贵州水银洞金矿200td工业生产试验报告.doc

贵州水银洞金矿200t/d工业生产试验报告贵州水银洞金矿200t/d工业生产试验报告福建紫金矿业股份有限公司二00九年三月课 题 编 号：课 题 名 称：加温常压化学催化预氧化浸出报 告 名 称：贵州水银洞金矿200t/d工业生产试验报告承 担 单 位：贵州紫金矿业股份有限公司课 题 负 责 人：陈景河 邹来昌 江城 石勇目 录 1. 前 言 2 2. 工业试验主要内容 53. 试验基本原理 6 4. 水银洞金矿资源状况 11 5. 工艺路线的确定及主要设备的选择计算 17 6. 工业选厂结果及讨论 28 （1）. 生产线介绍 28 （2）. 生产结果及讨论 34 （3）. 系统平衡 78 7. 环境保护 79 8. 经济效益分析 83 9. 结论 851前言随着世界各国经济的高速发展和科学技术的进步，尤其是现代农业、航天、电了工业、信息技术、新能源、新材料的迅速发展，为黄金的应用开拓了广阔的领域，从而大大促进了黄金生产技术的革新和黄金产量的增长。从20世纪60年代以来，特别是近20年来，世界黄金生产很快，目前世界黄金年产量已超过2400t。但尽管如此，世界黄金产量仍远远满足不了经济日益增长的需要。当前，世界黄金生产的发展趋势：一是富矿、易处理矿日益减少或枯竭，复杂矿石、难处理矿石和贫矿已成为黄金生产的主要资源。据统计，世界现在黄金储量中2/3以上为难处理矿，而且目前1/3的黄金产量来自难处理矿。因此，近20年来对难处理矿的研究，特别是难处理矿石的预处理方法和工艺的研究， 以及对复杂矿石的综合回收技术的研究，已成为黄金生产领域的重要课题，并取得了可喜的进展和实际应用效果。主要方法有：加压氧化、细菌氧化、化学氧化及焙烧等。二是为满足世界对金矿的需求，从各种废旧物质以及各种二次资源中回收黄金已受到各国的重视，并已发展成为黄金生产的另一重要途径。三是日益严格的环境法规和要求，迫使人们正不断努力研究或寻找技术上可行、经济上适用的可代替氰化法的各种新方法，以及无废或少废的清洁生产工艺。我国是一个黄金大国。目前，我国已探明的黄金储量居世界第五位，与世界其它黄金大国相比，我国黄金资源具有以下弱势：资源分散、矿点多且多为中小型金矿；矿石品位低，且成分复杂，伴生矿比例远大于其它国家；现有黄金矿山生产多以开发易处理矿石为主，已探明的大量难处理矿石尚未得到开发利用，在这一点上我国与外有着较大差距。贵州水银洞金矿由贵州省地矿局105队发现，并与加拿大丹斯通公司合作进行普查，先后施工27个钻孔，初步控制金矿远景储量可达大型。矿区共有8个主矿体，全为隐伏矿，埋藏于地表100m以下。由于该矿属极难选冶的超微细浸染型金矿，矿体变化较大，加上国际黄金市场的变化，加拿大丹斯通公司于1999年退出了此项目。2001年贵州省地质矿业勘查开发局为了开发黔西南丰富的难选冶金矿资源，把资源优势变为经济优势，引进福建紫金矿业股份有限公司（下称紫金公司）为合作伙伴，发起设立了贵州紫金矿业股份有限公司（下称贵州紫金公司）。紫金公司为绝对控股股东。福建紫金矿业股份有限公司迅速组成贵州难处理金矿选冶项目研究组，自2001年5月开始，分阶段实施了项目可行性研究、项目实施的方案设计、实验室及扩大连续试验研究、工业试验并在规定的时间内完成或提前完成了阶段工作任务，很好地满足了项目的相关要求。本研究报告是福建紫金矿业股份有限公司文件闽紫综20010023号课题贵州水银洞金矿实验室和扩大连续选冶试验研究的工业研究试验报告。本课题的总体目标是：在扩大连续试验工作的基础上在水银洞金矿现场建立工业试验厂，完成200t/d的全流程工业试验。考察利用自行研究的加温常压化学预氧化工艺开发贵州水银洞含硫含砷“卡林型”金矿的技术可行性及设备的稳定性，为在水银洞金矿建立900t/d金矿选矿厂提供设计依据。工业试验从2003年5月份开始准备,12月全部结束,共处理矿石39728.485t，回收金属量719.91kg，实际回收率68.70%，尾渣品位3.37g/t,预氧化库存126.30kg，金属平衡率97.82%，载炭平均品位2.67g/kg，金浸出率能稳定在90%以上。试验结果表明，采用加温常压化学催化预氧化工艺开发贵州水银洞含硫含砷“卡林型”金矿在技术上是可行的，且具有投资少、操作成本低等优点。2工业生产研究的主要内容2.1采集有代表性矿样6000t。2.2考察工艺设备的稳定性，验证并确定全流程各项技术经济指标。2.3总结，编写报告。3 试验基本原理 金属硫化矿浸出机理相当复杂。近年来，人们已逐渐认识到在多金属硫化矿浸出过程中电化学反应作用。在浸出介质中，当两种硫化矿相互接触时，就构成原电池；电对越活泼的矿物越易发生腐蚀，越惰性的矿物则被阴极保护，矿物电化学溶解的推动力是电对中不同矿物电位差值大小。FeS2和FeAsS是惰性较强的矿物，特别是FeS2,总是阴极形式出现，而较难被阳极溶解。在难浸金矿中金以微细粒或显微状态包裹在硫化矿物中或浸染在硫化矿物的晶体中（FeS2和 FeAsS是主要的载金硫化矿物），用机械磨矿的方法不能使其暴露，以致不能与浸出剂直接接触，同时由于FeS2和 FeAsS的电化学惰性，使它们难以作为阳极与其他矿物成分形成原电池而溶解，因此难浸金矿石必须经过合适的预处理来使硫化物包裹金暴露及消除砷、有机炭等有害元素的影响，才能提高金的浸出率。在碱性介质的氧化预处理过程中，硫化矿物中的硫、砷、锑、铁分别被氧化成硫酸盐、砷酸盐、锑酸盐及赤铁矿，最终导致硫化物晶体的破坏，使其被包裹的金暴露出来，得以用氰化法回收，主要化学反应如下：2FeS2+4Ca(OH)2+15/2O Fe2O3+4 CaSO4 +4H2O (1)2FeAsS+5Ca(OH)2+7O2 Fe2O3+Ca3(AsO4)2+5H2O+2CaSO4 (2)Sb2S3+6Ca(OH)2+7O2 Ca3(SbO4)2+3CaSO4 +6H2O (3)Ca(OH)2+H2SO4 CaSO4 +2H2O (4)SiO2+Ca(OH)2 CaSiO3+2H2O (5)Al2O3nH2O+Ca(OH)2 Ca(AlO2)2+(n+1)H2O (6)碱性条件下，硫铁矿、毒砂氧化分解主要以反应式（1）、（2）进行反应。表3-1 某些物质的Gf0 (KJ/mol，298K)物质FeS2FeAsSH2OCa(OH)2O2Fe2O3CaSO4Ca3(AsO4)2Gf0-166.94-103.55-237.19-898.60-741.0-1435-3060.18由表3-1数据计算得方程（1）、（2）的G0分别为-3501.48KJ和-3157.03KJ，G0值均为负值，且绝对值很大，所以从热力学角度来讲，在温度为298K和碱性条件下分解FeAsS及FeS2容易进行。常温常压下，Ca(OH)2与黄铁矿或毒砂之间虽有发生化学反应的热力学趋势，但速度很慢，对浸出几乎没有意义。在难浸出金矿的加压氧化过程中，氧是反应的关键因素。在常温常压下，氧在水中的溶解度仅为8mg/L左右，当温度一定时，氧在溶液中的溶解度随压力增加而增加，而压力固定时，氧在水中的溶解度在一定温度范围内有一最佳值。加压氧化（O2作为氧化剂）属于固液气多相氧化反应，这一反应从动力学来说，它遵循着如下过程：（1）气体（O2）被溶液所吸收（即O2的溶解）；（2）溶解的气体向固相表面迁移（外扩散）；（3）经固相层的扩散（内扩散）；（4）在固相表面上的化学反应；（5）反应产物进入溶液的体积相中。 P CH C0 气 C1 1 C2 2 图3-1固液气多相氧化反应浸出过程如图3-1所示，气液界面上，液相中气体的浓度CH与气相中该组分的分压P之间的关系由亨利定律给出：P=HCH(H为亨利常数)，单位时间内气体经过界面进入液相的量G气与时间的关系是：dG气 /dt=D1S气（CHC0）/气 (7)上式中：D1气体在溶液中的扩散系数S气气液界面面积C0溶液体积相中气体溶解度气气液界面扩散层厚度以固相的单位面积计算的气体溶解速度：J1=D1(S气/S固)（CHC0）/气 = D1(气/S固)(P/HC0)/气 (8) (S固为固相表面积)被溶解的气体穿过固液界面层的扩散流J2=D1(C0C1)/1；经过固相产物层的扩散流J3=D2(C1C2)/2（D2为气体产物层的扩散系数）。令J1=J2=J3=J,浸出过程各个阶段是相互串联的，阻力加和定律适用，经转换后得：J=P/H(气S固/D1S气+1 /D1+2/D2+1/K界) (9) （K界是气固界面反应常数）由式（9）可见，反应速度在很大程度上是由气体反应物（O2）的压力确定，采用加压氧化的方法可以强化浸出的动力学条件。因此可以这么认为，以气体作为氧化剂直接去破坏FeS2及FeAsS等，必定要有一定的压力，在常压下，由于动力学上的原因，基本上难以实现工业化生产。若在常压下要让金属硫化矿氧化浸出就必须寻求一种物质以降低反应能垒，加快反应速度。至于温度对FeS2、FeAsS氧化的影响，一方面，温度升高时分子运动速率增大，分子间碰撞频率增加，更重要的是由于温度升高，活化分子的百分数增大，有效碰撞的百分数增加，反应速率大大加快。同时，无论吸热反应还是放热反应，在反应过程中反应物必须爬过一个能垒才能进行反应，升高温度有利于反应物能量的提高，加快反应的进行。但是温度过高，又不利于氧气在液相中的溶解，从而不利于FeS2、FeAsS的氧化。因此，从动力学来看，这是一对矛盾，在FeS2、FeAsS的氧化反应温度应有一最佳值，这一最佳值大约在220左右，可以促使硫化物矿完全氧化为硫酸盐，避免生成反应中间物元素硫包裹在未反应的硫化物矿或金颗粒从而阻碍进一步氧化和金的氰化浸出。夏光祥等人利用X光衍射手段也得出了在石灰加压氧化的最佳温度在220左右，主要是保证硫化物充分氧化的结论。搅拌速度增大对FeS2和 FeAsS的氧化也有影响。搅拌速度加快，反应物分子碰撞频率增高，活化分子的有效碰撞次数增加，同时增大氧气在液相中以及在相间的扩散速度，即使式（1）中的1、2减小。另外如果反应过程若有S0生成，搅拌也使硫膜难以生成，保证了进一步氧化及氰化的顺利进行。因此搅拌也可作为一个强化浸出的方法而加以使用。综上所述，强化氧化分解过程，如升温，加压，加强搅拌，催化等均能有效地缓和或解决S0生成问题，同时又在动力学上保证氧化反应能够快速充分地顺利进行，以满足工业化生产的要求。4水银洞金矿资源状况贵州省贞丰县水银洞金矿位于贞丰县城北西直距20Km处。地理座标：东经10530001053400，北纬253100253300，隶属贞丰县小屯乡；矿区西端小部份属兴仁县回龙镇所辖。勘查区面积20.14Km2。该矿探矿权属贵州紫金矿业股份有限公司。 水银洞金矿至龙场镇通乡村公路，距离13Km；龙场至贞丰县通公路(沥青路面)，距离20Km；龙场经卡子至回龙通公路，距离18Km ；回龙至贵阳干线公路，距离250Km。矿区至最近铁路货站贵昆铁路么铺站151Km，交通尚属便利。矿区地处云贵高原，海拔12701600.5m，相对高差330m，一般在100200m，矿区气候属亚热带大陆性季风气候。年平均温度15，年平均降雨量1325.1mm，雨水多集中在59月间。贵州水银洞金矿由贵州省地矿局一0五地质大队发现，并在紫木凼矿床勘探的基础上，于1994年完成了贵州省西南部灰家堡背斜贞丰斜金（铊）成矿预测报告，确定了A1靶区贞丰县岩上（水银洞），预测金资源量50吨。并于1995年施工5个钻孔寻找隐伏金矿，发现了水银洞金矿，获得厚4.43m、品位Au9.2510-6的金资源量（E级）55650kg。并初步认定属微细浸染型卡林型原生金矿床。1996年1998年，贵州省地质矿产局一0五地质大队与贵州丹斯通矿业有限公司（属加拿大丹斯通国际有限公司）合作勘察水银洞金矿，投入钻探9797.59m，初步控制达大型矿床规模，编制了相应的阶段性勘查地质报告，确定为难选冶金矿床。由于受亚洲金融风暴及全球黄金价格大幅下跌的影响，中止了地质勘查。2001年贵州省地质矿业勘查开发局为了开发黔西南丰富的难选冶金矿资源，把资源优势变为经济优势，引进福建紫金矿业股份有限公司（下称紫金公司）为合作伙伴，发起设立了贵州紫金矿业股份有限公司（下称贵州紫金公司）。紫金公司为绝对控股股东。同年7月，贵州省地质矿产局一0五地质大队受贵州紫金矿业股份有限公司筹备委员会的委托，在原来勘查地质报告的基础上，按2、4、6的工业指标重新编制了贵州水银洞金矿勘查地质报告，并通过了贵州省地质矿产局组织的评审验收。获得厚2.96m、平均品位Au9.0510-6的C+D+E级27238kg，其中C级1290kg，D级储量1565kg，E级储量24383kg。2001年9月，贵州省地质矿产局一0五地质大队受贵州紫金矿业股份有限公司委托，开展了水银洞金矿的详细地质工作，于2002年1月15日提交了以“3、5、7.5”的工业指标编制的贵州省贞丰县水银洞金矿详细地质报告，于2002年3月25日通过了贵州省国土资源厅组织的评审。对水银洞金矿的控制因素特别是容矿岩石类型进行了重新认定，对矿床成因类型进行了初步探讨，确定了水银洞金矿床为赋于碳酸盐岩中的层控型难选冶金矿床。开展了相应的水文地质工程地质工作，对矿区的水文地质工程地质条件有了一定的了解，为水银洞金矿的开发提供了基本的设计依据，获得如下成果：级 别金属量（kg）平均品位（10-6）平均厚度（m）C1559.8418.042.94D7305.7411.193.03C+D8865.2211.993.02E12894.788.473.41C+D+E21760.009.613.27为满足贵州紫金矿业股份有限公司的首期建设要求，贵州省地质矿产局一0五地质大队通过一年的地质勘查，于2002年12月28日提交了按“3、5、7.5”的工业指标编制的贵州省贞丰县水银洞金矿714线（1200米标高以上）中间勘探地质报告，于2003年1月25日通过了贵州省国土资源厅组织的评审，获得如下成果：B+C+D级9570.48kg，平均品位Au13.5210-6，平均厚度2.38m；潜在经济价值7.46亿元。此外，获得E级资源量7409.73kg，平均品位Au12.7310-6，平均厚度2.44m。级 别金属量（kg）平均品位（10-6）平均厚度（m）B20.9520.211.65C3223.3015.352.51D6326.2312.732.33B+C3244.2515.372.50B+C+D9570.4813.522.38E7276.7312.732.44按照GB/T177661999固体矿产资源/储量分类国家标准，核实报告提交的金属储量：探明的经济基础储量（121b）20.95kg；控制的经济基础储量（122b）3223.30kg；推断的内蕴经济资源量（333）6459.23kg；预测的潜在资源量（334？）7276.73kg。对贵州省贞丰县水银洞金矿工艺矿物学研究表明：该矿石金绝大部分以超显微状态分散在微细硫化矿物中，而这些载金矿物本身的粒度也很微细，且含金量不稳定，还伴生有少量的砷和有机炭等杂质，属极难选冶的大型超微细浸染型金矿。从矿石化学成分看，矿石Si、Al、Ca、Mg、Fe、S含量相对较高。该矿石中除金外，其它元素均无综合回收利用价值。矿石中的砷、有机炭将会对金的提取产生不良影响。矿石的工业类型主要有以下几类：（1）碳酸盐岩型金矿石，是本矿区最主要的矿石类型。根据白云石与生物碎屑比例，当白云石含量大于50%时叫生物碎屑粉晶白云岩；当白云石含量小于50%时叫白云质生物碎屑灰岩。生物碎屑粉晶白云岩结构致密、孔隙1%，这种岩（矿）石金品位从0.210-64010-6都存在主要发育于矿区IIIc矿体中；白云质生物碎屑灰岩，一般多孔隙（粒间孔、晶间孔、粒间溶孔广泛存在），孔隙度315%，该种矿石金品位从0.210-6168.310-6，主要发育在矿区矿床下部矿体IIf、IIe等中。金的品位高低在白云石化的前提下取决于黄铁矿中胶状黄铁矿多少。主要矿物成份由多到少依次为白云石、方解石、石英（包括少量玉髓、罕见的蛋白石）、水云母、黄铁矿、毒砂、有机质（有机碳，主要存在于顶、底板和矿体薄的黑色或碳质页岩夹层中。沥青主要存在于碳酸盐岩型矿体中）火山物质、磷灰石（少见）、黄铜矿（偶见）、萤石（偶见）、自然金（罕见）、雄黄（偶见）、辰砂（偶见）辉锑矿（偶见）。该类型金矿石一个主要特征是：a矿石品位变化大；b平均品位高9.010-6；c最高品位矿石全部赋存于该类矿石中；d矿石量占整个矿区矿石量的6070%左右；e 矿石主要在IIIc矿体中，其它矿体如IIIa、IIIb、IIa、IId、IIe、IIf由于相变，只有部份是该类矿石。（2）富含有机质凝灰质粉砂、细砂岩型金矿石，在矿区占矿石总量的3040%。主要矿物成份从多到少为碳酸盐岩屑、火山物质碎屑（水解的火山玻屑和浮石个别玄武岩屑，水云母化长石假象，偶见伊丁石化橄榄石假象和很少酸性火山岩碎屑 中石英晶屑等）、泥质物（主要是水云母、高岭石及少见的绿鳞石等组成）、有机碳、黄铁矿、毒砂、黄铜矿（偶见）、铜兰（偶见）等。该类矿石有如下特点：a绝大多数金品位小于10106；b 品位大于20106的矿石中该类矿石一个也没有；c富毒砂；d广泛分布于IIIb和IIa、IId、IIe、IIf中与生物碎屑岩型矿石存在相变和过度关系。（3）石英脉型金矿石，是本矿区非常次要的矿石类型，主要发育于次一级小型构造破碎带中。矿物组成：由多到少有石英、残留有机质、黄铁矿、毒砂、地开石、热液脉状方解石、萤石（少量）、磷灰石（少见）等。黄铁矿与富有机质石英密切共生。该类型矿石特点：a分布局限于次级构造带中；b金品位一般不超过1010- 6；c矿石总量10%。5工艺流程的确定及主要设备的选择与计算5.1工艺流程确定主要依据下面几个原则（1）执行国家有关的方针政策和黄金行业规范，尽可能做到投资少，见效快，效益好。（2）工艺流程先进、合理，符合矿山实际。（3）实现效益最大化，探求选矿回收率与生产成本的最佳组合。（4）工艺设备先进可靠、高效节能。（5）优化配置方案，尽可能利用地形，节省投资，便利生产。（6）充分利用现有的生产和公用辅助设施，做好新增系统与原有设施的衔接。（7）执行国家环保规定，减少污染。（8）注重节能，安全生产与工业卫生。5.2工艺流程的确定5.2.1选、冶工艺流程的确定水银洞金矿以微细粒包裹金为主，载体矿物是黄铁矿为主，当矿石难浸是由于硫化物而引起的情况下，为了克服物理、化学及电化学等方面的原因造成的难浸问题，易于与氰化物发生反应，从而提高金的回收率。在合适的条件下也可使矿石中存在的有机物、砷和锑氧化。国内外目前采用的预处理工艺主要有微生物氧化、焙烧氧化、化学氧化和加压氧化等。由于加压氧化工艺一次性投资高，设备制造和使用操作要求严，在我国，金矿压力氧化，目前尚无生产应用实例。根据水银洞金矿实验室和扩大连续选冶试验研究结果表明，采用自行研发的加温预氧化工艺，能达到将金的载体矿物结构破坏，使金粒暴露出来，获得较高浸出率的目的。因此，本设计选冶工艺流程的确定是以贵州水银洞金矿石实验室和扩大连续选冶试验研究报告选冶工艺试验结果作为依据。选冶工艺流程为：二段一闭路碎矿；二段闭路磨矿；矿浆浓密、加热氧化；炭浸；载金炭解析、电积；金泥电解提纯得2号金。5.2.1.1碎磨流程的确定由于从坑下采场运来的矿石最大块度为350mm，采取两段破碎比要求。考虑到多碎少磨控制磨机给矿粒度，节省能耗，故采用两段一闭路破碎，破碎产品为-12mm。按照选冶试验推荐的最佳磨矿细度-325目占90%95%，常规磨矿流程达不到这个细度。借鉴几家达到这一磨矿细度的生产流程，确定本设计磨矿流程为两段磨矿三次分级流程，即：一段采用“球磨+检查分级”，第二段为“预先检查分级+球磨+控制分级”。5.2.1.2浸出提金流程的确定氰化浸出、锌粉置换工艺是历史较长的工艺。炭浆法是在其基础上了展起来的上前国内外应用较广且获得了较好的技术经济指标的工艺。先氰化浸出，然后加入活性炭，在矿浆中吸附金，称为炭浆法；在浸出槽中加入活性炭，浸出与吸附同时进行，即边浸出边吸附，称为炭浸法。炭浸法是在炭浆法的基础上发展起来的，其优点在于：一方面，减少了浸出槽数目，缩短了流程，可以减少基建投资与生产成本；另一方面，边浸出边吸附，改善了金的溶解动力学条件，有得于金的浸出与吸附。上面采用的炭浸工艺生产流程中，通常在浸出吸附前有一个短期氰化过程，即设一、两个浸出槽进行预浸，然后进入炭浸。采用何种浸出流程，主要取决于矿石性质适合哪能种流程。水银洞金矿浸出试验过程中，对加入活性炭与不加入活性炭进行了比较，结果表明，加入活性炭，即浸出与吸附同时进行，比不加活性炭的纯氰化浸出，浸出率要高很多。试验认为，原因是加炭浸出可以有效地抑制矿将中有机炭的劫金。因此采取炭浸工艺。5.2.1.3解吸、电积方式的确定常压解吸法虽然生产费用低，但解吸时间太长；高浓度苛性氰法解吸法虽操作简单，且在常压下进行，但生产费用较高；低浓度苛性氰化钠加醇类解吸法，解吸时间很短，但所用的酒精易挥发，易造成损失，费用较高，而且不安全；加温加压无氰解吸法，要求在加温加压的下进行，操作相对复杂，但解吸时间短，消耗的药剂少，技术含量较高。加温加压无氰解吸法，国外使用较多；国内紫金山金矿等矿山的使用实践，体现了环保、节能、高效的特点，故本设计解吸电积采用加温加压无氰解吸法。选冶工艺生产最终产品为2号金（成色99.95%99.99%）。5.3主要工艺设备选择及计算5.3.1选冶工艺的车间组成、生产能力及工作制度见表表5-1 选冶工艺车间组成、生产能力及工作制度车间名称年工作日日工作班班工作时生产能力（t/h）备注碎矿330233333筛分330233333磨矿33038833浓密、预氧化33038833炭浸33038833提金解吸电积3303820.87kg处理载金炭炭再生33018提炼1101892.05g5.3.2设备选择的基本原则是：（1） 在本行业同类国产设备中性能先进，高效节能，使用可靠；（2） 操作方便，便于维修；（3） 破碎 筛分设备最大处理能力 （增加工作时数，达到18h/d左右）应满足600t/d生产规模。（4） 磨矿分级、炭浸设备按300t/d处理能力选型计算。5.3.3主要设备选择计算（1） 粗碎机计算拟采用PE400600鄂式破碎机一台。用公式Q=K1K2K3K4Qs上式中：Q破碎机处理量，t/h；Qs标准条件下开路破碎的处理量，t/h，按式Qs=q0e计算；K1矿石可碎性系数；K2矿石密度修正系数，K2=0/2.7=0/1.6；K3给矿粒度或破碎比修正系数；K4水分修正系数。2.782.7则：工艺设计计算，粗碎需处理矿石量为37.5t/h，故能满足要求。（2） 细碎机计算拟采用PYZ-1200圆锥破碎机细碎机一台。用公式Qc=KcQsK1K2K3K4上式中：Qc闭路破碎时破碎机处理量，t/h；Kc闭路时，平均给矿粒度变细的系数，为1.151.4（硬矿石取小值，软矿石取大值）；K1、K2、K3、K4意义同前。Qc=1.284.25101(2.78/2.7) 1.11=61.61t/h工艺设计细碎需处理矿石量为53.6t/h，PYZ-1200圆锥破碎机能满足需求。（3） 一段球磨机计算拟采用MQY21003000溢流型球磨机一台。用公式q=K1K2K3K4q0 先求q上式中：q设计中拟选用的磨矿机按新生成的级别（-0.074mm粒级）计算的单位处理量，t/(m3.h)。VQ0（2-1）Q0=Q0生产中使用的磨机处理量，t/(台.h)；2、1分别为生产中使用的磨矿机给矿与产品中小于0.074mm级别的含量。V生产中使用的磨矿机的有效容积。K1设计中被磨矿石的磨矿难易度（可磨度）系数；试验测定为1.1（以张家口金矿为标准矿石）。K2磨矿机的直径校正系数。K3磨矿机的不同给矿粒度和不同产品粒度差别系数。生产磨机为：6.94(60%-80%)Q0（2-1） 4.4 Vq0= = = 0.82t/(m3.h)设计磨机q为：q=K1K2K3K4q0 =0.821.11.220.850.979 = 0.916t/(m3.h)Vdq再用公式d2-d1Qd=上式中：Qd设计拟采用磨机的处理量，t/(台.h)；q同前；Vd设计拟采用的磨机的有效容积，m3；2、d1分别为设计中拟采用的磨机给矿中与产品中小于0.074mm级别的含量，%；90.9160.65-0.092Qd= =14.77t/h设计需处理的矿石量为12.5t/h，故MQY21003000型球磨机能满足需求。（4） 二段球磨机计算Vdq用公式d2-d1Qd=上式各字母意义与前面相同，只是计算粒级级别取0.044mm。q由于无标准矿石可磨度参照，且按手册K4无表可查，不能通过计算确定。可按常规，以第一段磨矿的q值乘以系数（因第二段细磨，矿石变得难磨）。取系数为0.60，则q=0.60.916=0.55t/(h.m3)13.50.550.95-0.45Qd= =14.85t/h设计需处理矿石量为12.5t，故MQY21004500型球磨机能满足需求。（5） 浸出吸附槽计算总容积按公式计算：11TK2V=QT（K1+ ）/1440上式中：V浸出吸附槽总容积，m3；Q日浸出矿量，t/d；T浸出槽名义浸出时间，min；T被浸矿石的真比重；K1被浸矿浆液固比浓度；K2浸出槽容积利用系数。112.780.94V=3001440（1.5+ ）/1440 = 593.53 m359353拟采用500500浸出搅拌槽，浸出吸附时间24小时，所需槽数为：1021n= = 5.81槽采用6槽，实际浸出吸附时间为：24.78小时。（选冶工艺各车间的所有设备详见选冶工艺设备明细表5-2表5-7）25表5-2 破碎设备序号作业名称设备名称台数设备允许的给矿粒度（mm）设计的给矿粒度（mm）排矿口（mm）最在排矿粒度（mm）设备的处理能力（t/h）计算的给矿量（t/h）负荷率（%）备注1粗碎PE400600鄂式破碎机1350350609640.1637.593.42细碎PYZ-1200圆锥破碎机110096101261.6152.585.2表5-3 筛分设备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1二段破碎预先检查筛分YA153011741659041.2565%80%表5-4 磨矿设备序号作业名称设备名称台数给矿粒度（mm）产品粒度（-200目%）设备的有效容积（m3）设计计算需要的容积（m3）实际定额（t/米3h）负荷率（%）备注1一段磨矿MQY21003000球磨机1-1265607.621.078852二段磨矿MQY21004500球磨机1-200目65%-325目90%95%1011.360.65384.2表5-5 分级设备序号作业名称设备名称台数溢流粒度（mm）矿石比重（t/m3）设备的处理能力（m3/h）计算需要的处理能力（m3/h）负荷率（%）备注1一段磨矿检查分级300水力旋流器（组）2-200目65%2.7876.2853.169.61一个备用2二段磨矿预先检查分级250水力旋流器（组）6-200目80%85%2.78256.08210.282.08二个备用3二段磨矿控制分级150水力旋流器（组）8-325目90%95%2.78129.6117.7990.89三个备用表5-6 浸出吸附设备序号作业名称设备名称台数设备的有效容积（m3/台）需要的总容积（m3）矿浆停留时间备注设计实际1浸出吸附500500浸出吸附槽6102.1593.532424.78表5-7 砂泵类序号作业名称设备名称台数给矿扬送备注矿浆流量（m3/h）浓度（%）粒度矿浆流量（m3/h）扬程（m）实际扬程（m）1一次分级给矿75/50D-HH-K3253.154-200目40%7844102二次分级给矿50/100D-AH-K32210.250.4-200目48%26338103三次分级给矿100/75C-AH-K22117.930.4-200目83%1083710966工业选厂结果及讨论6.1生产线介绍6.1.1采矿6.1.1.1开采方式水银洞金矿为隐伏矿床，金矿体赋存于二叠系龙潭组地层中，受灰家堡背斜核部层间破碎带控制，矿体呈层状、似层状，与岩层产状一致，空间上具有多个矿体上下排布的特点，主要矿体埋藏深矿距地表100300m，走向长度200700m，宽度60320m平均厚度2.65m，矿体倾角015左右。整个矿床适宜竖井方式开拓，井下开采。6.1.1.2开采范围本期开发范围为水银洞矿床岩上矿段，标定区间西起高简水库、东至小厂水库，走向长度1500。区内目前控制的8个主要矿体占了矿床总储量（包括E级储量）的82.1%，且包含了所有的C+D级储量，其余数十个大小矿体全为E级储量，仅占矿床总储量的17.9%。详查工作和储量计算范围确定在23#24#勘探线之间，本次开采的主要对象为详查范围内的C+D级储量，其主要分布在b、c和f、e等主要矿体中。根据开采矿体的赋存范围，确定首期开采范围在1615勘探线之间，走向长度800m，开采深度在12001300m之间。区间C+D级矿石储量为55.78104t，黄金储量8164.78kg，平均品位14.64g/t。6.1.1.3开采技术条件矿区各类岩石以半坚硬层状岩类为主，岩性组合较复杂，矿床埋藏于深部基岩中、少见软弱结构面，矿体及其顶底板的主要岩石为粘土岩粉砂岩，矿体较完整稳固，顶底板稳固性较差。主要矿体赋存于二叠系龙潭组岩层为相对隔水层，风化带以下新鲜基岩为矿体直接顶板，其厚度稳定，隔水性良好、产状平缓。大气降水及风化带裂隙潜水对矿床充水影响很小，基岩裂隙承压水补给源不足、规模小，其含水介质厚度不、不连续、富水性极弱，对矿床开采影响很小，矿床开采水文地质条件相对简单。矿区风化裂隙带平均厚度27.68m富水性极弱，地表多为水田和坡地，植被发育地壤肥沃，呈较大起伏的丘陵地带，允许轻微陷落，井下涌水量不超过1000m3/d。6.1.1.4采矿方法根据矿体赋存状态与开采技术条件，选择浅孔房柱法作为主要采矿方法。（1）采矿方法构成要素沿矿体走向和倾向各50m布置矿块，倾向上留3m高的连续顶柱，采场高度为矿体厚度，每隔67m留有33m的点柱以支撑矿体顶板。（2）运输水平巷道布置沿脉运输巷道布置在矿体的脊部，矿体在主运输巷的南北两向倾向相反。由于矿体常现多层重叠，故间隔100m走向向南、向北各布置一条穿脉运输巷道和若干溜矿井及人行通风井，以满足倾向上矿块的出矿和人行联络要求。（3）采准切割工作在中段沿脉和穿脉巷道中掘进人行通风井或溜矿井，到达矿体后沿矿体倾向掘进采准切割上山，贯通溜矿天井与行人通风井，采切上山走向间距50m，再由采准切割上山中拉平行的水平进路与矿块的另一侧采准切割上山贯通，水平水进路间距约9m。（4）回采工作采用水平浅孔凿岩设备（YT-27或7655型）落矿，凿岩爆破参数详见表6-1。表6-1 凿岩爆破参数炮孔布置形式钎头直径（mm）炮孔直径（mm）最小抵抗线W（m）W/D孔间距（m）孔深（m）平行浅孔38400.8200.81.51.8炸药类型装药方法装药系数起爆材料2#岩石人工0.8非电导爆雷管回采从最上一个水平小进路开始，以矿块一端的上山巷道作为切割空间后退式回采，爆破下的矿石由安装在水平小进路端部的15kw电耙扒至采准切割上山巷道，再由安装于采切上山巷道下部的15kw或30kw电耙将矿石耙至溜井或直接进入矿车。每个矿块布置二台电耙。回采时留33m的间隔矿柱、间距79m，矿块回采结束后，保留采准切割上山附近的点柱和顶柱，采场内的间柱尽可能回收，对品位较高块段的矿柱以木支柱或废石人工砌柱予以取代。（5）采场通风主风流由主井、车场石门经中段运输巷道、人行通风天井，采准上山进入采场，清洗工作面后，由矿块顶部的回风天井联络道排至上部回风巷，最后经回风井排至地表。为加强采场的通风排尘效果，在采掘工作面设置局部通风机辅助通风。（6）采空区处理及矿柱回采采空区一般采用将掘进的废石进行部分回填，并以填闭方式为主。视矿石品位高低确定对矿柱（主要为采场边缘部分）是否采用人工矿柱替代或采用废石形式进行部分回收。6.1.1.5运输方式采场采下的矿从溜矿天井放到矿车上，矿车从沿脉运输巷道到中段主运输巷采用电瓶车牵引运输，中段运输采用有轨架线式电机车运输至主井车场。主井设有双向马头门，环绕式车场。矿车从主井通过罐笼提升至井口，矿卸到主井口的原矿仓进入选矿系统。6.1.1.6矿井通风矿井采用中央进风、两翼抽风的通风方式。中央进风井为主井及副井，由1#和2#通风井回风。新鲜风流从主井、副井进入各生产中段，经运输巷道、人行通风井、采切上山进入采场，冲洗采场后经回风天井联络道通过上中段回风巷道进入1#和2#回风井，然后排至地表，主扇风机均安装在地表风井口。井下各掘进工作和部分采场采用局部通风机进行辅助通风。6.1.1.7排水系统井下排水采用中段集中排水方式，水仓及泵房设在1200m中段主井车场旁，1240m排水通过泄水天井流入主井水仓，由此集中排至地表高位水池，经净化处理作为生产用水。水仓清泥采用人工进行。6.1.1.8供电系统井下1200m中段车场旁边设立中央变电所，由地表35kv变电站两段母线分别引二回10kv电缆线至井底中央变电所，变电所采用10kv环网接线方式，二路进线采用隔离开关并设机械边锁，出线通过隔离开关及熔断器真空负荷开关保护分别至各中段的采区变电所、井下水泵房等用电场所。6.1.2选矿6.1.2.1破碎筛分。原矿仓中350mm的原矿经XZG-8振动给矿机给入PE400600鄂式破碎机粗碎，粗碎后的矿石经1#胶带输送机送至筛分。筛上矿石经2#胶带输送机返回PYZ-1200圆锥破碎机细碎，细碎后的矿石（与粗碎后矿石一起）再由1#胶带输送机送至筛分，筛下产品（粉矿）由3#胶带输送机运至至磨矿车间的粉矿仓。6.1.2.2磨矿。粉矿仓的粉矿经摆式给矿机给至4#胶带输送机再送进MQY21003000溢流型球磨机，磨后的矿浆经300水力旋流器组分级，沉砂返回MQY21003000球磨机；溢流进入250水力旋流器组分级。250水力旋流器组分级后进入MQY21004500溢流型球磨机进行第二段磨矿；溢流进入150水力旋流器组分级。150水力旋流器组分级后的沉砂与第二段磨矿后的排矿一起返回250水力旋流器组分级；150水力旋流器组分级的溢流即是是磨矿产品，由泵扬至浓密、预氧化车间。6.1.2.3浓密、预氧化。矿浆经9m高效浓密机浓密后浓度达20%，再进入高温常压化学催化预氧化搅拌桶。在1#搅拌桶处加片碱及化学催化剂，再由LW-100/150型空压机输入空气对矿浆进行搅拌，锅炉房向各搅拌槽供高温蒸气加热，经六段搅拌槽的搅拌预氧化、调浆之后再进入炭浸。6.1.2.4炭浸。氧化后的矿浆经冷却后进入炭浸浸出吸附槽进行六段浸出吸附（在1#、2#搅拌槽加入氰化钠溶液）。载金炭进冶炼厂，尾矿经压滤车间进行尾液、尾渣分离，尾渣库存尾矿坝，尾液进入尾矿库，经环保处理达标后外排。6.1.2.5解吸、电积、冶炼。载金炭经高温高压无氰解析电积设备进行解析、电积。电积贫液返回作业，电积获得的金泥用盐酸浸泡后送冶炼，经冶炼提纯得到2#金。解吸炭酸洗或由再生炉处理后返回炭浸系统循环使用。（选冶工艺流程图见图6-1）6.2生产结果及讨论6.2.1生产能力200t/d工业试验选厂自建成后，经过单机试车调试、无负荷连续运转以及带矿运转各阶段，实际处理矿量达到或超过原设计能