贵州长田金矿采选工程一期800td可行性研究可行性研究报告

1、1选矿及尾矿设施1.1 概述1.1.1 设计依据a）国家及行业有关设计规范及标准。b） 2010年4月昆明理工大学提交的 贵州簸箕田原生金矿选矿新技 术研究 研究报告。c） 2009年4月贵州紫金矿业股份有限公司提交的设计委托书。d）业主提供及现场调查搜集到的相关资料。e）相关专业提交的设计资料。f）2012年4月贵州紫金矿业股份有限公司提交的关于变更长田金矿设计合同补充协议中部分条款的函（黔紫综2012 42号）。1.1.2 设计原则a）严格执行国家及行业有关黄金矿山建设及生产的政策、法规和规定。b）工艺流程简单可行，以利节约资源和投资，做到技术可行、经济合 理。c）结合矿山实际情况，遵循矿

2、山近期建设和长远发展相结合的原则， 留有改扩建的余地。d）选厂装备水平与矿山规模相适应，选择先进、高效的工艺设备。1.1.3 设计规模、服务年限及工作制度1.1.3.1 设计规模根据业主委托和采矿生产能力验证，确定的采选规模为800t/d （一期）；预留扩建能力至1500t/d ;本次设计部分设施按1500t/d规模进行设计，各 个作业的设计规模为：a）选矿厂粉矿仓、磨浮系统按800t/d设计，预留扩建至1500t/d的场地。b）选矿厂原矿仓、破碎和筛分系统按 1500t/d规模进行设计。G）选矿厂脱水系统（包含精矿、尾矿浓缩、精矿压滤和精矿包装）按原矿规模1500t/d进行设计。1.1.3.

3、2 服务年限及工作制度服务年限为17a （包含基建期3a）;工作制度为：330d/a , 24h/d, 3P/d,8h/P 。1.2 原矿性质1.2.1 矿石类型及矿物组成长田金矿矿石属于典型的原生型卡林金矿，属于微细浸染型金矿；矿石主要由沉积岩组成，少数浅变质，具纹层状构造、条带浸染状 -稀疏浸染 状构造。含生物屑粉-细砂屑结构、微晶结构、粒状变晶结构、自形 -半自 形-它形粒状结构。矿石主要由碳酸盐、氧化物、硫化物、硅酸盐及少量单质元素组成。其中以碳酸盐为主，占矿石的42溢右；氧化物和硅酸盐次要，分别占矿石的33溢右和17溢右；硫化物及其它少量，共占矿石的 8溢右。脉石矿物主要由白云石、石

4、英组成，其次为水云母、炭片，偶见海绿 石。1.2.2 矿石主要矿物嵌布特性矿石中金主要以类质同象晶格金的形态赋存在黄铁矿、毒砂中，以包裹微粒金的形式赋存在碳酸盐及石英等矿物中，显微镜下未观察到自然金 颗粒。金在黄铁矿和毒砂中的分配率为80.89%,在方解石和白云石中的分配率为8.23%,在石英中分配率为10.88%。1.2.3 矿石化学成分综合样X-萤光分析、多元素分析和单矿物化学分析见表6-1、6-2和6-3。矿石中主要有益元素为 Au和S, S可以富集在金精矿中综合回收，有 害元素为As。表6-1矿石X-萤光分析结果73?NaOMgOAl2OSiO2P&OCaOFeQ含量（）0.0

5、7 1>1>3>10P 0.09>1>101>31ScTiVGrMnCoNiCu含量（g/t）4.9>100098.8116.7882.111.535.583.6ZnGaBrRbP SrYZrNb含量（g/t ）88.315.711.442.4639.914.318522.8Mo lSnBaLaP CePbThu含量（g/t ）9.948.1232.82350.21.231.25.4表6-2矿石多元素分析结果Au(g/t)CuPbZnTFeSHg(10-6含量（4.970.0110.004r 0.00915.503.9113.47 AsCaOMgOAl

6、2QSiO2Ag(g/t)有机炭含量（0.4519.9012.826.66135.871.190.5表6-3矿石中单矿物化学分析结果矿物中 金含量黄铁矿方解石、白云石石英炭质Au(g/t)30.93.313.81<0.051.2.4供矿条件及工作制度矿石由竖井经箕斗提升至地表，卸入原矿仓，经胶带输送机送至选厂。原矿供矿量：800t/d , 26.4 x 104t/a ;原矿最大粒度200mm原矿提升工作制度：11h/d, 3P/d。服务年限内原矿平均出矿品位为 4.80g/t1.3 选矿试验1.3.1 试验单位、日期及规模紫金矿冶设计研究院和昆明理工大学分别独立完成了实验室小型试验，并提

7、交了选矿试验报告，试验方案及结果对比见表6-4。表6-4选矿试验方案及结果对比序 号试验单 位试验完 成日期工艺方案 (浮选)磨矿细度品位(g/t)精矿品 位(g/)t精矿回 收率 (%)尾矿品 位(g/t)1紫金矿 冶设计 研究院2009 年 3月TA三扫 TW,中 矿再磨冉 选粗磨：-0.074 mm 90%中矿 再磨：-0.037mm 占90%4.9726.0287.311.002昆明理 工大学2010 年4月集中磨 矿，TA 三扫三精-0.074mm 占85.4%4.8031.7091.800.46昆明理工大学推荐的方案工艺简单，技术指标较优，但浮选药剂消耗 量较大；紫金矿冶设计研究院

8、推荐的方案工艺流程较复杂，磨矿粒度较细， 技术指标较差于昆明理工大学的方案，但药剂品种，药剂消耗量较少；两 家试验单位的试验报告均未进行评审，均未进行扩大连选试验；因此，采 用技术指标较优的昆工试验方案做为本次可研的依据，以下内容只介绍昆 工试验内容和结果。1.3.2 试样及其代表性试验样品的采取是由贵州紫金矿业股份有限公司地勘处负责，共采取 三个矿样，它们分别采自编号为IVb、IVc和IXc的矿体，分别送去化验品位 IVb: 3.38 g/t ; IVc： 4.84 g/t ; IXc： 6.16 g/t 。矿样总重为 141.81kg,按照IVb: IVc : IXc： =1: 1: 1.

9、5进行配矿，综合样品位为 4.99g/t1.3.3 试验方案及试验结果试验推荐的磨矿细度为 85.4%,试验推荐的工艺流程和药剂制度见图6-1，闭路试验结果见表6-5药剂单位：g/t原矿图6-1闭路试验流程图表6-5闭路试验结果产物名称产率（%品位（g/t ）回收率（%精矿13.931.791.8尾矿86.10.468.2100.004.80100.00回水试验（回水比例3080%结果证明：回水对选矿指标没有影响浮选金精矿多元素分析见表6-6表6-6精矿多元素分析元素Au (g/t)Ag (g/t)CuPbZnSbFe含量（%）31.75.350.0050.0010.0020.00117.45

10、元素SAsCCaOMgOAgSiO2含量（%）22.342.083.653.732.175.9936.52浮选精矿和尾矿沉降速度测定结果见表6-7和图6-2表6-7浮选产品沉降速度测定结果沉降时间 （分）澄清区高度（mm精矿尾矿1284.8285.82290.6289.23293.2291.84293.9293.45295294.46296.1295.07296.5296.18296.5296.619296.5296.310296.311296.3 总高度320mm总高度320mm28402沉降时间（冲4681012图6-2浮选产品沉降速度曲线精矿 尾矿1.3.4 试验评述昆明理工大学对该矿石

11、进行了较为细致的研究，查明了矿石的基本性 质，提供了合理的工艺流程和相关的技术参数，为工艺流程的选择提供了 依据，可以作为本可研的依据；但试验内容和深度不够，缺少矿石物性参 数测试，如功指数，密度、堆积角等，缺少浮选浓度、精选浮选时间等技 术参数；缺少闭路试验的数质量流程图；浮选药剂种类较多，用量较大， 建议进行深入研究，尽可能减少药剂种类和数量。1.4 设计流程及指标1.4.1 碎磨工艺目前国内外选矿厂碎磨工艺主要有三段一闭路+球磨和粗碎+半自磨+球磨工艺。三段一闭路+球磨流程在国内应用较多，工艺成熟可靠，生产稳 定；粗碎+半自磨+球磨流程工艺简单，占地面积小，投资少，建设周期短， 但半自磨

12、机对矿石具有适应性，矿石中必需具有一定量硬度适中可作为磨 矿介质的矿石，较适用于含泥量高的矿石。参照国内外类似矿山生产实践， 结合选厂处理规模较小，原矿含泥量少和缺少矿石半自磨试验资料等因素， 本可研选用三段一闭路破碎（粗碎设在井下）+两段闭路球磨工艺。破碎工艺流程见图 6-3,选厂给矿粒度-200mm最终产品破碎粒度 -12mm磨矿采用两段闭路磨矿，磨矿产品细度为 -0.074mm占88%,工艺 流程见图6-4。原矿(<12mm)图6-4磨矿工艺流程图1.4.2 选别工艺根据选矿试验报告，参考国内外同类型矿山的生产实践，选别工艺确定为一粗四扫三精的浮选工艺，与试验推荐的工艺流程增加一次

13、扫选，工艺流程见图6-5图6-5浮选工艺流程图1.4.3 脱水工艺根据精矿含水要求，参考周边矿山的生产实践，金精矿脱水工艺选用一段浓缩、一段压滤的两段脱水工艺，最终精矿含水小于12%1.4.4 选矿工艺指标结合周边同类型矿山的生产实践，参考试验指标，确定的设计工艺指 标见表6-8。表6-8选矿设计工艺指标厅P产品产率(%)品位(g/t)回收率()1精矿14.2430.0089.002尾矿85.760.6211.003原矿100.004.80100.001.4.5 生产工艺过程描述破碎：矿石经箕斗由井下提升至地表，卸入地表 1#原矿仓，经XZG麻 动给料机给入1#胶带输送机，经1#胶带输送机送入

14、2#原矿仓；2#原矿仓仓 下设XZG6B动给料机，给入2#胶带输送机，送至GP100S-C颗破碎机进行 中碎，中碎产品经3#胶带输送机送至YKR1445H振筛进行筛分，筛下产品 经5#胶带输送机送至粉矿仓，筛上产品经 4#胶带输送机返回到细碎缓冲矿 仓，缓冲矿仓仓下设移动式胶带给矿机将矿石给入GP11F-F破碎机进行细碎，细碎产品进入3#胶带输送机，与中碎产品一起进行入筛分。磨矿：矿石经4台XZG6B动给料机(轮流工作)给入 6#胶带输送机， 送至一段球磨机 MQY2736一段球磨排矿泵送至 中500X 4旋流器组进行分 级，分级底流返回一段球磨机，分级溢流经ZKR1022直线振动筛除杂后进入

15、二段球磨泵池，然后泵送至 中250X8旋流器组进行分级，分级底流进入 二段球磨机，分级溢流进入浮选搅拌梢。浮选：磨矿产品经2台XB-2000搅拌梢搅拌调浆后进入浮选系统， 经5 梢BFH -16浮选机一次粗选，9梢BFH-16浮选机四次扫选(3+2 + 2 + 2), 8梢BFH -8浮选机三次精选(3+2 + 2)后，得到浮选精矿和尾矿。精矿脱水：浮选金精矿自流进入 NZ-12精矿浓缩机浓缩，浓缩后经泵 压力送入压滤机压滤，压滤后的金精矿采用包装机包装后堆存，由汽车外 运销售；浓缩机溢流自流进入厂前回水池。尾矿浓缩和输送：浮选尾矿自流进入 NZ-30尾矿浓缩机浓缩，当需要 向尾矿充填站输送尾

16、矿时，浓缩机底流泵送至充填站(平均供尾矿时间为 14.77h/d );不需要向尾矿充填站输送尾矿时，浓缩机底流自流进入尾矿库； 浓缩机溢流自流进入厂前回水池。1.5 生产能力与工作制度选矿厂生产能力为800t/d , 26.4 x 104t/a ;各车间工作制度见表6-9表6-9生产能力与工作制度作业车间年工作天数 (d/a)天工作班数 (P/d)班工作时间 (h/P)设计生产能 力(t/d)备注破碎33035.51500按 1500t/d 设计磨浮33038800脱水330381500按 1500t/d 设计1.6 主要设备选择1.6.1 主要设备选择的原则a)运转可靠、节能、经济、先进、易

17、于操作、高效。b)设备规格、型号尽量统一，以便减少备品备件的数量。1.6.2 主要设备的选择a)破碎设备进口与国产破碎设备的比较见表 6-10。表6-10 破碎设备的选择比较（按1500t/d设计）破碎阶段设备规格台数电机功率 （kVV设备 重量（t）负荷率 （%价格 （104 元）力杀一中碎PYY-BT1628115535.869.91细碎PYY-DT1610115535.685.16力杀二中碎GP100S-C1907.473.97细碎GP11F-F113210.773.91力杀三中碎CS420-C1906.881.08细碎CH430MF11609.269.88经过对三种设备方案的比较，方案

18、二设备负荷率较合适，设备运转可靠，综合考虑本可研推荐选用方案二，设备选择计算结果见表6-11。b）筛分设备选用常规的圆振筛，选择计算结果见表6-12。G）磨矿分级系统选用目前技术成熟，国内外应广泛，先进高效的溢流 型球磨机和旋流器组组成闭路磨矿系统，选择计算结果见表6-1314。1）球磨机选型计算容积法长田金矿矿石暂未进行矿石可磨度测试，本可研参考与长田金矿矿石 性质相似的回龙金矿的试验资料和水银洞金矿的生产资料进行设计。回龙 金矿的可磨度系数为：k=1.13 （采用易门铜矿石作为标准矿石），矿石为中 硬偏软矿石，相对好磨。i 一段球磨机选型计算本可研设计的磨矿给矿粒度为-12mm设计磨矿产品

19、细度为-0.074mm占 88%, 一段磨矿产品粒度为-0.074mm占50% 一段磨矿按新生成-0.074mm 计的单位磨机容积处理量由容积法按下式计算：q=ki*k 2*k 3*k 4*q 0(6-1)式中：ki矿石相对可磨性修正系数；k2磨机直径修正系数；k3磨机形式修正系数；k4磨机给矿和产品粒度差别系数；qo 参照易门铜矿选矿MQG3200 3100格子型球磨机，给矿粒度-20mm 新生成-0.074mm单位容积处理量 q°=1.23t/(m 3.h)。ki参考回龙金矿的相对可磨度系数 1.13，长田金矿可磨度取值为1.10 ;查取:k2=0.92, k 3=0.87, k

20、 4=0.94。q=1.10 X0.92 X 0.87 X0.94 X 1.23=1.02 t/(m 3.h)。设计磨机的有效容积：V=Q*(B 2- B 1)/q ;式中：v设计磨机有效容积，v=11.4m3 ；q设计磨机按新生产-0.074mm计的单位磨机容积处理量,q=1.02t/(m 3.h);B 1设计磨机给料-0.074mm含量，31=8%;3 2设计磨机产品-0.074mm含量，3 2= 55%V=33.33X (55% 8%) /1.02=15.36m 3;一段磨矿选用MQY2700 3600溢流型球磨机1台，磨机有效容积18.50m3, 设备负荷率83.02 %。ii二段球磨

21、机选型计算二段磨矿产品粒度为-0.074mm占88%二段磨矿按新生成-0.074mm计 的单位磨机容积处理量由容积法按下式计算：q=ki*k2*k3*k4*q0q。一一参照易门铜矿选矿MQG3200 3100格子型球磨机，给矿粒度-0.074mm5S%时，新生成-0.074mm单位容积处理量 q° = 0.82t/(m 3.h);ki参考回龙金矿的相对可磨度系数 1.13，长田金矿可磨度取值为1.10 ;查取:k2=0.92, k 3=0.87, k 4=0.90。q=1.10 X 0.92 X0.87 X0.90 X0.82=0.65 t/(m 3.h)。设计磨机的有效容积：V=Q

22、*(B 2- B 1)/q ;V=33.33X (88% 55%) /0.65=16.92m 3;二段磨矿选用MQY2700 3600溢流型球磨机1台，磨机有效容积18.50m3, 设备负荷率91.48%。功指数法长田金矿矿石暂未进行矿石磨矿功指数测试，本可研参考与长田金矿 矿石性质相似的回龙金矿和水银洞金矿的试验资料进行设计，回龙金矿的 磨矿功指数为13.25kWh/t,水银洞金矿的磨矿功指数为13.28kWh/t :长田金矿矿石的球磨功指数取值为13.25 kWh/t ,棒磨功指数取值为14.00kW h/t 。原始给矿量为33.33t/h (单个系列)，给矿粒度F80=8000产品粒度P

23、80=65即；中间粒度取1500师。i.计算磨碎单位重量矿石所消耗的功 WW1=10X (14.00/(1500)0.5-14.00/(8000)0.5)=2.05kWh/t ;W2=10X （13.2讥65严一13.25（1500产）=13.01 kW h/t;则 W=W1+W2=15,06kW h/tii修正单位磨矿功耗修正系数：Ef1=1.00,E2=1.00,E3=0.99,后4=1.04，&5=1.01。修正后的磨矿单位功耗W'=WX Ef1 X Ef2X Ef3>< 64X Ef5= 15.69 kW h/tiii计算球磨机所需的总功率Nt=Qdx W&

24、#39;=33.33X 15.69=522.90 kWiv计算球磨机电动机功率（设计选用两台球磨机）N= Nt/ 干522.90Q.9Z2=284.19kWv设计选择的球磨机功率为N=400kW,负荷率：i1284.19/400X 10%=71.05%对应的球磨机型号为：溢流型球磨机 MQY273&小结综合考虑两种计算方法，本设计推荐采用两台溢流型球磨机MQY2736作为磨矿设备，单台设备电机功率为 400kWo2）分级旋流器选择计算该项目要求的磨矿细度较细，为保证产品细度要求，本设计推荐采用旋流器作为分级设备，一段分级旋流器溢流粒度为-0.074mm占55%二段分级旋流器溢流粒度为-

25、0.074mm占88%一段磨矿分级旋流器采用波瓦罗夫法进行计算：i计算单台旋流器处理能力V=3K*KD*df*d0*P00.5(6-2)式中：V一按给矿体积计的水力旋流器处理量，m3/h ;(一旋流器圆锥角修正系数，本可研选用锥角= 20o, Ka=1.0；Kd一旋流器直径修正系数，Kd=1.0；df一旋流器给矿口当量直径，本可研选用给矿口尺寸为14 x 4cm,当量 直径为8.45cm;d。一旋流器溢流管直径，本可研选用 d°=15cm;p0一旋流器入口处计示压力，本可研选用p°=0.06MPa;V=3X 1.0X 1.0X 8.45X 15X(0.06)0.5=93.1

26、0 m3/h。ii旋流器台数计算一段分级流程处理量为：177.67,旋流器台数为：n=177.67/93.10=1.91选用2台中500水力旋流器，另选2台备用。iii沉砂口校核本可研选用沉砂口直径du=10cm,沉砂口单位面积固体负荷为：116.67/(3.14 X5X5)/2=0.74t/(cm 27h),其在 0.5 2.5 t/(cm 2办)范围 内。iv溢流上限粒度d95校验d95=1.5*D*d 0*Cf/(d fK)*p00.5*( p-1) 0.5(6-3)式中：D旋流器筒体直径，D=50cm;G一给矿重量浓度，Cf=55%P 一矿浆中固体物料密度，p =2.73t/m3;do

27、,df,KD,po 同式(6-2)d95=1.5X 50X 15X 53 (8.45X 1.0X 0.060.5X (2.73-1) 0.5=151.50 m此上限粒度可满足-74区m占55%勺要求。二段磨矿分级旋流器采用波瓦罗夫计算法进行计算：i计算单台旋流器处理能力V=3K*KD*df*d0*P00.5(6-4)式中：V一按给矿体积计的水力旋流器处理量，m3/h ;Ka一旋流器圆锥角修正系数，本可研选用锥角= 20o, Ka=1.0；Kd一旋流器直径修正系数，Kd=1.14;df一旋流器给矿口当量直径，本可研选用给矿口尺寸为8X4cm,当量直径为6.38cm;d。一旋流器溢流管直径，本可研

28、选用 d0=8cm;P0一旋流器入口处计示压力，本可研选用P0=0.1MPa;V=3X 1.0X 1.14X 6.38X8X (0.10) 0.5=55.38 m3/h。ii旋流器台数计算一段分级流程处理量为：185.33,旋流器台数为：n=185.33/55.38=3.35选用4台中500水力旋流器，另选4台备用。iii沉砂口校核本可研选用沉砂口直径du=5cm,沉砂口单位面积固体负荷为：83.33/ (3.14 X 2.5 X 2.5) /4=1.06t/(cm 2办)，其在 0.5 2.5 t/(cm 2办) 范围内。iv溢流上限粒度d95校验d95=1.5*D*d 0*Cf/(d fK

29、D*p00.5*( p-1) 0.5(6-5)式中：D旋流器筒体直径，D=25cm;Cf-给矿重量浓度，G =45%.、一 1 3P 一矿浆中固体物料密度，p =2.73t/m ;d0,df,KD,p。同式(6-4)d95=1.5X 25X 8X45/ (6.38 X 1.14 X 0.1 0.5 X (2.73-1) ) 0.5=87.99m此上限粒度可满足-74区m占88%勺要求。小结一段磨矿分级旋流器选择4台中500旋流器，其中备用2台，旋流器锥 角= 20°,给矿口尺寸为14x 4cm流器溢流管直径d0=15cm,旋流器入口处 计示压力p°=0.06MPa,沉砂口直

30、径du=10cm二段磨矿分级旋流器选择8台中250旋流器，其中备用4台，旋流器锥 角= 20°,给矿口尺寸为8X 4cm,流器溢流管直径d0=8cm,旋流器入口处计 示压力p0=0.1MPa,沉砂口直径du=5cmd）结合该项目规模较小，浮选梢容积较小的特点，浮选设备选用目前 应用广泛的BFII型机械搅拌式浮选机，BFII型浮选机具有自吸功能，可水 平布置，方便流程改造；搅拌梢和浮选机选择计算结果见表6-1516。e）精矿和尾矿脱水浓缩机均选用中心传动式浓缩机，尾矿浓缩机按原 矿处理规模1500t/d进行设计，精尾矿浓缩机均按高效浓缩机（添加絮凝 机）进行选择，按一期生产不加絮凝剂进

31、行校核，选择计算结果见表6-17f）由于该矿石的磨矿粒度较细，同时参考周边矿山的生产实践，采用 压滤机作为精矿二段脱水设备，选择计算结果见表6-18。g）砂泵类选择结果见表6-19。表6-11破碎设备选择计算表序 号作业名 称设备名称及规格台数设备允许 的给矿粒 度(mm)设计的给 矿粒度(mm)排矿口(mm)最大排 矿粒度(mm)设备的 处理能 力(t/h)计算的 给矿量 (t/h)负荷率 (%)备注1力杀一中 碎圆锥破碎机，PYY-BT162812402002650130.0590.9169.912细 碎圆锥破碎机，PYY-DT1610185421025149.80127.5785.163

32、力杀 二中 碎圆锥破碎机GP100S-C12132002650122.9190.9173.97本可研 推荐选 用方案 二4细 碎圆锥破碎机GP11F-F169.6501022120.3888.9773.915力杀 三中 碎圆锥破碎机CS420-C12002002650112.2290.9181.016细 碎圆锥破碎机CH430MF175501022115.0380.3869.88注：1、处理能力按1500t/d计算;2 、工作制度按 16.5h/d计算。表6-12筛分设备选择计算表序 号作业 名称设备名称及规格台 数筛孔(mm)筛了,后效面积(m2)计算的筛子面 积(m2)计算的给矿量(t/h

33、)负荷率 (%)筛分效 率(%)备注1筛分振动筛，YKR14451146.33.79179.8860.0880注：1、处理能力按1500t/d计算；2 、工作制度按16.5h/d计算；3 、流程处理量按破碎设备选择方案二(圆锥破碎机GP100S-G圆锥破碎机 GP11F-F)计算。表6-13磨矿设备选择计算表厅P作业 名称设备名称及规格台数给矿粒度(mm)产品粒度(-0.074mm%)计算的主要 指标(t/ m3h)(KWh/t)单台设备 的后效容 积(m3) (KW)单台设备 设计计算 需要的容 积(m3) (KW)实际定 额(t/m 3h)负荷率 (%)备注1一段 磨回湿式溢流型球磨机,M

34、QY273611255.01.0218.515.360.8583.02容积法球磨：13.25棒磨：14.00400284.1971.05功指数 法2二段 磨回湿式溢流型球磨机,MQY273610.388.00.6518.516.920.5991.48容积法球磨：13.25棒磨：14.00400284.1971.05功指数 法表6-14分级设备选择计算表厅P作业名称设备名称及 规格台数溢流粒度(mm)矿石密 度 (g/cm3)设备处理能力 (按给料量计， 吊/h )计算的给矿量 (按给料量计， m/h)负荷率(%)备注1一段磨回分级旋流器组， 500X 410.32.73186.2177.679

35、5.422用1备2二段磨回分级旋流器组，250X 810.12.73221.52185.3383.664用4备表6-15搅拌设备选择计算表序 号作业名称设备名称及规格台数矿浆体积3(m /h)搅拌时间(min)备注设计的实际的1粗选前搅拌I搅拌槽,XB-2000176.9244.262粗选前搅拌R搅拌槽,XB-2000176.9244.26表6-16浮选设备选择计算表序 号作业名 称流程的矿量及矿浆流量浮选时间 (min)浮选机处理单位矿 量所需的浮 选机容积， m/(t/h)备注矿量 (t/h)矿浆体积3(m /min)矿浆浓度 (%)设计计 算的实际选 定的型号容积，m/槽计算槽 数选定的

36、 槽数1粗选41.221.8530.0024.0029.84BFH -16164.025.001.622扫选I33.111.6028.3516.0022.68BFH -16162.123.001.323扫选H32.431.6027.6616.0016.61BFH -16161.932.000.994扫选出31.391.5927.1116.0016.75BFH -16161.912.001.025扫选IV29.791.5126.9816.0017.54BFH -16161.822.001.076精选I12.350.6925.0015.0017.32BFH -882.603.001.217精选H7

37、.780.5720.0015.0021.18BFH -882.123.001.938精选出5.780.4718.0015.0016.86BFH -881.782.001.73表6-17浓缩设备选择计算表厅P作业名称给矿量 (t/d)给矿粒度 (mr)i给矿浓度 (%)设备及规格台 数单位能力(t/ m2 d)备注型 号卸积(m2)设计实际1一期精矿浓密113.920.118.00NZ-1517611.00.652尾矿浓密686.080.126.93NZ-3070711.51.073二期精矿浓密213.600.118.00NZ-1517613.01.214尾矿浓密1286.400.126.93N

38、Z-3070713.02.0表6-18压滤设备选择计算表序 号作业名称给矿量 (t/h)给矿粒度(mm给矿浓 度 (%)设备及规格台 数单位能力(t/ m2 h)备注型 号卸积(值)设计实际1精矿压滤113.920.145.00KXZG220/1500-U22020.040.02一期1用1 备；二期无 备用注：压滤机工作制度按20h/d计算序 号作业名称设备名称及规格台 数给矿扬送备注矿浆流量 n3/h浓度()粒度(mm)单台矿 浆流量 m/h扬程(m)实际扬 程(m)1一段分级 旋流器给 料渣浆泵，100ZBG(P)-500A2177.6755.000.3189.6036.030.11用1备

39、2二段分级 旋流器给 料渣浆泵，100ZBG(P)-500A2185.3345.000.1189.6036.035.21用1备2浮选尾矿 输送渣浆泵，50ZBG (P) 400A245.9345.000.152.454.548.11用1 备,充填 站给料3浮选精压 滤给料渣浆泵，50ZBG (P) 530C245.545.000.147.478.075.51用1备表19砂 泵 类1.6.3设备保护、过程控制及生产管理自动化选矿厂设备保护、过程控制及生产管理自动化的主要内容有：a）中碎破碎机和细碎破碎机给料前均设置电磁除铁装置，避免大块铁 器进入破碎机。b）破碎系统（从原矿仓至粉矿仓）采用集中联

40、锁控制。G）所有矿仓（包括原矿仓、缓冲矿仓、粉矿仓）设料位检测，并参加 PLC系统的设备联锁控制。d）粉矿仓至球磨机之间设自动计量装置。e）对球磨机和旋流器的过程参数进行监控：包括旋流器溢流粒度和浓 度、磨矿浓度、磨机给矿量的控制、以及磨机给水量控制、泵池给水量控 制、泵池液位、旋流器给矿压力控制等。f ）选厂设置集中控制室，控制室内设有以下设备：模拟显示屏，显 示各设备运转状态及各矿仓，矿浆池的料（液）位，各计量设备的数据； 监控显示器，显示各主要生产环节的实时画面。1.7设备配置与厂房布置1.7.1 选矿厂组成根据选矿生产工艺流程要求，选矿厂设置原矿仓，转运站，破碎厂房, 筛分厂房，粉矿仓

41、，皮带廊，磨浮厂房，浓缩机，脱水厂房等主要生产设 施，另设置试、化验室等辅助设施。1.7.2 厂房布置厂房布置的原则：在满足工艺生产的前提条件下，根据实际地形状况, 力争做到基建投资最省，生产运营成本最低；各厂房之间联系方便，厂房 检修场地与外部公路畅通；物料输送尽可能缩短距离，降低动力消耗，尽 可能使物料运输顺向，合理确定设计标高，减少土石方量；同时为以后的 扩建留有余地。本可研选择的厂址为一座小山头形坡地，原矿仓、转运站、破碎厂房 和筛分厂房布置在山顶，各建构筑物地坪标高在1312.60m至1296.00m之间；粉矿仓、磨浮厂房、浓缩机、精矿厂房在山坡上呈阶梯形布置，各建 构筑物地坪标高在

42、1280.00m至1258.00m之间；基本可以满足主矿浆（石） 自流或向下运输；辅助设施布置在靠近脱水厂房的平地上，各厂房布置见 附图 X078SQ-11.7.3 设备配置设备配置的原则：在满足工艺生产的前提条件下，尽可能采用矿浆自 流输送；设备配置要使生产操作安全方便，利于检修；厂房内设备配置尽 可能紧凑，减少占地面积，便于集中管理操作。1 #原矿仓紧靠混合井井塔配置，仓底设置振动给料机，给料机下方配 置1#胶带输送机；在距破碎厂房北侧山墙 7.5m处设置2#原矿仓，仓底设 置振动给料机，给料机下方配置 2#胶带输送机，2#胶带输送机将矿石送至 破碎厂房；中碎破碎机和细碎破碎机并排布置，两

43、台破碎机排料排至同一 台胶带输送机（3#胶带机），一起送至筛分厂房；筛分机与3#胶带输送机呈 垂直布置，筛上物料进入 4#胶带输送机返回到细碎缓冲矿仓，筛下物料进 入5 "交带输送机送至粉矿仓，4#胶带输送机与筛分机呈垂直布置，5 #胶带 输送机与筛分机呈平行布置；细碎缓冲矿仓紧靠距破碎厂房北侧山墙布置，细碎缓冲矿仓仓下设置移动式胶带给矿机；破碎和筛分厂房设备配置见附 图 X078SQ1 12。粉矿仓仓下设置4台振动给料机，两两对称布置，给料方向与 7#胶带 输送机呈垂直布置。球磨机与磨浮厂房垂直布置，两台球磨机并列平行布 置，旋流器组、除杂筛靠球磨机进料端呈“一”字形排开布置；旋流器组 给料泵池和渣浆泵布置于磨矿平台下方，紧靠磨机出料口。搅拌梢，粗、 扫选一和扫选二浮选机在靠磨矿一侧呈“一”字形布置，扫选三和扫选四 浮选机和精选浮选机在浮选厂房另一侧呈“一”字形布置；在磨矿厂房和 浮选厂房之间设置中间跨，中间跨底层设置药剂制备室，值班室和技术检 查站；二层为观光专用通廊，三层为集中控制室和浮选加药平台。磨浮厂 房设备配置见附图X078SQ-1卜14。精矿浓缩机和尾矿浓缩机均露天布置于浮选厂房南侧，与浮选厂房高 差布置，便于矿浆自流进入浓缩机，精、尾矿浓缩机均为半地下式布置， 可减少土石方量，降低基建投资。脱水厂房采用双层布置，上层布置压滤 机，下层布置胶带输送机，包装