万t/a741.846剥采比t/t2.907矿山基建时间a28矿山投产时间a39矿山达产时间a410矿山服务年限a4011矿山稳产年限a3412开采方法露天开采13开拓方法汽车-半移动破碎-胶带14采出矿石平均品位%31.3115铁精矿品位%6516尾矿品位%14.1717金属回收率%7018选矿比%2.96619碎磨工艺半自磨－球磨－球磨20选矿工艺连续磨矿－弱磁－强磁－再磨－反浮选21基建剥离工程量万m31380.4822矿山年耗电量万kWh621023选厂年耗电量万kWh8829124矿山单位耗电量kWh/t原矿2.8225选厂单位耗电量kWh/t原矿40.126主要设备16.8m3台10310～350孔径的牙轮钻机台8载重172t～220ｔ的矿用自卸汽车台3315t炸药混装车台6Φ36'×20.5'湿式半自磨机台2Φ26'×50'湿式溢流型球磨机台2Φ24'×40'湿式溢流型球磨机台2CTB1230多极永磁筒式磁选机台44SLon-2500立环脉动高梯度磁选机台32257浮选机台80Φ85m中矿浓缩池（强磁给矿）台2Φ50m中矿浓缩池（浮选给矿）台2Φ65m精矿浓缩池（铁精矿）台1421m2台1327总投资万元828440其中：银行借款万元566339资本金万元26210127.1建设投资万元806699矿山投资（前5年）万元239448选矿及其他设施投资万元56725127.2建设期利息万元1165527.3铺底流动资金万元1008628单位原矿投资元/t37729销售价格（含税）元/t60030原矿年生产成本（第6年）万元12576931铁精矿年生产成本（第6年）万元29465732铁精矿年总成本费用（第6年）万元33977233单位原矿生产成本（第6年）元/t原矿57.1734单位铁精矿生产成本（第6年）元/t铁精矿397.2035单位铁精矿成本费用（第6年）元/t铁精矿458.0136年均利润总额万元9557637年均利税总额万元11725538年均税后总额万元7168239投资利润率%11.2240投资利税率%15.9541资本金净利润率%27.3542借款偿还期年8.3143项目投资回收期年8.7043项目投资内部收益率项目15.43资本金%20.85

2地质2.1设计依据地质资料评述2.1.1设计依据地质资料1）山西省地质局岚县铁矿会战指挥部于1980年4月提交的《山西省岚县袁家村矿区铁矿详细勘探地质报告》；2）太钢（集团）有限公司矿业公司地质工程勘察公司于2004年3月编制的《山西省岚县袁家村铁矿区南8线—16线资源储量核实地质报告》及其附图、附表。2.1.2地质勘探工作1958年10月～1961年8月，山西省地质厅218地质队对袁家村矿区铁矿进行勘探，并于1962年4月提交了《袁家村铁矿区