金矿投资建设项目可行性简要论证报告

...............金矿投资建设项目可行性简要论证报告目录第1章前言...................................................................................11.1项目概况.................................................................................11.2开发建设条件.............................................................................21.3结论及建议...............................................................................3第2章地质资源..................................................................................32.1矿区位置、地形和交通条件.................................................................32.2以往地质工作评述.........................................................................32.3矿体特征.................................................................................42.4矿石类型和质量...........................................................................72.5矿石加工技术性能.........................................................................72.6水某地质.................................................................................72.7工程地质.................................................................................72.8储量核算结果.............................................................................82.9矿床远景评价.............................................................................112.10矿床勘查计划概述.........................................................................13第3章采矿....................................................................................133.1开采范围、开采方式、开采顺序及首采矿段..................................................133.2建设规模及产品方案......................................................................153.3矿山开拓运输系统........................................................................163.4采矿方法................................................................................173.5基建投资................................................................................183.6生产成本................................................................................193.7存在问题................................................................................19第4章选冶.......................................................................................194.1硫化矿的处理.............................................................................194.2氧化矿的处理.............................................................................324.3问题讨论.................................................................................35第5章经济评价..................................................................................365.1投资估算与资金筹措......................................................................365.2销售收入................................................................................375.3销售税金及附加...........................................................................385.4总成本费用...............................................................................385.5财务评价................................................................................405.6财务不确定分析...........................................................................405.7财务评价结论............................................................................42第1章前言1.1项目概况1.1.1编制依据根据以前收集的《某金矿带2004年普查设计》某字、少量图件和近期通过个人关系了解到的储量情况，编制该投资可行性简要论证报告。由于资料较少，加之没有进行实地考察、对民采情况不清楚等，故本报告仅作参考。1.1.2地质资源某金矿属于超大型微细粒含砷难选冶金矿，矿带长60多公里，宽10多公里，矿带中发现17处金异常区；但仅对5处做了预查，对1处（安坝矿段）进行了普查；矿体规模大，主矿体最长3300米，最宽21.8米，最窄0.71米，且多数矿体没有封闭边底（仅控制地表或浅部）；具有较大的找矿前景。2002年国土资源部储量评审中心审查批准安坝矿段305号脉资源量91吨。目前已控制86条矿脉，但只计算四个矿段中22条矿脉的储量，总储量为222吨，平均品位5.53g/t，矿体平均厚度4.54米。其中安坝矿段的305、311、314和360号四条主矿脉储量195吨，平均品位5.55g/t，矿体平均厚度4.93米。经过对仅有资料311矿体储量的核实，储量误差-13.4%；再取332、333、334级别储量可信度分别为0.7、0.6、0.5。综合考虑储量核实误差和储量级别可信度，推测安坝矿段四条主矿脉可靠储量98625Kg。1.1.3采矿技术指标设计开采利用的资源为安坝矿段305、314、311、360号四个主矿体。采矿方法：对矿体厚度<5m的采用浅孔留矿法，对矿体厚度＞5m的采用中深孔留矿法,对破碎地段矿体采用崩落法。矿山设计规模为4000t/d、120万t/a。设计采矿回采率86%，采矿贫化率ρ=10%。设计可采矿量1558.7万t、金属量86729kg、品位5.55g/t，其中可采氧化矿量188.4万t,可采原生矿量1370.3万t。实际采出矿量1489.4万t，采出金金属量74.47吨，采出品位Au5.0g/t。矿山服务年限15年（含基建期2年）。1.1.4选矿技术指标本次4000t/d硫化矿选矿厂设计工艺流程为：三段一闭路碎矿、两段闭路磨矿、二粗二精二扫浮选产出金精矿。入选品位5g/t，选矿回收率85%，产品方案为：Au品位40g/t的金精矿。氧化矿堆浸处理，入堆品位5g/t，选冶总回收率81.144%，产品方案为：纯度99.95%的合质金。1.1.5经济评价结果本项目总投资为14.6亿,其中固定资产总投资13.8亿元（含矿权费10亿元）；平均吨矿综合成本241.9元/t、平均克金综合成本57.2元/g(含矿权费10亿元摊销费）。取销售价格金精矿含量金金属量为115元/g、合质金含量金金属量为140元/g情况下，平均吨矿销售收入498.3元/t。项目整个生产期年平均税前利润28,858万元，年平均税后利润21,807万元。销售毛利率50.5%，总投资利润率为14.9%，净资产收益率为15.8%，投资利税率5.2%。所得税前财务净现值(I=8%)为143,844万元，内部收益率为21.6%，投资回收期为5.73年(含基建期2年)。所得税后财务净现值(I=8%)为103,545万元，内部收益率为18.9%，投资回收期为5.91年(含基建期2年)。项目投资回报率、财务净现值、内部收益率均较高，投资回收期短，是个较好的投资开发项目。销售价格金精矿含量金金属量为115元/g、合质金含量金金属量为140元/g情况下，该项目只需达到年设计能力的35.87%，企业就可实现盈亏平衡。1.2开发建设条件1.2.1交通运输矿区位某县东北30公里处，212国道横穿矿区，某县距陇南市（原武都县）146公里，距九寨沟122公里，距宝成铁路线昭化站186公里。交通较方便。1.2.2供电供水矿区西邻（距安坝矿段3公里）有马连河，河水最大流量14.1m3/s，最小2.1m3/s，水流量稳定，水质较好，水量及水质能满足矿山生产和生活用水需要。国家电网在矿区附近通过，电力供应可以满足矿山生产和生活用电需要。1.2.3矿区水某地质、工程地质条件由于矿体受断裂控制，岩层破碎，坑道内岩石稳固性差，尤其是地下水作用于矿体顶板千枚岩时坑道内易发生滑坡、崩塌等现象，工程地质条件较差。矿区地下水资源贫乏，属水某地质条件简单的矿床。1.2.4矿床开采技术条件矿区地形切割强烈，相对高差较大，海拔标高1200--3113米，相对高差300—1913米，适宜于平硐开采。1.3结论及建议1.3.1结论项目投资回报率、财务净现值、内部收益率均较高，投资回收期短，抗风险能力较强，并且具有较大的资源前景，是个较好的投资开发项目。1.3.2建议建议董事会研究决策批准该项目。建议组成由公司级领导任组长的专门组织，以便全力竞争该矿。第2章地质资源2.1矿区位置、地形和交通条件矿区属某县堡子坝组乡和桥头乡管辖。地理坐标为：东经：104°37′00-104″°49′00，″北纬：33°01′00-33″°08′30；″区内交通方便，212国道由工作区通过，安坝至某县县城30km。工作区系秦岭山地，地形切割强烈，海拔标高1200-3113m，相对高差300-1913m，本区属大陆温带季风气候，年平均气温15.2C°，年平均降水量425.8mm，当年10月至次年3月为降雪期。当地经济以农为主，工业不发达，电力不足，劳动力充足。2.2以往地质工作评述自九十年代以来，武警黄金部队在本矿区开展了较多的地质工作，主要有：1、1997--2000年，在某一带开展岩金地质调查，发现42条矿脉，提交333+334资源量81507Kg。2、2001—2002年重点对安坝矿段进行了普查，2002年7月提交了《某县某金矿带安坝矿段305号脉群金矿普查报告》，并于2002年8月19—20日通过国土资源部储量评审中心的评审。批准储量91吨。3、2003--2004年重点对安坝矿段等进行普查，发现75条矿脉，估算储量145吨。4、2004-2006年重点对安坝矿段等进行普查，发现86条矿脉，据了解目前估算储量222吨。2.3矿体特征2.3.1某金矿带地质概况某金矿从西向东延长60多公里，宽10多公里，有17处化探异常区。目前仅对6处进行了地质调查，主要是泥山矿段、葛条湾矿段、安坝矿段、高楼山矿段、某矿段和张家山矿段，并且重点只对其中的安坝矿段进行了普查。至目前为止，在泥山----张家山近30km的范围内，共发现了86条金矿化脉，仅对四个矿段的22条矿体估算了储量，累计估算(332+333+334)资源量222588kg。安坝矿段为金的主要集中区，目前估算(332+333+334)资源量198925kg，其中332资源量4267kg、333资源量160228kg、334资源量34430kg。各矿段估算资源量情况详见表2-2。2.3.2安坝矿段矿体特征（因矿段、矿体较多，资料缺乏，重点对安坝矿段的四条主矿体进行描述）安坝矿段目前共发现29条矿脉，累计提交332+333+334资源储量199吨。其中：安坝矿段的305、311、314和360号四条主矿脉储量195吨，平均品位5.55g/t，矿体平均厚度4.93米。2005年在305号脉群与311号脉群之间新发现10条矿脉，其中以360、306号脉为代表的多条矿脉均能估算资源量，且规模较大，连续性较好，具有较好的找矿前景。2.3.2.1305号矿脉控制长2300m，总体走向NE～SW向，产状150°～170°∠52°～70°，共圈定一个矿体。矿体呈似层状，走向长2100m，矿化较连续，厚度较稳定，具有膨缩现象。矿体最高标高为2192m，最低标高1477m，控制最大斜深440m，一般200～300m。最大厚度在ZK073中为18.33m，单工程厚度0.71～11.98m，矿体平均厚度4.83m，厚度变化系数为92%。单样最高金品位47.7g/t，单工程平均品位一般1.24～8.41g/t，矿体平均品位6.07g/t，品位变化系数为61%。矿体东端标高一般在2000～2100m，向西逐步降低，西端最低标高1477m，矿体有由东向西侧伏的趋势。共估算333资源量51308kg，矿体平均厚度4.83m，矿体平均品位6.07g/t。2.3.2.2311号矿脉位于安坝矿段305号脉群的北面，共发现了11条矿脉，其中311号脉通过槽、坑、钻探工程控制长度已达3300m，产状:150-175∠º50-60º；矿石类型为蚀变千枚岩、蚀变灰岩、蚀变斜长花岗斑岩。矿石矿物主要有黄铁矿、毒砂，脉石矿物有石英、长石、云母、绿泥石等；围岩蚀变有硅化、绢云母化、绿泥石化、高岭土化。较305号脉金品位降低、厚度变薄，毒砂减少、硅化增强，炭质千枚岩夹石英细脉（宽5-20cm），矿石类型中有蚀变灰岩（ZK018），金矿化不均匀，局部可见明金。矿体走向上呈似层状、倾向上呈楔形状，矿体最高标高为1872m，最低标高1459m，控制最大斜深421m，一般200-300m。估算333资源量63351kg，矿体平均厚度2.95m，单工程平均品位一般为3.63～5.98g/t，矿体平均品位5.33g/t。2.3.2.3314号矿脉共圈定一个工业矿体，控制长2200m，产状150°～175°∠47°～65°，矿体呈似层状，走向长2100m，矿体最高标高为2287m，最低标高1578m，控制最大斜深330m，一般150m；矿体具膨缩现象，在CM331坑道中厚度最大为21.80m，单工程厚度0.81～14.75m，矿体平均厚度6.57m，厚度变化系数98%；单样金品位最高20.2g/t，单工程平均品位1.52～8.72g/t，矿体平均品位5.41g/t，品位变化系数41%，矿体向深部有品位下降、厚度逐渐变薄的趋势；同305号矿体相似，矿体也有由东向西侧伏的趋势。估算332资源量4267kg，平均厚度为9.24m，平均品位为5.89g/t；估算333资源量31799kg，平均厚度5.51m，平均品位5.36g/t；314号脉估算333+334资源量36066kg,平均厚度6.57m，平均品位5.41g/t。2.3.2.4360号矿脉（为2005新发现矿脉）位于311号脉上盘，平距400m，目前由七个钻孔控制长1600m，最大控制斜深380m，估算333资源量10153kg，334资源量33864kg。333+334资源量44017kg，矿体平均厚度7.06m，平均品位5.44g/t。...............图2-1某金矿带综合地质图（比例尺1：5万）图2-2某金矿安坝矿段第7勘探线地质剖面图（比例尺1：1000）注：此剖面上的305号矿体：真厚度20.70米，平均品位11.47g/t。2.4矿石类型和质量矿石类型主要为黄铁矿化蚀变脉岩型和破碎蚀变千枚岩型二种，矿石中金属矿物主要有黄铁矿、毒砂、黄铜矿、辉锑矿等，脉石矿物主要有石英、长石高岭土等。主要载金矿物为黄铁矿和毒砂。矿石中有益组分主要为金，其它均不具有综合利用价值；矿石中的有害组分为砷，矿石中砷含量0.49—1.25%，平均0.79%。本区金以微细粒金为主，金的赋存状态主要以包体形式赋存于毒砂、褐铁矿等矿物中，其次以粒间晶形式赋存于粘土矿物中，再其次以裂隙金形式赋存于黄铁矿、褐铁矿的微裂隙中。本区金矿石属于难选冶矿石。2.5矿石加工技术性能见选矿部分。2.6水某地质2.6.1地表水矿区西部（距安坝矿段3公里）有马连河，河水最大流量14.1m3/s，最小2.1m3/s，水流量稳定，水质较好，水量及水质能满足矿山生产生活用水需要。马连河的支流金昌沟以溪流状态穿过矿区，流量较小，丰水期流量为2000m3/d左右，枯水期一般为500--600m3/d。2.6.2地下水矿区含水层富水性弱，地下水以大气降水的垂直渗入补给为主，由于区内的乱采滥挖，植被严重破坏，水土流失，地形坡度利于降水的迅速汇集与排泄。降水对矿床充水影响不大，矿体顶底虽裂隙发育，但在天然状态下补给条件差，富水性弱。该矿床属水某地质条件简单的矿床。2.7工程地质2.7.1地表工程地质矿区地形地貌复杂，气候变化大，风化剥蚀强烈，地形切割深度大，重力侵蚀活跃，属滑坡、崩塌、泥石流等外力地质灾害多发区，矿山开采时应加强工程地质动态的监测与研究，使灾害减少到最小程度。2.7.2巷道工程地质矿体受断裂控制，成矿以渗透交代作用为主，矿与非矿之间不存在明显的界面，成矿前及成矿期间的各组容矿空间被成矿物质充填，但由于新构造运动频繁，岩层破碎，坑道内岩石稳固性差，需要支护。当有地下水作用时，矿体顶板千枚岩泥化作用明显，巷道内易发生滑坡、崩塌等现象，矿山开采时应提出防治措施，严防不良工程地质问题发生。2.8储量核算结果资源量核实估算的依据为《岩金地质勘查规范》、《固体矿产资源/储量分类》。2.8.1工业指标本次核实估算资源量采用矿区原工业指标。边界品位1g/t块段最低工业品位3g/t矿床平均品位5g/t矿床最低可采厚度0.8m夹石剔除厚度2.0m2.8.2资源量核实误差目前收集到的某矿区较全的地质资料为该区2004年度地质设计，设计中仅有311号矿脉储量计算投影图。为了解该区提交的资源/储量的可靠程度,我们对311号脉估算的资源量进行了核实。原设计311矿体估算333资源量的范围为40-26号勘探线及9-21号勘探线，估算资源量为15824kg。本次重新划分块段，重新计算的储量是13703kg,与原设计估算资源量相比减少2121kg，降低13.4%。主要原因是原设计矿体块段划分不合理造成的。2.8.3关于特高品位处理情况该区305号脉2001年估算资源量时，特高品位未进行处理，但在2002年提交地质普查报告时，对特高品位已处理，并通过了国土资源部储量评审中心的验收。2002年国土资源部对安坝矿段提交的报告进行了审查，共验收资源量90991kg,其中305号脉提交333资源量51038kg，314号脉提交332资源量4267kg，333资源量...............36066kg。矿区未提交报告的工程样品特高品位是否处理，因无相关资料，不能确定。2.8.4资源量分布情况目前，矿区估算资源量的矿脉共22条，分布于葛条湾、安坝、高楼山、某四个矿段，估算结果共计222588kg，平均品位5.53g/t。其中安坝矿段共估算资源量198925kg,平均品位5.49g/t，占整个矿区的89%（见表2-2）。而安坝矿段的主要矿脉为305、314、311、360号四条矿脉共估算资源量194742kg,平均品位5.55g/t,占全矿区资源量的87%（见表2-3）。其中305号脉估算333资源量51308kg；314号脉估算332资源量4267kg，333资源量31799kg，332+333资源量36066kg；311号脉估算333资源量63351kg；360号脉估算333资源量10153kg，334资源量33864kg，333+334资源量44017kg。表2-2某金矿带资源/储量总表矿石量平均品位平均厚度资源量矿段 矿脉号 矿体号 储量级别 (t) (g/t) (m) (kg) 333 833658 5.1 3.01 4254402-1 334 194909 3.85 3.01 751403-1 334 522719 5.44 5.56 2844葛条湾333 833658 5.1 3.01 4254合计 334 717628 5.01 5.03 3595 333+3341551286 5.06 3.94 7849305 305-1 333 8453500 6.07 4.83 51308332 724921 5.89 9.24 4267 314 314-1 333 5938028 5.36 5.51 31799 332+3336662949 5.41 6.57 36066 307 307 333 99902 3.44 1.22 344 313 313 333 854785 3.52 3.08 3011 319 319 333 30081 3.36 1.7 101322-2 333 18636 4.25 1.46 79323-2 333 20552 4.00 3.27 82安坝 311 311-1 333 11885741 5.33 2.95 63351 306 306-1 334 121840 4.65 2.06 566 333 1866360 5.44 7.06 10153 360 360-1 334 6225000 5.44 7.06 33864 333+3348091360 5.44 7.06 44017724921 5.89 9.24 426729167585 5.49 3.87160228合计6346840 5.43 6.98 34430 332+333+334 362393465.49 4.52198925高楼山 207 207-1 334 213033 4.06 3.56 865某2-1 333 610546 10.21 2.34 62353-1 334 112776 5.77 2.14 651 6 6-1 334 93906 5.64 1.94 5308882228299732.419941010-1334491026.612.433241111-1334419816.121.172571212-1334613137.261.544451313-133411702174.4710.645231合计33361054610.212.34623533416325905.347.218714333+33422431366.665.1814949总计3327249215.899.244267333306117895.583.7917071733489100915.346.7947604332+333+334402468015.534.54222588表2-3某金矿安坝矿段30吨以上主矿体资源/储量表平均品矿 储量级矿石量 平均厚 资源矿脉号矿体号 位段 别 (t) 度(m) 量(kg)(g/t) 305 305-1 333 8453500 6.07 4.83 51308 332 724921 5.89 9.24 4267 314 314-1 333 5938028 5.36 5.51 31799 332+3336662949 5.41 6.57 36066311311-1333118857415.332.9563351安坝33318663605.447.0610153 360 360-1 334 6225000 5.44 7.06 33864333+33480913605.447.06440173327249215.899.24426728143629 5.56 4.35156611合计6225000 5.44 7.06 33864 332+333+334 35093550 5.55 4.931947422.8.5可靠资源/储量的估算2.8.5.1矿区可靠资源/储量该矿区目前共探获资源量222588kg，其中332资源量4267kg，333资源量170717kg，334资源量47604kg。依据本次资源量核实情况及《矿业权评估指南》有关规定，332资源量的可信度为0.7,333资源量的可信度为0.6,334资源量的可信度为0.5。该区可靠资源/储量：=4267×86.6%×0.7+170717×86.6%×0.6+47604×86.6%×0.5=111904kg（系数86.6%为该矿资源量核实准确系数）。2.8.5.2主要矿脉可靠资源/储量305号脉可靠资源/储量：51308×86.6%×0.6=26660kg314号脉可靠资源/储量：4267×86.6%×0.7+31799×86.6%×0.6=19110kg311号脉可靠资源/储量：63351×86.6%×0.6=32917kg360号脉可靠资源/储量；10153×86.6%×0.6+33864×86.6%×0.5=19939kg主要矿脉可靠资源/储量合计：98625kg，见表2-4。表2-4安坝矿段30吨以上主矿体可靠资源/储量表资矿矿平均扣除储量核实可靠储量源脉体品位核实误差资源量可信度资源量级别量号 号 （g/t）（13.4%）（Kg） (kg)(kg)305305-1 333 51308 6.07 13.4% 44433 0.6 26660 332 4267 5.89 13.4% 3695 0.7 2587314314-1 333 31799 5.36 13.4% 27538 0.6 16523 332+33336066 5.41 13.4% 31233 0.719110311311-1 333 63351 5.33 13.4% 54862 0.60.6 32917 333 10153 5.44 13.4% 8792 0.6 5275360360-1 334 33864 5.44 13.4% 29326 0.5 14663 333+33444017 5.44 13.4% 381180.60.51993833242675.8913.4%36950.72587合3331566115.5713.4%1356250.681375计334338645.4413.4%293260.514663332+333+334 194742 5.55 13.4% 168647 0.70.698625注：1、该区为断层破碎带控制矿体，且部分出露地表，应该有氧化矿石存在，因原资料中0.5没有氧化矿数据，故预计可靠氧化矿石量为200万吨左右。2、311矿体储量核实误差为-13.4%，其余矿体因无资料核实，故误差暂按-13.4%计算。2.9矿床远景评价2.9.1成矿环境有利矿区位于我国著名的川陕甘“金三角”成矿区内，成矿条件十分优越，仅在某县弧形顶和东翼已探获金资源量超过200吨。2.9.2化探异常较多沿某县弧形构造带上分布有若干1：20万化探异常，北东向有Au163丙、Au159丙、Au158丙、Au155丙，北西向有Au137乙、Au140乙、Au107甲等异常。目前安昌河～观音坝断裂带共发现17个1：5万化探金异常，现在只有6个异常开展预查或普查工作，异常与矿体吻合程度较高。如在金-3号异常发现了汤卜沟6号矿体，金-2号异常发现了泥山4号矿体，金-9号异常在葛条湾矿段，金-10、12号异常在安坝矿段，金-13号异常在某矿段。...............2.9.3遥感影像特征在TM卫片图像上发现观音坝、葛条湾一带存在环型构造，且线性构造也发育，线环相交，根据目前研究程度分析，这些环型构造极有可能为隐伏岩体所致；而且沿安昌河～观音坝断裂带蚀变强烈、连续，呈带状展布。2.9.4发现4个低阻高极化异常带该区岩石与矿石有着明显的电性差异，从2002年在本区开展的45.52km2物探激电中梯测量发现低阻、高极化带4个，即高家山、冯家愣干、观音坝、张家山异常带，推断由金属矿化体引起。2.9.5六个矿段具有较大找矿潜力目前某金矿带西起汤卜沟，东至桥头固镇，长30公里，宽3公里左右，自西向东分为泥山、葛条湾、安坝、高楼山、某、张家山六个矿段，共发现86条矿脉。目前已在其中22条矿脉中圈定了工业矿体，估算资源量达222吨，而且绝大多数勘查矿体未封边见底。如：311号脉与403号矿脉属同一含矿构造，长度可达5300m（目前仅勘查2000余m），而且两端和深部矿（化）体边界均未封闭。305号脉主要矿体两端也未封闭，东端有金-12号化探异常，异常面积较大，其长轴方向与该矿脉群的走向一致；西端有望与401、402相连，矿脉群可增长2000余米，而且矿体控制最大斜深为440m，说明已知主矿体的深部、两端均有较大的找矿前景；13号脉群处于隐伏花岗斑岩体边部，成矿条件十分优越，是某矿带内目前地表控制矿化带和矿体最宽一条矿脉，矿化带宽度达100余米，三条平行展布矿体宽度都在10m以上，平均品位3-7克/吨，目前虽然控制长度仅为400m，但向东向西均有较大延伸趋势。2005年，部队重点对安坝矿段311号脉的走向延伸和311与305号脉之间的空白区进行了控制，在地表基本见不到露头的情况下，控制到了和两主脉群平行NEE走向、南倾的6条矿脉（360、306、330、326、324、336）。证明地电化学的结论与原来的推测一致，305与311号脉之间存在着隐伏矿体和平行脉，而且311号脉两端延伸很大，其北侧还有很大的找矿空间。据物探研究成果显示，311号脉群以北还有7条隐伏破碎蚀变带。2.9.6深部具有较大的找矿潜力目前控制的86条矿体均是上部矿体，控制的四条主矿体最大深度仅达到300--400米，与矿体控制最大长度3300米相比，按延深为延长的一半计算，延深应在1500米以上，所以，预测深部找矿潜力巨大。2.9.7低品位储量具有一定的利用空间该矿床为构造破碎带控制矿体，矿体与围岩没有明显的界限。本次储量计算采用的工业指标是：边界品位1g/t，最低工业品位3g/t，矿床平均工业品位5g/t。根据当前市场黄金价格和矿床规模，若该区矿体边界品位降低到0.5g/t，矿床规模将进一步扩大。2.10矿床勘查计划概述2.10.1安坝矿段的勘探计划重点对安坝矿段进行地质勘探，为提前开采该矿段提供详实的地质资料。2.10.2预查矿段的普查计划对泥山矿段、葛条湾矿段、高楼山矿段、某矿段和张家山矿段五个预查矿段进行普查工作，为选择重点勘探区提供地质资料。2.10.3异常区段的预查计划对本成矿带上未进行工作的另外11个金异常区进行预查工作，了解异常区的地质概况，为更进一步的工作提供资料。（注：武警黄金部队现正在继续勘查，并且已经作了三年勘查规划）第3章采矿3.1开采范围、开采方式、开采顺序及首采矿段3.1.1地质储量表3-1安坝矿段30吨以上主矿体可靠资源/储量计算总表资矿矿平均扣除储量核实可可靠资矿储量源脉体品位核实误差资源量信源量量级别量号号 （g/t）（13.4%）（Kg）度 (kg)(万t)(kg)305305-1 333 51308 6.07 13.4% 444330.626660439.2 332 4267 5.89 13.4% 3695 0.72587 43.9314314-1 333 31799 5.36 13.4% 275380.616523308.3332+33336066 5.43 31233 19110352.2311311-1 333 63351 5.33 13.4% 548620.632917617.6360360-1 333 10153 5.44 13.4% 8792 0.65275 97.0334 33864 5.44 13.4% 293260.514663269.5 333+33444017 5.44 38118 19938366.5 332 4267 5.89 3695 2587 43.9合 333 1566115.57 135625 81371462.0计 334 33864 5.44 29326 514663 269.5 332+333+3341947425.55 168646 986251775.53.1.2开采范围及设计利用储量由于表3-1可以看出，某金矿区安坝矿段30吨以上主矿体有305#、314#、311#、360#等四个主矿体，储量级别为332+333+334，总矿量为1775.5万t、金属量为98625kg、品位为5.55g/t。其中氧化矿量为198.3万t，原生矿量为1577.2万t。其中332级别的储量中矿量为43.9万t、金属量为2587kg、品位为5.89g/t,占总资源量的2.62%；333级别的储量中矿量为1462万t、金属量为81375kg、品位为5.57g/t，占总资源量的82.5%；334级别的储量中矿量为269.5万t、金属量为14663kg、品位为5.44g/t，占总资源量的14.87%。设计主要开采利用的资源为安坝矿段30吨以上主矿体，其分别为305#、314#、311#、360#矿体,赋存标高为+1459～+2287m以上的332+333+334的矿量,详见表3-2,其余矿体待勘探后根据实际情况再考虑如何开发利用。表3-2安坝矿段30吨以上主矿体设计可采利用储量矿 矿 平均 平均 保有 可采利可采利用 储量 矿量脉 体 品位 厚度 资源量 用矿量 资源量 级别 (万t)号 号 (g/t) (m) (kg) (万t) (kg)305305-1 333 439.2 6.07 4.83 26660 417.2 25327 332 43.9 5.89 9.24 2587 41.7 2458314314-1 333 308.3 5.36 5.51 16523 292.9 15697 332+333352.2 5.43 6.57 19110 334.61333617.65.332.9532917586.73127133397.05.447.065275921 334 269.5 5.44 7.06 14663 128.0 6965 333+334366.5 5.44 7.06 19938 220.2 1197643.9 5.89 9.242587.0 41.7 24581462.0 5.57 4.35 81375 1388.9 77306合计269.5 5.44 7.06 14663 128.0 6965 332+333+334 1775.5 5.55 4.93 98625 1558.7 867293.1.3开采方式开采方式：该矿床为倾斜～急倾斜矿体,根据矿体赋存特点和矿区地形切割大等特点,初期开采+2287～+1750标高的矿体,设计采用平硐开采方式,后期开采+1750～+1459m标高的矿体,设计采用暗竖井开拓或暗斜井开拓,...............具体采用何种开拓方式待生产后再根据实际情况确定。3.1.4开采顺序该矿山主要开采矿体为305-1#、314-1#、311-1#、360-1#矿体，赋存标高+2287～+1459m以上矿体。开采顺序：设计将矿体沿倾斜按垂高50m划分为中段，沿走向划分为矿块,采用自上而下的开采方式。3.1.5首采地段首采为标高+2150m以上的305-1#、314-1#、311-1#、360-1#矿体。由于缺乏资料，首采地段各种采矿方法和采场布置不能作准确设计，经初步估算基建期开拓+2250、+2200两个中段，其出矿能力预计能满足4000t/d需要。3.2建设规模及产品方案3.2.1矿山工作制度根据矿山气候条件，采用300天/年，三班/日，八小时/班工作制度。3.2.2矿山建设规模按储量Q与建设规模A与服务年限T呈最佳匹配，并保证开采效益，则建设规模为4000t/d，120万t/a，则A=QK/T(1-ρ)，T=QK/A(1-ρ)=12.4年，是合理的。矿山建设规模确定为4000t/d、120万t/a。3.2.3回采率、贫化率采矿回采率K=86%；采矿贫化率ρ=10%。入选品位Au=5.55*0.90=5.0g/t。3.2.4矿山服务年限设计可采储量中储量级别为332+333+334的矿量为1558.7万t、金属量为86729kg、品位为5.55g/t，其中可采氧化矿量为188.4万t，可采原生矿量为1370.3万t；根据采矿贫化率、损失率，求得采矿出矿量为1489.4万t，其中氧化矿量为180万t，原生矿量为1309.4万t，出矿品位为5.00g/t,实际可采12.4年。矿山年产量120万t/a计算，基建期2年，第3年为增产期2000t/d、60万t/a，第4～14年为正常生产期4000t/d、120万t/a，第15年为闭坑期109.4万t/a；第3～4年开采为氧化矿；第5～15年开采原生矿；矿山总服务年限为15年（含基建期2年）。3.2.5产品方案该企业为采选企业。矿山采矿场生产原矿，入选品位为5.00g/t,块度<600㎜。3.3矿山开拓运输系统3.3.1中段高度及中段划分根据矿体赋存特点，矿体为倾斜～急倾斜矿体，倾角为47°～70°，取中段垂高为50m，划分为+2250、+2200、+2150、+2100、+2050、+2000、+1950、+1900、+1850、+1800、+1750、+1700、+1650、+1600、+1550、+1500、+1450等17个中段。3.3.2工业场地选取安坝矿段产状为150°～170°∠47°～70°，即向南倾伏，北面为矿体下盘，由于资料缺乏，无法圈出地表陷落圈和岩移圈，但安坝矿段第7勘探线和第11勘探线之间正北方位的山沟处离矿体有700多米，在允许的岩移圈外，故工业场地初步设置在该处标高为+1680m的位置。3.3.3矿山开拓运输系统初期开采+2287～+1700m的矿体，后期开采+1700～+1450m的矿体。其中+2250、+2200、+2150、+2100、+2050、+2000、+1950、+1900、+1850、+1800、+1750、+1700等12个中段采用平硐开采；+1650、+1600、+1550、+1500、+1450等5个中段采用竖井或斜井开采。初步考虑采用平硐+汽车运输的开拓运输方式、+1700m主平硐+溜井电机车运输开拓运输方式等两种开拓运输方式。由于+2250m平硐至工业场地+1680m处，高差为570m，在地表修路需7125m，若矿石全部由各平硐口经地表道路运至选矿厂，则运距太长，成本高，故本方案采用+1700m主平硐+溜井电机车运输开拓运输方式。各中段废石直接运至硐口附近排弃，按规范要求在排土场下方需建拦渣坝。各中段采场采用无轨铲运机、井下汽车等自行设备将矿石运至溜井，经溜井溜至+1700m电机车主平硐，再经电机车运至选矿厂。3.3.4矿井通风，排水与供水通风：采用中央对角式通风方式，平硐口进风，两翼风井出风，风井口各设一扇风机。局部通风还是采用移动局扇通风。供水：采取临时措施用坑内水在地面筑储水池，用水泵将储水池内水抽至地表高水池，再用水管引出自流到工作面。排水：由于采用平硐开采方式，排水方式为自流排水。3.4采矿方法3.4.1开采技术条件概述3.4.1.1地表工程地质矿区地形地貌复杂，气候变化大，风化剥蚀强烈，地形切割深度大，重力侵蚀活跃，属滑坡、崩塌、泥石流等外力地质灾害多发区，矿山开采时应加强工程地质动态的监测与研究，使灾害减少到最小程度。3.4.1.2巷道工程地质矿体受断裂控制，成矿以渗透交代作用为主，矿与非矿之间不存在明显的界面，成矿前及成矿期间的各组容矿空间被成矿物质充填，但由于新构造运动频繁，岩层破碎，坑道内岩石稳固性差，需要支护。当有地下水作用时，矿体顶板千枚岩泥化作用明显，巷道内易发生滑坡、崩塌等现象，矿山开采时应提出防治措施，严防不良工程地质问题发生。3.4.2采矿方法选择及回采工艺3.4.2.1采矿方法选择根据矿体赋存特点及开采技术条件,结合国内类似矿山采矿方法实践和该矿技术装备等实际情况，矿体厚度<5m的采用浅孔留矿法，矿体厚度＞5m的采用中深孔留矿法,破碎地段采用崩落法。3.4.2.2矿块布置及构成要素采场沿矿体走向布置；构成要素：长：50m；高：垂高50m、斜长57m；...............顶、底柱：4m；间柱：不连续4×4m、间距9m；矿房矿柱：3×3m、间距13×13m；漏斗：间距7－8m。3.4.2.3运输方式可采用轨道电机车运输。3.4.2.4支护破碎地段等需支护地段还需加强支护，可根据需要采用砼支护或锚喷支护。3.5基建投资地表公路及工业场地、总图运输、供水供电、通信等投资预留3030万元；厂区道路长7125m，投资估算为114.6万元；采矿基建工程量，见表3-3：表3-3基建开拓工程量掘进断工程量 单价项目 长(m) 造价万元备注 面(㎡)(m3) (元/m3)2250平巷 2100 1429400 190 558.6 2250平硐8001411200190212.8含支护费用2200平巷21001429400190558.6含支护费用2200平硐9001412600190239.4含支护费用1700主平硐24001433600190638.4含支护费用1700主平巷24001433600190638.4含支护费用总回风平巷21001021000190399.0含支护费用4个溜井220048800120105.6风井2个200480014011.2采准切割7920792001601152.0其它各类硐室10000320320.0含支护费用合计210202302003955.4基建采准与切割量：按已选择的采矿方法，用扩大指标计算，取采切比60m/万t、600m3/万t，120万t/a规模的采切工程量7200m、72000m3。井巷工程基建总投资估算为3955.4万元。采矿设备采矿所需设备3部主扇机、8台电动铲车、3台电机车、局扇、矿车、凿岩机、井下汽车等投资预留3000万元,其中主要关键设备用进口设备。总投资估算为10,100万元。3.6生产成本表3-4采矿成本项目项目费用(元/t)备注直接成本30含通风排水等费用维简费用8其它费用5合计433.7存在问题本项目由于地质勘探程度低，且缺乏勘探线剖面图、中段平面图等资料，无法准确圈出地表陷落圈、地表岩移圈；故本设计仅能根据矿体赋存情况，对地表陷落圈、地表岩移圈作大体估算；工业场地布置还有待于进一步研究和选择。本项目由于勘探程度低，且资料缺乏，无法由本项目直接得出各种数据，本设计各项参数选取都是参考国内同类矿山。本项目各种工程地质情况不明，具体开发时必须查明，加大勘探力度,并注意各种地质灾害的防治。本项目由于地质勘探程度低，且缺乏勘探线剖面图、中段平面图等资料,无法准确确定浅孔留矿法、中深孔留矿法、崩落法的数量,无法准确计算需开拓多少中段可满足生产要求。第4章选冶4.1硫化矿的处理4.1.1矿石性质矿石类型：主要为黄铁矿化蚀变脉岩型和破碎蚀变千枚岩型两种。矿石化学成分：根据多元素分析结果，矿石中除Au外，其它元素均无综合回收利用价值。As[（0.49—1.25）%，平均0.79%]、Sb[（0.25—22）*10-6]可能会对金的提取产生不良影响。矿石中有机炭含量[（0.10—2.22）*10-6]较低。矿物组成：矿石中金属矿物主要为黄铁矿、毒砂、黄铜矿、辉锑矿等，脉石矿物主要为石英、长石、高岭土等。金矿物有自然金和银金矿两种，嵌布粒度细微，镜下见到的最大颗粒仅5-6μm，大部分金矿物的粒度2-3μm或更小，重砂和薄片中见不到金矿物颗粒；主要载金矿物为毒砂、黄铁矿、辉锑矿和粘土矿物；金的赋存状态主要有三种—○1以包裹体形式赋存于毒砂、褐铁矿、臭葱石和粘土矿物中，占镜下统计数的85%、○2以裂隙金形式赋存于黄铁矿和褐铁矿的微裂隙中、○3以粒间金形式赋存于粘土矿物中。判断矿石属于难选冶型金矿石。矿石结构构造：具有自形晶结构、它形晶结构、环带结构、包含结构、穿插结构、交代结构等；具有脉状构造、浸染状构造、块状构造、环带构造等。4.1.2选冶试验研究情况4.1.2.1中国地质科学院成都矿产综合利用研究所选冶试验研究结果2000年—2001年，中国地质科学院成都矿产综合利用研究所对某金矿石进行了为期4个月的选冶试验研究，并于2001年3月提交了《某金矿带安坝矿段金矿石选冶试验研究》报告。试验矿样采自矿区安坝矿段CM01、CM03、CM04三个穿脉坑道内的7个采样点，配矿后的品位Au5.94g/t、As0.92%、Sb0.13%。共进行了直接氰化浸出、浮选、焙烧—氰化浸出、水化学氧化—氰化浸出、一步加压法非氰化学浸出等多种预处理方案和工艺路线的研究。结论是：直接氰化浸出：矿石组合样（辉锑碎裂岩+碎裂岩+斜长花岗斑岩）磨至-0.074mm99%时直接氰化浸出，金浸出率为0；碎裂岩金浸出率为19.15%；斜长花岗斑岩金浸出率为8.59%，表明矿石中As、Sb对金的直接氰化浸出影响大，该矿石属极难浸出金矿石。碱性水化学氧化—氰化浸出：矿石磨至细度-0.043mm90%、氧化剂NaOH浓度1.5mol/L、预处理时间12—48h。在常温、加热两种条件下分别进行了浸出试验。结论：加热有利于加快氧化反应速度，使金的浸出率得到提高。但该工艺总体上金浸出率不理想，预处理24h金浸出率最高仅74.24%加热水化学氧化—非氰化浸出：矿石磨至细度-0.043mm90%、氧化剂NaOH浓度1.5mol/L、矿浆温度600C的条件下进行加热水化学氧化—氰化浸出，以硫代硫酸盐体系做非氰浸金试剂，并在该体系中加入一种催化剂强化浸金能力。当浸出时间24h时，金的浸出率91.41%，浸渣品位0.80g/t。浸金液用铜粉置换，置换率97.66%。一步加压法非氰浸出新工艺：在（100—120）0C的较低温度和（3—4）kg/cm2[（0.3—0.4）MPa]的低压下，加酸调节矿浆PH值，加入组合试剂C-3（HNO1.0mol/L+CaCl400kg/t+Cat1#3kg/t+Cat2#2kg/t）进行浸出。当浸出时间 3 26h时，金的浸出率93.14%，浸渣品位0.51g/t。焙烧—氰化浸出：矿石破碎至-2mm，一、二、三段焙烧温度范围（400—700）0C；焙砂磨至-0.074mm94.9%进行氰化浸出。试验结果见表选-1。表选-1某金矿硫化矿焙烧—氰化浸出试验指标焙烧工艺原矿品位 焙烧 氰化浸出 温度 时间NaOH NaCN 时间渣品位浸出率（g/t） （0C）（h）（kg/t）（kg/t）（h）（g/t）（%）一段焙烧 5.94 700 3.0 4.0 2.0 24 2.4159.43两段焙烧 5.94 一段5002.5 3.2 2.0 24 2.2162.79二段7002.5三段焙烧5.94一段4002.02.02.0242.1064.65二段6001.5三段7501.5试验结果表明，焙烧能使原矿中部分载金矿物氧化分解，金浸出率随温度的升高和焙烧段数的增加而有所提高，但最高不超过65%。结论：焙烧预处理原矿达不到有效浸出金的目的。根据矿物组成及对金赋存状态的分析，原矿中载金矿物种类多，各载金矿物对焙烧氧化分解的温度要求不同。虽然采取了不同温度下多段焙烧的技术措施，但在达到高温的过程中，会造成在较低温度下已氧化分解的的产物在后来的高温环境时产生烧结而重新将金矿物包裹起来。因此试验结果不理想，金浸出率始终在（60—64）%之间波动。浮选：矿石磨至-0.074mm75.40%，药剂条件NaCO2.5kg/t、丁基黄 2 3药0.13kg/t、丁铵黑药0.10kg/t、2#油0.03kg/t，开路流程时一次粗选所获得的浮选试验指标见表选-2。表选-2某金矿硫化矿开路浮选试验指标产产品名称产率（%）金品位（g/t）金回收率（%）金精矿18.8126.7490.96尾矿81.190.629.04原矿100.005.53100.00注：金精矿含As2%。未对浮选金精矿进行焙烧—氰化浸出试验研究。推荐工艺：成都矿产综合利用研究所在报告结论中倾向于推荐加热水化学氧化—非氰化浸出和一步加压法非氰浸出两种工艺，建议开发某金矿的业主就此进行更深入的试验研究。4.1.2.2长安大学李绍卿等人的试验研究结果李教授等人主要对某金矿石[Au品位9—16g/t，含As（1—2）%]进行了运用增浸剂加快氰化浸出速度、大幅度提高氰化浸出率的有关试验研究。试验结果为：相同条件下，经过增浸剂（用量10kg/t）预处理12h后，金的浸出率可由30%左右增加到83.36%。试验研究成果反映在《黄金选矿与冶炼》专业期刊2004年第2期上的论某中，论某题目—《某金矿的氰化浸出试验研究》。4.1.2.3紫金集团矿冶研究院选冶试验研究结果2003年，紫金集团矿冶研究院选冶研究所对某金矿石进行了选冶试验研究，并于同年9月提交了《甘肃省某金矿石水化学处理试验简报》。试验矿样品位Au5.55g/t，含As0.19%。共进行了常规氰化浸出、常温碱性水化学氧化—氰化浸出、加热水化学预氧化—非氰浸出等几种预处理方案和工艺路线的研究。结论是：相同条件下，采用常温碱性水化学氧化—氰化浸出的浸出效果最好，金的浸出率98.09%，浸渣品位0.13g/t。优化后的试验条件为：NaOH浓度1.2mol/L、预处理时间72h、液固比2、氰化时间24h、氰化钠用量1.20kg/t。推荐工艺：常温碱性预氧化—氰化浸出。4.1.2.4对选冶试验研究结果的评价及浮选工艺处理硫化矿可行性分析长安大学李绍卿等人只研究了氰化浸出过程中单个因素对浸出速度的影响及提高浸出效率的方法，未进行工艺方案的比较，因此基本上无借鉴意义。紫金集团矿冶研究院也只进行了氰化浸出和非氰浸出的对比试验及条件优化，未开展浮选试验研究的原因不详。其推荐的常温碱性预氧化—氰化浸出工艺直接成本较高，处理5g/t左右的低品位矿石不经济。成都矿产综合利用研究所的选冶试验研究做得比较系统，但缺乏一定深度。原矿焙烧—氰化浸出试验结果不理想，金浸出率低于65%，达不到有效浸出金的目的。根据矿物组成及对金赋存状态的分析，原矿中载金矿物种类多，各载金矿物对焙烧氧化分解的温度要求不同。虽然采取了不同温度下多段焙烧的技术措施，但在达到高温的过程中，会造成在较低温度下已氧化分解的的产物在后来的高温...............环境时产生烧结而重新将金矿物包裹起来。原矿分段焙烧—氰化浸出可能能够解决此问题，但该工艺在生产中实施起来有一定困难，关键是前一段焙烧氰化浸出的浸渣都要经过脱水（浓缩+过滤）处理后再进入下一段焙烧炉中，总共会多出两段脱水工序，物料不断经历由干到湿的三个循环过程，投资和成本相应增加很多。另外，直接对原矿进行分段焙烧—氰化浸出，需要处理的矿石量很大。而对浮选金精矿又未进行焙烧—氰化浸出试验研究，其技术指标如何不得而知。成都矿产综合利用研究所在报告结论中倾向于推荐加热水化学氧化—非氰化浸出和一步加压法非氰浸出两种工艺，但该试验由于进行得不彻底，无法进行评价。4.1.2.5浮选工艺处理某金矿硫化矿可行性分析成都矿产综合利用研究所在已对矿石性质进行了分析研究并明确金矿物嵌布粒度细微（大部分2-3μm，最大5-6μm）、粘土中包裹了部分金矿物的情况下，仍只进行了粗磨、开路条件下简单的浮选试验，未进行细磨试验、精选试验、分散粘土和脉石矿物的试验和闭路条件试验，从而导致对浮选试验结果不能加以准确评判。分析认为可能的原因是试验之初研究人员主观上并不看好浮选处理工艺，因此才会对该工艺试验如此简略地匆匆一带而过。成都矿产综合利用研究所自评其“试验研究基本属于选冶可行性试验研究阶段，深度达不到可供开发利用的程度”，并建议继续进行深入的工艺路线和流程结构试验，以便为该金矿的开发提供可靠的技术依据。无论采用何种方法处理品位不高的金矿石，首先进行预处理以提高品位和初步富集都是必不可少的。浮选方法生产成本低、基建投资小，应优先考虑采用。至于浮选金精矿中的砷和硫，由于可以在冶炼厂焙烧过程中回收或除去，所以并不会成为开发利用的障碍（成都矿产综合利用研究所认为金精矿含As2%左右，冶炼厂不会接受，因此单一浮选工艺不适合处理某金矿安坝矿段金矿石的观点是2001年的情况下得出的，现在的情况已有所改变）。四川省松潘县和某县分别位于呈NW—SE走向的岷山以西和以东。松潘县东北寨金矿原矿品位Au5.54g/t，含As2.20%、有机炭0.59%，属于微细粒浸染型难选冶金矿石。矿石性质总体上与某县某金矿石类似。上世纪八十年代，国家黄金管理局曾打算开发该矿，委托北京矿冶研究总院、北京有色研究总院、中科院化工冶金研究所等研究单位对矿石进行了试验研究。研究结果表明，浮选金精矿品位18—20g/t时，金回收率90%；如果金精矿品位提高到25g/t，金回收率降低到75%。另外，由于金的粒度微细（电子显微镜下难以见到）、矿石含砷和有机炭等有害杂质，常规氰化金的浸出率为0。2003年8月—2004年3月，紫金集团矿冶研究院历时6个月对东北寨金矿进行了深入系统的选冶试验研究，证明了单独运用浮选方法进行处理的可行性—原矿磨至-0.074mm83.4%后，经二次粗选、二次精选、二次扫选的流程选别，产出Au品位50.70g/t的浮选金精矿，Au回收率72.00%；当Au品位降低至32.42g/t时，Au回收率89.27%。其中矿浆调整剂焦磷酸钠（SJP）对浮选指标取得突破起到了关键作用。试验流程见图选-1，试验指标见表选-3。

表选-3东北寨金矿硫化矿浮选试验指标产品名称产品名称产率（%）金品位（g/t）金回收率（%）金精矿21.3232.4289.27尾矿78.681.0610.73原矿100.007.74100.00从上述试验报告可以看出：浮选工艺处理某金矿石应该是可行的。贵州紫金公司水银洞金矿石与某金矿石和东北寨金矿石类似。三期工程扩能技改处理矿Au品位降为6g/t，为降低成本，选择的工艺也相应改变为浮选，最终产品方案为金精矿。4.1.3设计选矿厂工艺流程与产品方案4.1.3.1设计工艺流程根据前面对选冶试验研究结果的评价和分析，认为浮选方法处理某金矿是可行的。参考某金矿石选冶试验报告、东北寨金矿石选冶试验报告和贵州紫金公司三期技改工程设计资料，结合紫金集团公司对项目建设的原则要求，本着方案最简、投资较省、便于管理等原则，设计选矿厂处理矿工艺为浮选工艺。本次4000t/d选矿厂设计工艺流程为：三段一闭路碎矿（碎矿粒度-12mm）、两段闭路磨矿[细度-0.074mm（85—90）%]、二粗二扫二精浮选产出金精矿；中矿均依序返回。见图选-2。4.1.3.2产品方案按照Au品位40g/t的金精矿考虑。4.1.4选矿厂建设规模、设计技术指标及产量指标4.1.4.1选矿厂建设规模根据采矿专业提供的条件：供矿块度Dmax=600mm，供矿品位Au5.00g/t，硫化矿供矿量1309.4万t（加上氧化矿180万，全部供矿量1489.4万t）。设计选矿厂处理矿规模4000t/d（120万t/a），工作制度300d/a，实际服务年限10.9年（第1—2年为基建期；第3—4堆浸处理氧化矿；第5—14年为硫化矿达产期，第15年为矿山闭坑期）。4.1.4.2设计选矿技术指标烟台黄金设计院设计贵州紫金公司三期技改工程（规模对外号称450t/d）的浮选主要技术指标为：原矿Au品位5g/t、精矿Au品位40g/t、Au回收率85%。结合成都矿产综合利用研究所2001年对某金矿的浮选开路试验结果，考虑三方面的因素—○1开路流程改为闭路流程后因为中矿量的返回回收率指标会有所提高；○2增加精选作业提高精矿品位的同时会以损失回收率为代价，技术指标总体上比较稳妥一些，确定了本次设计的选矿技术指标，见表选-4。...............选-4设计某金矿硫化矿选矿厂技术指标产品名称 产率（%） 金品位（g/t）金回收率（%） 备注金精矿 10.625 40.00 85.00 选矿比9.412尾矿 89.375 0.84 15.00 原矿 100.00 5.00 100.00 4.1.4.3设计选矿产量指标见表选-5。表选-5设计某金矿选矿系统产量指标（氧化矿+硫化矿）注：（1）氧化矿浸出率、吸附率分别取90%、92%，选矿回收率82.80%；冶炼回收率取98%；选冶过程总回收率ε=90%*92%*98%*=81.144%。合质金纯度按照99.95%Au（2#金）计算。上表中氧化矿系统合质金产量按照两年的服务年限计算，冶炼厂实际按照规模3t/a、3年服务年限进行建设。设计某金矿选矿厂所使用的浮选药剂见表选-6。表选-6设计某金矿硫化矿选矿药剂明细（处理硫化矿1309.40万t）序号序号药剂种类药剂名称单耗（kg/t）总耗（t/a）1矿浆PH值调整剂Na2CO32.5030002矿泥分散剂液状水玻璃2.0024003混合捕收剂1丁基黄药0.131564混合捕收剂2丁铵黑药0.101205起泡剂2#油0.0336动力消耗：水单耗5.50m3/t，总耗2.2万m3/d、726万m3/a。其中：新水占40%，单耗2.20m3/t，总耗0.88万m3/d、290.40万m3/a；回水占60%，单耗3.30m3/t，总耗1.32万m3/d、435.60万m3/a。电单耗33kwh/t，总耗13.2万kwh/d、3960万kwh/a。工作制度、设备作业率及生产能力见表选-7。表选-