选矿及尾矿设施Word文档格式.docx
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3.2.2原矿物理性质
原矿物理性质见表3-1。
表3-1原矿物理性质
项目
原矿最大块度(mm)
密度(t/m3)
松散系度
硬度系数(f)
数据
1000
2.11
1.6
3~5
3.3选矿试验
3.3.1选矿试验单位、日期及深度
XX有限责任公司委托新疆有色金属研究所对XX有限公司位于乌恰县康苏镇西侧的花园、杨叶、杨树沟三个铜矿进行了选矿工艺流程试验研究。
试验矿样由矿方采取并运至乌鲁木齐。
该研究单位进行了磨矿细度、浮选试验流程、浮选药剂、浮选时间、浮选尾矿沉降速度等的试验研究。
3.3.2选矿试验的结论
经试验研究比较,最终确定磨矿细度达到-200目80%时浮选指标最为理想。
浮选流程采用两段粗选顺序浮选工艺指标较为理想。
3.3.3对选矿试验不足处的评价
1、试验样品代表性不足
样品中Cu的品位与采矿出矿品位差距较大,故本次设计试验报告的相关数据只做参考。
2、试验内容不足
根据可选性试验报告,矿石中自然铜占有一定的比例,而本次试验中的重选试验只是采用摇床设备对矿石进行了简单的探索。
为提高经济效益,应对一段磨矿产品进行磨矿细度分析,以提高重选回收率。
建议业主在下阶段的试验中应重点补充重选试验的内容,加强试验探索的深度。
3.4工艺流程、产品方案及设计指标
3.4.1设计工艺流程
3.4.1.1破碎及磨矿流程
1、破碎及磨矿流程的比选
本可研针对“三段一闭路破碎+球磨”及“一段开路破碎+半自磨”两个流程进行了比选,主要比选过程及结果如表3-2,表3-3。
表3-2破碎及磨矿流程方案一
序号
作业名称
设备型号
功率kw/h
数量
价格
一、破碎设备
1
粗碎
C140
200
440
2
中碎
GP300S
250
320
3
细碎
HP500
450
540
4
筛分
2YKR3060
55
35
5
中细碎给矿
GZ6
15
6
带式输送机
275
95
7
起重设备
43.8
33
二、磨矿设备
球磨机
MQY5083
3300
1150
合计
9.85万kwh/d
2628
表3-3破碎及磨矿流程方案二
板式给料机
GBH1000×
8000
45
72
24
14.6
11
半自磨机
Ф7.5×
2.8
2500
890
MQG3660
1400
390
9.83万kwh/d
1827
2、比选结果及本次设计采用流程
由上述两表格比较结果可以看出,方案一与方案二的运行费用极为相近。
方案一的流程复杂、设备投资高、作业人员多,不便于生产管理。
同时,本矿石极易泥化,由溢流型球磨机磨矿必然会产生过磨显现,不利于选别作业。
反观方案二,采用一段开路破碎+半自磨工艺,简化了生产流程,并且因采用了半自磨机这种选择性磨矿设备,能有效的减少过磨现象。
同时,采用半自磨工艺则在磨矿前以中间矿堆代替三段一闭路工艺中的粉矿仓,更能彻底消除矿石泥化板结对储矿设施的影响,保证生产的连续性。
综上,本可研采用“一段开路破碎+半自磨”的破碎磨矿工艺。
3.4.1.2破碎流程
破碎流程采用一段开路破碎。
流程叙述如下:
来自矿山的Dmax<
1000mm的原矿运送至原矿仓,经GBZ240-8板式给料机给入C140颚式破碎机进行破碎。
最大粒度为250mm的破碎产品由No.1带式输送机送至位于中间矿堆上部的No.2重型可逆配仓皮带,并由其对中间矿堆配仓给料。
3.4.1.3磨矿流程
磨矿流程采用第一段全闭路的半自磨加球磨的磨矿流程。
中间矿堆中的矿石通过位于矿堆下部的6台GBH1000×
8000中型板式给料机给至№3带式输送机,并由其将矿石送入φ7500×
2.8m的半自磨机进行一段磨矿,一段磨矿产品经自磨机排矿口处的圆筒筛进行自返分级,符合细度要求的产品自流进入泵池并由渣浆泵扬至φ500×
18水力旋流器组进行分级,旋流器底流进入MQG3660格子型球磨机进行二段磨矿,磨矿产品进入自磨产品同一个泵池,同样进入φ500×
18水力旋流器组进行分级,形成第一段全闭路的半自磨加球磨的磨矿流程。
水力旋流器的溢流进入浮选流程。
3.4.1.4选别流程
本可研的选别流程在参考选矿试验报告及类似矿山生产实践的基础上,采用常规的顺序浮选流程。
来自水力旋流器组的合格分级产品自流至粗选前搅拌槽进行加药搅拌,并进行选别作业。
浮选采用二段粗选、三段扫选、及三段精选,得到的铜精矿为浮选的最终产品。
扫选尾矿即为最终尾矿。
浮选作业所需气体由浮选鼓风机供应。
3.4.1.5脱水流程
浮选铜精矿经1台NZ-24Q中心传动浓缩机浓密后进入HTG-21陶瓷过滤机过滤。
过滤后得到含水不大于12%的铜精粉,经吨袋包装机包装后待售。
浮选尾矿进入2台NXZ-48中心传动式浓缩机浓缩,浓缩机底流矿浆由泵扬送至尾矿库堆存。
3.4.1.6工艺流程图
设计的数质量工艺流程图见附图043XK-1。
3.4.2产品方案
本可研确定的产品方案为单一的品位20%的铜精矿。
3.4.3设计工艺指标
本设计的工艺指标见表3-4。
表3-4设计工艺指标
产品名称
产率(%)
品位(%)
回收率(%)
铜精粉
3.41
20.00
75.00
尾矿
96.59
0.24
25.00
原矿
100.00
0.91
3.5生产能力和工作制度
本铜选矿厂的生产能力为5000t/d(150万t/a)。
各工段的工作制度及生产能力见表3-5。
表3-5各工段工作制度
工段
工作制度
生产能力
d/a
班/d
h/班
万t/a
t/d
t/h
破碎工段
300
8(7.5)
150
5000
312.50
磨选工段
8
208.33
脱水
精矿脱水
8(7)
5.12
170.63
7.11
尾矿浓缩
144.88
4829.37
201.22
注:
括号内的数字为设备运行时间。
3.6主要工艺设备的选择
3.6.1设备选择的原则
1、节能、高效,节省投资并运行可靠;
2、对于同类设备,在满足工艺要求的前提下,尽量考虑型号的统一,以便矿山进行设备管理。
3、尽量选用与建厂规模相适应的大型设备,以降低基建投资和生产费用。
4、需考虑当地机械的维修水平和能力,对于破碎机等大型设备优先选用进口设备。
3.6.2破碎筛分设备选择
破碎筛分设备如表3-6。
表3-6破碎筛分设备
设备名称及规格
台数
C140颚式破碎机
3.6.3磨矿分级设备选择
选择的磨矿分级设备见表3-7。
表3-7磨矿分级设备
一段磨矿
半自磨机Ø
7500×
2.8m
1台
二段磨矿
格子型球磨机MQG3660
分级
Φ500×
18
1组
3.6.4浮选设备选择
根据选矿试验报告及类似矿山的生产实践,选择的浮选、搅拌设备见表3-8。
表3-8浮选设备
粗选前搅拌
矿浆搅拌槽XB-3500
一段粗选
充气式浮选机KYFII/XCFII-50
二段粗选
一段扫选
二段扫选
三段扫选
一次精选
充气式浮选机KYFII/XCFII-10
9
二次精选
10
三次精选
3.6.5脱水设备选择
本可研设计中铜精矿采用先浓密再过滤的方式降低产品含水量,并在过滤后将精粉打包成袋,以减少运输中的损失。
浮选尾矿经浓缩机浓缩后排入尾矿库堆存。
选择的脱水设备见表3-9。
表3-9脱水设备
精矿浓缩
中心传动浓缩机NZ-24Q
精矿过滤
陶瓷过滤机HTG-15
2用1备
中心传动式浓缩机NXZ-48
精矿包装
吨袋包装机2t
3.6.6自动化控制
选矿厂的主要作业面采用工业电视监视,主要生产环节均采用自动联锁控制。
自动控制及监测装置主要有:
1、破碎系统自控装置主要有破碎设备联锁控制、设备保护装置的自动控制。
2、中间矿堆设置电视监控,实时观测矿堆内物料状态。
3、磨矿回路实行稳定化自控,主要包括定量给矿,比例给水,泵池液位控制及渣浆泵变频调速、水力旋流器组溢流浓度自动测定。
4、浮选机液位自动控制、pH值自动调节。
浮选机供风量自动监测及自动调节。
5、浮选药剂采用程控自动加药机。
水利旋流器组溢流、浮选精矿及尾矿设自动取样机。
6、铜精矿库设置电视监控。
选矿厂主要设备一览表见附表。
选矿厂设备联系图见043XK-2。
3.7厂房布置和设备配置
3.7.1厂房组成
为了保证选矿与采矿之间矿石供应的连续性,本可研在破碎作业前设有原矿仓,在破碎及磨矿作业之间设置有中间矿堆。
破碎、磨矿、选别作业均为1个系列。
主要生产厂房由原矿仓、粗碎厂房、中间矿堆、磨矿厂房、浮选厂房、精矿浓缩过滤厂房、尾矿浓缩及砂泵间、配电室与带式输送机通廊组成。
3.7.2配置特点
选矿厂破碎厂房、中间矿堆、磨浮厂房、精矿脱水厂房及尾矿浓缩厂房由北至南、地形由高至低依次布置。
破碎流程为一段开路破碎,仅由破碎厂房组成。
磨矿厂房和浮选厂房采取球磨机和浮选机配置于不同跨的厂房中,中间跨内设选矿厂办公室、中心控制室、加药台、高低压配电室。
精矿脱水及尾矿浓缩布置于南部地势低洼处,浮选精矿及尾矿可利用地形高差自流或采取泵输送进入相应作业。
选矿厂工艺建筑物联系图详见图043XK-3。
3.8辅助设施
3.8.1矿仓
为保证选矿厂与外部及各作业之间生产环节的连续性,破碎前设有原矿仓,破碎及磨矿之间设有中间矿堆。
各矿仓有效容积与贮存时间见表3-10。
铜精矿脱水过滤后堆存在精矿库,待售。
表3-10矿仓有效容积与贮存时间
矿仓名称
有效容积m3(t)
贮存时间
备注
原矿仓
105(156.25)
0.5h
中间矿堆
3300(5000)
24h
精矿库
1800(3400)
20d
3.8.2精矿装运
由于精矿外销需经过汽车运输,故精矿在出厂前水分要降至12%以下,以节省运输成本,减少运输途中损失。
精矿出厂前堆存在精矿库,由前装机装运到汽车后外运。
3.8.3药剂设施
3.8.3.1药剂贮存
为保证生产正常进行,除在配药间设有临时的药剂贮存场地外,在厂区还设有药剂库,以满足生产连续性需要。
3.8.3.2药剂制备
选矿厂所有药剂均在磨矿、浮选厂房之间的制药间集中制备,在制药间上方的加药间集中添加,药剂的添加采用程控自动加药机。
3.8.4试验室与化验室
3.8.4.1试验室
选矿厂试验室主要根据日常入选矿石性质可能的变化,进行重选、浮选选别工艺条件及药剂条件的试验,为生产提供合理的操作条件从而改进选别工艺和提高生产指标。
3.8.4.2化验室
选矿厂化验室主要承担矿山、选矿厂的各种样品成分分析和检验工作。
化验室分析的样品主要是选矿厂正常生产样品,同时兼顾选矿快速分析、地质、采矿、外销精矿及部分生产考查和内检等样品。
3.8.5计量与技术检查
3.8.5.1计量
为加强选矿厂的生产管理和控制金属平衡,需对每日的原矿进行计量。
原矿计量以安装在球磨机给矿皮带上的计量秤进行计量和控制调节,外售铜精粉的计量使用厂区的地中衡。
3.8.5.2技术检查站
技术检查站通过对选矿厂主要工艺技术参数的监测,以加强选矿厂技术管理和生产管理,使选矿厂各项经济指标达到最佳水平。
技术检查站备有必要的取样、筛分、烘干和称量等设施。
3.8.6维修设施
选矿厂内配有小型维修间,负责日常小修工作,而选矿厂的大、中修由全矿统一考虑。
3.8.7起重设施
选矿厂各主要厂房均设有起重设施,以供检修用。
其规格及数量见表3-11。
表3-11起重设备规格及数量
安装地点
名称
起重量(t)
数量(台)
备注
粗碎厂房
电动单梁起重机
16
中间
电动葫芦
磨矿厂房
电动桥式起重机
32/5
浮选厂房
配药间
3.9尾矿设施
3.9.1基础资料
尾矿量:
4829.5t/d
矿石比重:
2.70t/m3
尾矿平均堆积干容重:
1.20t/m3
尾矿重量浓度:
45%
尾矿粒度:
-0.074mm占20%
选厂年工作日:
300d
3.9.2尾矿处置方案
选矿厂尾矿年排放量为144.89万t,合120.73万m3/a。
排放的尾矿利用乌恰县金旺矿业发展有限责任公司乌拉根(乌鲁干塔什)铅锌矿的尾矿库堆存(XX有限公司与金旺矿业发展有限责任公司签有使用该尾矿库的书面协议)。
该尾矿库库址位于乌拉根(乌鲁干塔什)铅锌矿选矿厂东南方约1.0km处,总库容720×
104m3,坝高51m,相应坝顶的高程为2256.0m,属四等尾矿库。
3.9.3尾矿库
根据《乌恰县金旺矿业发展有限责任公司乌拉根(乌鲁干塔什)铅锌矿5000t/d规模建设工程初步设计》(厦门紫金工程设计有限公司,2008年12月),对乌拉根(乌鲁干塔什)铅锌矿尾矿库设计的内容介绍如下:
3.9.3.1尾矿坝
乌拉根(乌鲁干塔什)铅锌矿尾矿库采用下游法筑坝。
上游初期坝采用堆石坝,坝顶高程2241.0m,最大坝高36m,坝顶宽5m,坝顶轴线长108m,上游坝坡坡比为1:
1.75,下游坝坡坡比为1:
2。
下游采用滤水坝堆石坝,坝顶高程2110.0m,最大坝高35m,坝顶宽5m,坝顶轴线长95m,上游坝坡坡比为1:
尾矿堆积坝采用水力旋流器分级的粗尾砂,分离粒径37μm,沉砂放于上游初期坝和下游滤水坝之间堆筑坝体,溢流入库。
堆积坝坝顶高程2256.0m,最大坝高51m,堆积坝坡坡比为1:
5。
下游蓄水坝为C20混凝土埋块石重力坝,坝顶高程2070m,坝顶宽2m,坝顶轴线长22m;
最大坝高10m;
上游坝坡垂直,下游坝坡坡比为1:
0.7。
3.9.3.2排水设施
该尾矿库的防洪标准按照初期50年一遇,后期200年一遇的洪水重现期设防。
尾矿库流域总汇水面积0.25km2,年最大24小时降雨量取值30mm,Cs=2.5Cv,Cv=0.45,降雨历时24h。
按照模比参数k2%=2.17,k0.5%=2.7,以简化的推理公式对尾矿库汇水区内的暴雨进行洪水计算。
计算见表3-12。
在尾矿坝坝肩处设底宽1.0m,深1.0m的截洪沟,左岸截洪沟长1850m,右岸截洪沟长960m。
截洪沟用M7.5浆砌毛石衬砌,内用1:
2水泥砂浆抹面。
尾矿库24小时一次洪水总量可全部蓄于库内。
表3-12尾矿库洪水计算
设计采用标准重现期(a)
洪水总量(万m3)
50
1.30
1.56
3.9.3.3坝体稳定计算
本工程区域的地震动峰值加速度为0.42g,对应的地震基本烈度为Ⅸ度区,尾矿坝稳定计算结果如下:
表3-13尾矿坝稳定计算成果表
滑弧半径(m)
最小安全系数
允许安全系数
正常运用
394
1.44
1.15
洪水运用
1.40
1.05
特殊运用
376
1.14
1.00
3.9.4尾矿输送
本工程排放尾矿量4829.5t/d,考虑10%的波动系数,尾矿矿浆输送流量为352.51m3/h。
3.9.4.1输送泵站
尾矿输送泵选用水隔离泵LSGB-360/4.5型两台,其额定参数Q=360m3/h,压力4.5MPa,两台水隔离泵一用一备。
与水隔离泵配套使用的清水泵选用D300-150×
3型多级离心泵两台。
清水泵配公称容积25.2m3钢板水箱两座,水箱尺寸L×
B×
H=5.6×
2.5×
2.0m。
水隔离泵采用微机自动控制,清水泵设变频调速装置。
尾矿输送泵站尺寸L×
H=36.0m×
24.0m×
11.0m。
尾矿矿浆由尾矿浓密机重力自流进入尾矿输送泵站。
泵站内设一台40PV-SP液下渣浆泵,以排出地面积水及渗漏矿浆。
为检修设备,尾矿输送泵站设一台CD15-6型的手动单梁起重机。
在尾矿输送泵站的室外设事故池。
事故池采用钢筋混凝土结构,其平面尺寸L×
B=12.0m×
12.0m,高H=4.5m。
3.9.4.2输送管道
尾矿排放浓度为45%,属高浓度尾矿输送。
采用清华大学费祥俊方法计算,矿浆输送临界流速v=1.625m/s,临界管径0.277m。
尾矿输送管的管材采用陶瓷内衬复合钢管,规格为D299×
12×
4,钢管壁厚12mm,耐磨层厚4mm,输送距离约4500m至尾矿坝前。
尾矿输送管采用复合硅酸盐保温,厚度δ=50mm。
尾矿输送管线设二条,一用一备。
3.9.5尾矿回水
尾矿坝后设置尾矿库回水系统,尾矿库回水量2056.78m3/d。
尾矿库后设回水蓄水池,尾矿库回水经尾矿库回水泵站输送至选厂回水高位水池,供给选厂生产用水。
尾矿库回水系统详见第六章给水排水章节。
3.9.6存在的问题与建议
1、应进行更细致深入的选矿试验工作,探索新的选矿工艺,提高回收率,以加强企业的市场竞争力。
2、尾矿输送属高浓度尾矿输送,需经水力实验以确定尾矿输送的具体参数。
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