某某金矿采选工程可行性研究报告书-选矿专业文本.doc

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1、贵州长田金矿采选工程（一期800t/d）可行性研究 选矿及尾矿设施1 目录目录- 1 -第一章 总 论- 3 -1.1 项目概要- 3 -1.2 可行性研究报告编制依据- 5 -1.3 综合评价- 5 -第二章 背景及必要性62.1 项目建设背景62.2 项目建设的必要性7第三章 建设条件103.1 项目区概况103.2 项目建设条件优劣势分析12第四章 项目单位基本情况154.1 概况154.2 研发能力154.3 财务状况164.4 法人代表基本情况16第五章 市场分析与销售方案165.1 市场分析165.2 销售策略、方案和营销模式215.3 市场风险分析22第六章 建设方案236.1

2、建设任务和规模236.2 建设规划和布局236.3 生产技术路线246.4 项目建设标准和具体建设内容246.5 实施进度安排27第七章 投资概算与资金来源297.1 投资概算依据297.2 投资概算297.2 资金来源307.4 资金使用和管理30第八章 财务评价318.1 财务评价依据318.2 销售收入、销售税金和附加估算328.3 总成本及经营成本估算328.4 财务效益分析338.5 不确定性分析338.6 财务评价结论36第九章 环境影响评价379.1 环境影响379.2 环境保护与治理措施379.3评价与审批37第十章 产业化经营与农民增收效果评价3810.1 农业产业化经营38

3、10.2 农民增收、农业增效评价4010.3 其它影响评价41第十一章 项目组织与管理4211.1 组织机构与职能划分4211.2 经营管理模式4211.3 经营管理措施4311.4 技术培训4311.5 劳动保护与安全卫生43第十二章 可行性研究结论与建议4412.1 可行性研究结论4412.2问题与建议45附录45一、附表：45二、附图46三、附件：462 选矿及尾矿设施2.1 概述2.1.1 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

4、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201242号）。2.1.2 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。2.1.3 设计规模、服务年限及工作制度2.1.3.1 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

5、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。c）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。2.1.3.2 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。2.2 原矿性质2.2.1 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

6、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%左右；氧化物和硅酸盐次要，分别占矿石的33%左右和17%左右；硫化物及其它少量，共占矿石的8%左右。脉石矿物主要由白云石、石英组成，其次为水云母、炭片，偶见海绿石。2.2.2 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1

7、0.88%。2.2.3 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-萤光分析结果元 素Na2OMgOAl2O3SiO2PK2OCaOFe2O3含量(%)0.0713100.091103元 素ScTiVGrMnCoNiCu含量(g/t)4.9100098.8116.7882.111.535.583.6元 素ZnGaBrRbSrYZrNb含量(g/t)88.315.711.442.4639.914.318522.8元 素MoSnBaLaCePbThU含量(g/t)

8、9.948.1232.82350.21.231.25.4表6-2 矿石多元素分析结果元 素Au(g/t)CuPbZnTFeSHg(10-6含量（%）4.970.010.0040.0095.503.9113.47元 素AsCaOMgOAl2O3SiO2Ag(g/t)有机炭含量（%）0.4519.902.826.6635.871.190.5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)30.93.313.810.052.2.4 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，26.4104t/a；原

9、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/t。 2.3 选矿试验2.3.1 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）磨矿细度原矿品位(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月一粗三扫一精，中矿再磨再选粗磨：-0.074mm占90%；中矿再磨：-0.037mm占90%4.9726.0287.311.002昆明理工大学2

10、010年4月集中磨矿，一粗三扫三精-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。2.3.2 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

11、：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：=1：1：1.5进行配矿，综合样品位为4.99g/t。2.3.3 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。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86.10.468.2原矿100.004.80100.00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

12、元素分析元 素Au(g/t)Ag(g/t)CuPbZnSbFe含 量(%)31.75.350.0050.0010.0020.00117.45元 素SAsCCaOMgOAl2O3SiO2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1284.8285.82290.6289.23293.2291.84293.9293.45295294.46296.1295.07296.5296.18296.5296.69296.5296.310296.31129

13、6.3总高度320mm总高度320mm图6-2 浮选产品沉降速度曲线2.3.4 试验评述昆明理工大学对该矿石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。2.4 设计流程及指标2.4.1 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

14、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。图6-3 破碎工艺流程图图6-4 磨矿工艺流程图2.4.2 选别工艺根据选矿试验报告，参考国内外同类型

15、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扫选，工艺流程见图6-5。图6-5 浮选工艺流程图2.4.3 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。2.4.4 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 选矿设计工艺指标序号产品产率(%)品位(g/t)回收率(%)1精 矿14.2430.0089.002尾 矿85.760.6211.003原 矿100.004.80100.002.4.5 生产工艺过程描述破碎：矿石经箕斗由井下

16、提升至地表，卸入地表1原矿仓，经XZG6振动给料机给入1胶带输送机，经1胶带输送机送入2原矿仓；2原矿仓仓下设XZG6振动给料机，给入2胶带输送机，送至GP100S-C颚破碎机进行中碎，中碎产品经3胶带输送机送至YKR1445圆振筛进行筛分，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XZG6振动给料机（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5004旋流器组进行分级，分级底流返回一段球磨机

17、，分级溢流经ZKR1022直线振动筛除杂后进入二段球磨泵池，然后泵送至2508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槽。浮选：磨矿产品经2台XB-2000搅拌槽搅拌调浆后进入浮选系统，经5槽BF-16浮选机一次粗选，9槽BF-16浮选机四次扫选（3222），8槽BF-8浮选机三次精选（322）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矿时，浓

18、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。2.5 生产能力与工作制度选矿厂生产能力为800t/d，26.4104t/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2.6 主要设备选择2.6.1 主要设备选择的原则a）运转可靠、节能、经济、先进、易于操作、高效。b）设备规格、型号

19、尽量统一，以便减少备品备件的数量。2.6.2 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）产地破碎阶段设备规格台数电机功率（kW）设备重量（t）负荷率（%）价格（104元）方案一中碎PYY-BT1628115535.869.91细碎PYY-DT1610115535.685.16方案二中碎GP100S-C1907.473.97细碎GP11F-F113210.773.91方案三中碎CS420-C1906.881.08细碎CH430MF11609.269.88经过对三种设备方案的比较，方案二设备负荷率较合适，设备运转可靠，综合

20、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。c）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，设计磨矿产品细度为-0.074mm占88，一段磨矿产品粒度为

21、-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=k1*k2*k3*k4*q0 (6-1)式中：k1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；q0参照易门铜矿选矿MQG32003100格子型球磨机，给矿粒度-20mm，新生成-0.074mm单位容积处理量q01.23t/(m3.h)。k1参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, k3=0.87, k4=0.94。q=1.100.920.870.941.23=1.02 t/(m3.h)。

22、设计磨机的有效容积：V=Q*(2-1)/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=1.02 t/(m3.h)；1设计磨机给料-0.074mm含量，18；2设计磨机产品-0.074mm含量，255V=33.33（558）/1.02=15.36m3；一段磨矿选用MQY27003600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=k1*k2*k3*k4*q0q0参照易门

23、铜矿选矿MQG32003100格子型球磨机，给矿粒度-0.074mm55时，新生成-0.074mm单位容积处理量q00.82t/(m3.h)；k1参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, k3=0.87, k4=0.90。q=1.100.920.870.900.82=0.65 t/(m3.h)。设计磨机的有效容积：V=Q*(2-1)/q；V=33.33（8855）/0.65=16.92m3；二段磨矿选用MQY27003600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

24、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14.00 kWh/t。原始给矿量为33.33t/h（单个系列），给矿粒度F80=8000m；产品粒度P80=65m；中间粒度取1500m。i.计算磨碎单位重量矿石所消耗的功WW1=10(14.00/(1500)0.514.00/(8000)0.5)=2.05kWh/t；W2=10(13.25/(65)0.513.25/(1500)0.5)=13.01 kWh/t；则

25、W=W1+W2=15.06kWh/tii修正单位磨矿功耗修正系数：EF1=1.00, EF2=1.00, EF3=0.99,EF4=1.04,EF5=1.01。修正后的磨矿单位功耗 W=WEF1EF2EF3EF4EF5 =15.69 kWh/tiii计算球磨机所需的总功率 Nt=QdW=33.3315.69=522.90 kWiv计算球磨机电动机功率(设计选用两台球磨机) N= Nt/=522.90/0.92/2=284.19kWv设计选择的球磨机功率为N=400kW,负荷率:=284.19/400100=71.05%,对应的球磨机型号为：溢流型球磨机MQY2736。小结综合考虑两种计算方法，

26、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400kW。2）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-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按给矿体积计的水力旋流器处理量，m3/h；K旋流器圆锥角修正系数，本可研选用锥角20o, K=1.0；KD旋流器直径修正系数，KD=1.0；df旋流器给矿口当量直径，本可研选用给矿口尺寸

27、为144cm，当量直径为8.45cm；d0旋流器溢流管直径，本可研选用d0=15cm；p0旋流器入口处计示压力，本可研选用p0=0.06MPa；V=31.01.08.4515(0.06)0.5=93.10 m3/h。ii旋流器台数计算一段分级流程处理量为：177.67m3/h，旋流器台数为：n=177.67/93.10=1.91选用2台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/(3.1455)/2=0.74t/(cm2h),其在0.52.5 t/(cm2h)范围内。iv溢流上限粒度d95校验d95=1.5*D*d

28、0*Cf/(dfKD*p00.5*(-1)0.5 (6-3)式中：D旋流器筒体直径，D=50cm；Cf给矿重量浓度，Cf=55%；矿浆中固体物料密度，=2.73t/m3；d0,df,KD,p0同式（6-2）d95=1.5501555/（8.451.00.060.5(2.73-1)）0.5=151.50m此上限粒度可满足-74m占55%的要求。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按给矿体积计的水力旋流器处理量，m3/h；K旋流器圆锥角修正系数，本可研选用锥角20o, K=1.0；KD旋流器直径修正系数，K

29、D=1.14；df旋流器给矿口当量直径，本可研选用给矿口尺寸为84cm，当量直径为6.38cm；d0旋流器溢流管直径，本可研选用d0=8cm；p0旋流器入口处计示压力，本可研选用p0=0.1MPa；V=31.01.146.388（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：185.33m3/h，旋流器台数为：n=185.33/55.38=3.35选用4台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/（3.142.52.5）/4=1.06t/(cm2h),其在0.52.5 t/(cm2h

30、)范围内。iv溢流上限粒度d95校验d95=1.5*D*d0*Cf/(dfKD*p00.5*(-1)0.5 （6-5）式中：D旋流器筒体直径，D=25cm；Cf给矿重量浓度，Cf=45%；矿浆中固体物料密度，=2.73t/m3；d0,df,KD,p0同式（6-4）d95=1.525845/（6.381.140.10.5(2.73-1)）0.5= 87.99m此上限粒度可满足-74m占88%的要求。小结一段磨矿分级旋流器选择4台500旋流器，其中备用2台，旋流器锥角20o,给矿口尺寸为144cm，流器溢流管直径d0=15cm,旋流器入口处计示压力p0=0.06MPa,沉砂口直径du=10cm。二

31、段磨矿分级旋流器选择8台250旋流器，其中备用4台，旋流器锥角20o,给矿口尺寸为84cm，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=5cm。d）结合该项目规模较小，浮选槽容积较小的特点，浮选设备选用目前应用广泛的BF型机械搅拌式浮选机，BF型浮选机具有自吸功能，可水平布置，方便流程改造；搅拌槽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行校核，选择计算结果见表6-17。f）由于该矿石的磨矿粒

32、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。贵州长田金矿采选工程（一期800t/d）可行性研究 选矿及尾矿设施表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方案一中碎圆锥破碎机,PYY-BT162812402002650130.0590.9169.912细碎圆锥破碎机,PYY-DT1610185421025149.80127.5785.163方案二中碎

33、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方案三中碎圆锥破碎机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)筛子有效面积(m2)计算的筛子面积(m2)计算的给矿量(t/h)负荷率(%)筛分效率(%)备注1筛分

34、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-C圆锥破碎机GP11F-F）计算。表6-13 磨矿设备选择计算表序号作 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/ m3.h)(KWh/t)单台设备的有效容积(m3)（KW）单台设备设计计算需要的容积(m3) （KW）实际定额(t/m3h)负荷率(%)备注1一段磨矿湿式溢流型球磨机,MQY273611255.01.0218.515.360.85

35、83.02容积法球磨：13.25棒磨：14.00400284.1971.05功指数法2二段磨矿湿式溢流型球磨机,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序号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，m3/h）计算的给矿量（按给料量计，m3/h）负荷率(%)备注1一段磨矿分级旋流器组，500410.32.73186.2177.6795.422用1备2二段磨矿分级旋流器组，250810.12.73221.52185

36、.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(m3/h)搅拌时间(min)备注设计的实际的1粗选前搅拌搅拌槽,XB-2000176.9244.262粗选前搅拌搅拌槽,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，m3/(t/h)备注矿量(t/h)矿浆体积(m3/min)矿浆浓度（）设计计算的实际选定的型号容积，m3/槽计算槽数选定的槽数1粗选41.22 1.85 30.0024.0029.84BF-16164.025.001.

37、622扫选33.11 1.60 28.3516.0022.68BF-16162.123.001.323扫选32.43 1.60 27.6616.0016.61BF-16161.932.000.994扫选31.39 1.59 27.1116.0016.75BF-16161.912.001.025扫选IV29.79 1.51 26.9816.0017.54BF-16161.822.001.076精选12.35 0.69 25.0015.0017.32BF-882.603.001.217精选7.78 0.57 20.0015.0021.18BF-882.123.001.938精选5.78 0.47

38、18.0015.0016.86BF-881.782.001.73 表6-17 浓缩设备选择计算表序号作业名称给矿量(t/d)给矿粒度（mm）给矿浓度（）设备及规格台数单位能力（t/d)备注型 号面积（）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1286.400.126.93NZ-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

39、数单位能力（t/h)备注型 号面积（）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。表19 砂 泵 类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m3/h浓度(%)粒度(mm)单台矿浆流量m3/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）400A 245.9345.000.152.454.548.11用1备,充填站给料3浮选精压滤给料渣浆泵，50ZBG（P）530C245.545.000.147.478.07