1、XXXX金矿技改工程建设项目可行性研究XX有色冶金设计研究院目 录第一章 总 论61.1 概述61.2 企业概况81.3 建设方案91.4 节能、环保、工业卫生与职业安全141.5 企业综合经济效益及评价161.6 存在问题及建议18第二章 地质资源192.1 设计依据资料192.2 矿区及矿床地质192.3 矿区水文地质和矿床开采技术条件212.4 矿床地质勘探工作及勘探程度评述242.5 储量252.6 基建、生产探矿及取样282.7 存在问题及建议30第三章 采矿323.1矿山现状323.2 采矿方法323.3 矿山工作制度及生产能力383.4 矿床开拓443.5 基建工程量及基建进度计2、划3.6 矿井通风与安全3.7 井下排水及坑内辅助设施3.8 存在问题及建议第四章 选矿4.1 概述4.2 原矿4.4设计工艺流程及主要技术指标704.5生产能力和工作制度774.6主要设备的选择与计算784.7厂房布置和设备配置814.8辅助设施824.9尾矿设施834.10存在问题及建议83第五章总图运输845.1区域概况845.2总平面布置及竖向布置845.3废石场865.4企业运输86第六章 给排水886.1设计资料及现状886.2 给水886.3 排水906.4 消防给水90第七章 电力及自控仪表907.1 电力907.2 电 源917.3电力传动及装备水平937.4电气照明937.3、5节能措施93第八章 土建工程948.1基本概况948.2 建筑结构型式的选择968.3 工业建筑及行政生活福利设施97第九章 热工及暖风989.1 设计基础资料及设计范围989.2 采暖与通风989.3冷却调温1009.4热力100第十章 环境保护10210.1环境保护10210.2主要污染源及治理措施10310.3环境影响分析10510.4绿化10610.5环保投资10610.6环境管理与监测107第十一章 职业安全与工业卫生10811.1设计依据及工程概述10811.2.设计中采取的安全防范措施10811.3劳动卫生11011.4预期效果11111.5安全教育11111.6安全机构1114、第十二章 节能11212.1 矿山规模及耗能量11212.2 节能措施11212.3 节能效果预测113第十三章 投 资 估 算11413.1 工程概况11413.2 投资范围及内容11413.3 编制依据11413.4 投资分析116第十四章 技术经济12514.1 概述12514.2 劳动组织及定员12714.4 总成本费用13114.5 损益计算13314.6 财务评价13414.7 综合经济评价135第一章 总 论1.1 概述1.1.1 企业地理交通位置及区域经济XX金矿位于XX维吾尔自治区伊宁县境内，属伊犁哈萨克自治州管辖。地理坐标：东经8103130，北纬4401345。矿区在伊宁5、县城北偏东30km，公路距离62km；在伊宁市东北42km，公路距离64km。伊宁市有民航和公路直通XX，航程500km，公路距离691km。伊犁地区属北温带大陆性半干旱气候，矿区年平均气温80c，最高极端气温390c，最低极端气温-270c，十月中旬至翌年三月为降雪期，最大积雪厚度100cm。矿区海拔标高12601700m，地形相对高差440m。矿区植被发育，牧草茂盛。矿区附近的大XX河和小XX河水量充沛。伊犁地区是一个多民族地区，经济以农牧业为主，林业较发达，工业发展较快。1.1.2 技改工程的必要性和紧迫性XX金矿原为露天开采，设计生产能力合计为750t/d，结合露天设计最终境界内保有储6、量，南北露天坑将要于2004年底闭坑，因此，必须进行矿区深部开采设计和建设工作，才能保证矿山持续稳产。为使该矿山转入地下开采后，企业年黄金产量能和前期露天开采保持基本一致，保持吨金矿山规模，经核算矿山坑内开采规模应为1000t/d。随着露天转坑内，及矿床开采深度的不断下降，硫化矿比例越来越大，现有的750t/d选矿工艺流程已不能适应矿石性质的变化，不能进行两种不同性质矿石的同时选别处理。目前利用一个系统处理两种性质的矿石，已出现选冶回收率逐年下降和造成大量资源浪费的现象，矿山效益明显下滑。2002年全年平均选冶回收率为73，2003年为68%，2004年1月至今选冶回收率已下降到6065。所以7、，为提高矿产资源的综合利用率，创造更好的企业效益，必须对现选矿工艺流程进行技术改造。为使选矿厂在进行技改工程时，不出现选矿厂全面停产，本设计考虑，初期先建设一座250t/d的硫化矿选矿系统，用于处理矿山转坑内开采初期，基建附产和坑内开采初期的硫化矿。在矿山上部的氧化矿开采终结前，有计划地对原处理氧化矿的选矿工艺流程进行改造。使该矿选矿处理能力与矿山开采能力配套，总能力达1000t/d。本次技改的实施，不仅可以延长矿山的服务年限，使选矿工艺流程满足多种性质的矿石的选别，提高选冶回收率，而且可以通过技改形成规模效益，提高企业的还贷能力、改善企业的财务状况。1.1.3 设计依据1XXXX金矿技改工程8、建设项目可行性研究编制协议书；2XX维吾尔自治区伊宁XX金矿床北段勘探地质报告；3XX维吾尔自治区伊宁XX金矿床南段勘探地质报告；4吉林省冶金研究院于二00四年八月提交的XXXX金矿原矿浮选浮选尾矿氰化试验报告。5吉林省冶金研究院于二00四年九月提交的XXXX金矿浮选金精矿细菌氧化残渣氰化提金试验中间报告。6现场调查的其它有关实际资料、相应专家会议评审纪要及业主对矿山建设的指导思想。1.1.4 外部建设条件1矿山目前采选实际生产能力为750t/d，矿山已具备了新增250t/d能力，达到1000t/d能力相匹配的辅助设施。2从伊宁市到矿区公路距离64km，从伊宁县到矿区公路距离62km，交通方便9、。3企业具有较好的外部协作条件。伊犁地区有机械加工厂和汽车修理厂，具备机、电及汽车的大、中修能力；伊宁市和伊宁县有中小型构件加工厂及建筑材料生产厂。4矿山家属宿舍建在伊宁市，医院、学校等生活福利设施依托伊宁市。1.1.5 设计原则根据设计协议书，本次技改设计所遵循的主要指导思想和原则如下：1充分利用原有设施及设备，全面优化工程设计方案。2在工艺设计和主要设备设计上充分利用国内的科研成果及成熟技术，同时吸收国外先进技术和经验，确保工艺先进，技术可靠。3建筑设计和总体布置应美观、实用、新颖、大方，并于原设施相协调。4各专业的工程设计，积极采用新材料、先进的技术和设备，通过加大科技投入，提高企业的经10、济效益。5设计将认真贯彻国家和地方有关政策、法规，少占农田及牧场、不占良田、节约能源、节省水资源，坚持安全第一的方针。1.2 企业概况1.2.1 采矿XX金矿是一个大型露天金矿，分南、北两个露天坑，相距400m。北露天坑开采号主矿体，设计开采最低标高为1450m，境界内矿岩总量900万m3，其中矿石250万t；南露天坑开采号主矿体，设计开采最低标高为1330m，境界内矿岩总量209.56万m3，其中矿石48.87万t。该矿北露天坑于1993年6月开工建设，1995年7月建成投产。设计生产能力600t/d。该矿南露天坑于1998年3月开工建设，目前已建成投产。设计生产能力150t/d。2004年11、底南、北露天坑将闭坑。1.2.2 选矿XX金矿选矿厂现采用粗碎自磨两段连续磨矿全泥氰化、树脂提金的工艺流程。碎矿和磨矿：露天开采的-500mm矿石由一台BB150-9型重型板式给矿机给入一台PE750x1060型颚式破碎机破碎后(-350mm)，由1#带式输送机(B=1200)给入粉矿仓。粉矿仓中的粉矿由一台CDH120-4.5型中型板式给矿机给入一台5500x1800自磨机中，自磨机排矿中+5mm的直接给入一台3200x3500格子型球磨机中，-5mm的直接给入一台2FG-20型高堰式双螺旋分级机中，分级机与3200x3500格子型球磨机组成闭路。分级机溢流由一台6/4E-AH渣浆泵给入FX12、K350-6型旋流器组中，旋流器沉砂直接给入2700x4000溢流型球磨机中，旋流器溢流同时给入一台12m的高效浓缩机和一台35m的普通浓缩机浓缩中，浓缩机的底流进行全泥氰化，浓缩机的溢流作为回水循环使用。浸出和吸附：矿浆经浸前一台2500x2500搅拌槽调浆后，进入8台6000x6600搅拌槽中，其中第一台为浸出槽，其余七台为浸吸槽，树脂为吸附介质。浸出尾矿经一台ZS-1.2x3.0型直线振动筛(安全筛)筛分后，由4台XAZ500型和1台XAZ1060型全自动压滤机压滤，滤饼排入尾矿坝，滤液返回浓缩机。吸附树脂经树脂空气提升器和空气分离器分离后，进入树脂解吸再生槽，解吸液进入电解系统，树脂再13、生后循环使用。1.2.3 辅助设施目前，矿山已经具备了与1000t/d规模相适应的辅助设施及生活福利设施。1.3 建设方案1.3.1 产品方案本采选扩建设计项目的最终产品为合质金。合质金送本矿选冶车间金冶炼工段提纯。1.3.2 地质资源（1）地质报告提交的储量本次设计范围内，地质报告提交的储量如表1-1所示。表1-1 本次设计范围内地质报告提交的储量表矿段储量级别矿石量(万t)金属量(kg)品位(g/t)北矿段C+D413.8236335.71南矿段C+D125.752434.17（2）资源/储量分类本次可行性研究资源/储量的分类按国家质量技术监督局1999年6月8日发布的GB/T 1776614、1999固体矿产资源/储量分类标准进行划分，新标准中资源/储量分类与原储量级别的大致对应关系按国土资源部国土资厅发1999113号文固体矿产资源储量套改技术要求及国土资源部矿产资源储量评审中心有关资料，确定本矿对应关系如下：地质勘查程度达到勘探的其探明的资源/储量工程间距相当于C级，控制的资源/储量工程间距相当于D级；地质勘查程度未达到勘探的其控制的资源/储量工程间距相当于E级。1.3.3 企业生产规模矿山原为750td的露天采矿和全泥氰化选矿，本次设计增加250td的采矿能力，达到1000td的采矿能力并转入地下采矿，增加1000td浮选系统、50td浮选精矿氧化、氰化系统及其附属设施，浮选15、尾矿进入原750td氰化系统氰化。1.3.4工作制度年工作330d，每天3班，每班8h。服务年限13.34年。1.3.5主要设计方案1.3.5.1采矿（1） 采矿方法对于北段设计推荐分段留矿崩落法。对于南段及下盘破碎带不直接与矿体接触段，推荐采用分段空场（2）开拓方案竖井开拓。采用4双层单罐笼配平衡锤提升，选用JKMD2.84（）E型多绳提升机，功率800kw，承担矿石、废石、人员、设备、材料等的提升任务，每次提升YCC2-6型矿车2辆（矿石），或每次提升YFC0.7-6型矿车4辆（废石）。竖井内设钢丝绳罐道，提升设备1385m中段、1335m中段、1285m中段为有轨运输中段，矿石由7t电机16、车牵引2m3侧卸式矿车运输，废石由3t电机车牵引0.7m3矿车运输，经竖井提升到地表。（3）井下通风新鲜风流由竖井进入，经中段运输巷道、斜坡道，进入作业面，污风经脉外回风天井进入1450m中段斜坡巷道由风机排出地表。（4）井下排水1385m、1335m中段巷道坑内涌水直接流到地表。1285m中段在井底车场附近设中央水泵房、变电所，将坑内涌水排至1335m中段巷道后流到地表。（5）井下辅助设施1385m中段、1285m中段设坑内炸药库； 1385m中段，设有电机车、凿岩机维修硐室，供电机车、凿岩机使用。1.3.5.2选矿（1）碎磨流程利用原有的碎磨工艺流程及设备，不再增加投入。（2）浮选、浮选尾17、矿氰化流程浮选采用一次粗选、二次扫选、二次精选的工艺流程，浮选尾矿浓缩、压滤后进入原全泥氰化系统氰化、树脂提金。（3）浮选精矿生物氧化、氧化渣氰化流程采用浮选精矿再磨、生物氧化、压滤洗涤、氧化液中和、氧化渣氰化、树脂提金工艺。（4）金回收及冶炼设施因该矿金冶炼能力完全可满足本工程的需要，故考虑利用原有工艺和设施，不再增加投入。1.3.5.3 总图运输（1） 总平面布置在满足工艺流程的前提下，尽可能减少中间环节，缩短各工序间的距离，保证新老工艺流程衔接顺利。采矿工业场地由竖井、井口房、提升机房、空压机房、矿车电机车维修房、循环水泵房、矿石堆场、废石线和废石场组成，基本布置在原矿石堆场南侧。竖井和18、井口房位于原矿仓正南处，井下提升的矿石经轨道直接送往原矿仓；提升机房和空压机房布置在竖井西侧；废石场位于原矿石堆场西南的沟内。选矿新建厂区分为三个台阶，即13m平台、32m平台、58m平台，在矿区东部，原尾矿压滤车间南部为13m平台，布置中和压滤间；32m平台布置在13m平台西部，原树脂厂房南侧，布置有浮选厂房、氧化压滤、氧化槽、配电室等建（构）筑物；58m平台布置在新建主厂房西侧，原选厂碎矿系统的南部，布置有18m浓密机。（2）运输方式矿区原内外部运输均为汽车运输，由于企业的原有汽车运输能力富余，故不再增加运输设备。1.3.5.4 尾矿设施继续利用现有尾矿设施，不需要增加投入。1.3.3.519、 给排水（1） 给水全矿新水总用水量为1551.97 m3/d，现有的四口管井的取水能力为1600 m3/d，能满足新水用水。水源泵站输水泵及输水管线输水能力为3600 m3/d，可以满足水源输水能力的要求。厂区原有完整的生产给水管道系统，新建及扩建厂房由原有管道系统接管供水。原给水干管供水能力可以满足技改项目的用水要求，个别供水支管需进行改造。选厂设计有三套回水系统，浮选回水一套，氰化回水一套，中和回水一套。选厂已有500 m3高位水池一座，浮选回水进入原高位水池，氰化回水、中和回水分别进入新建的高位水箱，再分别自流供给各用水点。（2） 排水总排水量为186 m3/d。生产废水经厂区原有生产20、排水管道，生活污水经化粪池处理后排至厂区原有生活排水管道，最终排至尾矿坝。1.3.3.6 电力（1）电源本次设计在原总降备用位置上增加一台8000kVA主变，现有6300KVA主变作为备用。（2）企业供电本次技改后，企业总负荷为：安装容量：7900kW工作容量：6884kW计算有功：5472kW计算无功：1116kvar（补偿后）视在容量：5584kVA年耗电量：3545104kWh功率因数：0.98（3）备用电源选厂一类负荷为270kW，全矿需要备用电源的负荷共有270kW。已有400KW柴油机可满足备用电源的需要。1.3.3.7 热工及通风企业原锅炉房有2台6吨蒸汽锅炉，本次技改在拆除1台21、的基础上新增1台10吨蒸汽锅炉。通风设施采用整体通风换气形式。1.3.3.8土建本次技改工程新增工业建筑面积5196m2，公用及生活福利设施利用原有。新增选矿主厂房采用钢结构、轻钢屋面、彩板保温形式，其它厂房采用钢筋砼、砖混结构。1.4 节能、环保、工业卫生与职业安全1.4.1 节能（1）采矿及矿机a.竖井提升中采用直流电机、全自动控制，以达到节能和安全的目的；b.矿山生产初期，不设主通风机，充分利用地形分散回风，减少通风阻力，降低能耗。c.矿山生产初期，充分利用地形条件，坑内涌水由1385m、1335m中段巷道直接流到地表，节省排水费用。d.坑内通风选择节能风机；其它设备选择中也都选用节能设22、备。(2) 选矿a. 新增的浮选、生物氧化、浓缩过滤、充气等设备均大型化和高效化，有效地降低了能耗。b. 生物氧化系统部分采用自动化控制，适当提高选厂原有设备自动化水平，使绝大部分设备均可在最佳状态下工作，能耗降低。c. 充分利用选厂地形，药剂管道及大部分矿浆管道采用自流，节省了能耗。 (3)电力a.合理配置配电设备，供配电电缆走向合理，以减少电缆线损。b.为减少无功损耗，0.4/0.23kv配电装置设置静电电容器，需要时同步电动机调相运行，进行无功功率补偿。c.选矿厂砂泵，软管泵采用变频调速，既满足工艺调速的要求又节约了能源。(4)选择节能设备和材料。1.4.2 环境保护（1）环境保护本次技23、改将环境保护放在重要地位，确保环保工程与主体工程同步设计、同步施工、同步使用。在地区环境状况调查的基础上，针对主要污染物和污染源制定了环境保护的相应措施。矿山在生产过程中向环境排放的主要污染物是粉尘、井下污风、坑内涌水。采用湿式作业、喷雾洒水降尘、除尘器除尘和抽出式通风系统后，外排废气中含尘、CO、NOX的浓度均不高，加之矿区辽阔，经大气进一步稀释、扩散后，对居住区大气环境质量影响不显著；坑内涌水除含矿尘等悬浮物外不含其它有害物，沉降后排至小XX河，而接纳水体水量充沛，进一步稀释后，对地面水环境基本无影响；采矿废石属一般固体废物，或堆存，或综合利用，对环境均影响不大；采矿、粗碎设备噪声产生于井24、下，对生活环境没有影响；设于地面的初碎设备，其基础作减振处理，降低环境噪声源强，加之矿区人烟稀少，不存在扰民影响。选厂将生物工程用于提金工艺，在我国属于高新技术，工艺过程产生的污染物较少，有利于环境保护。生产中产生的氰化渣、中和渣压滤干排到尾矿库，各项尾水均循环利用，达到零排放。锅炉烟气经除尘净化后可以达标排放，通风除尘净化后的废气，再经大气进一步稀释、扩散后，对环境空气质量影响很小；锅炉灰渣属一般废弃物，对环境无影响；鼓风机设置在单独机房内，墙壁采取吸音降噪措施。通过以上分析，说明本工程建成投产后，对周围环境的影响是可以接受的，该工程的建设是可行的。（2）绿化矿区气候湿润，有利于花草、树木生25、长。原矿区内除建筑物、道路、废石场、尾矿库外几乎全部被绿色植物覆盖，周围是一级草场，绿化成绩喜人。本工程在辅助工业区及居民区再种植一些乡土乔、灌木和花卉、草皮，对吸收有害气体、减弱噪声，美化环境大有益处。（3）环保投资本项目环保投资900万元，约占新增投资的 7.5 %。1.4.3 劳动安全卫生坚决贯彻安全第一，预防为主的方针，设计采取了一系列供电安全措施、消防安全措施、防腐措施、防洪措施，并留有足够的操作空间，安全方便的操作平台，安全防护栏杆，特殊工种配有安全用具和制服。工业场地道路通畅，车间内通行方便。使企业在取得较高经济效益的同时，确保职工在安全、卫生的操作环境下作业。设计中对劳动安全卫26、生给予了极大关注，在各专业设计中都严格遵守相应的安全规程。1.5 企业综合经济效益及评价1.5.1项目总投资本次技改基建投资8794.44万元，资金来源为：自筹资金4397.22万元，占50%，银行贷款4397.22万元，占50%。企业现有流动资金2200.62万元，经核算完全可满足改造后生产需要，本次设计不再增加流动资金。投资范围主要工程及辅助设施：采矿、竖井、井口房、提升机房、空压机房、矿车电机车维修房、循环水泵房、矿石堆场、废石线和废石场浮选、浮选精矿再磨、氧化、浮尾脱水、中和压滤、自动化仪表、供电、供水、供热、环保等。1.5.2建设项目的综合评价本项目为选矿流程改造项目，改造后，金、银27、选冶总回收率分别提高15.291；16.566，每年可多回收黄金242.21公斤；白银656.01公斤。大幅度地提高了资源利用率。通过综合技术经济评价，本项目技术可行，经济合理。设计采用的技术方案和工艺流程通过生产实践验证是成熟可靠的。项目经济效果较好，具有返本较快、利润高，投资回报较大的特点。建议尽快实施，早日见效。技术经济分析见综合技术经济指标表表1-2。 表12 综合技术经济指标表 序项 目单 位改造后改造前改造后新增一矿山规模t/d1000750二矿山服务年限a13.3413.34三选矿1处理能力t/d10007502502年处理矿量万t3324.758.253原矿品位：金g/t4.828、4.8银g/t12124采矿工艺竖井开采露天采矿竖井开采5选矿工艺浮选、尾矿氰化精矿氧化、氰化全泥氰化浮选、精矿氧化、氰化6产品方案成品金成品金成品金成品银成品银成品银7回收率金%83.2916815.291银%80.5666416.5668产品产量 金kg/a1319.33807.84511.49银kg/a3190.411900.81289.61四定员及工资1全矿定员总数人6153732422工资标准元/人a18240182403工资总额万元/a1121.76680.3524劳动生产率按矿石计t/人d1.63按收入计万元/人a22.2319.372.86五总投资万元27647.011861529、.729039.931建设投资万元23419.44146258794.44其中：长期贷款万元19022.22146254397.22企业自有万元4397.224397.222建设借款利息万元2035.591790.1245.493流动资金万元2191.982200.62-8.64六成本及费用1单位矿石成本元/t289.22235.4761.53其中：采矿元/t58.654620.39 选矿元/t153.0610450.14 管理费元/t77.5185.47-7.962年生产总成本万元/a9442.575827.93614.673财务费用万元/a547.57961.17-413.64资源税万元/30、a43.8932.9210.97七经济效益按年平均计1产品价格： 金万元/kg101010银万元/kg0.150.150.152年销售收入万元13671.868363.525308.344利润总额万元3603.611541.532062.085所得税万元1189.19508.71680.486税后利润万元2414.421032.821381.67投资利润率%12.439.323.118投资利税率%12.599.543.059财务净现值（I=10%）万元12157.472361.7310内部收益率%25.4513.237.2211投资返本期a5.8312借款偿还期a6.81.6 存在问题及建议131、.6.1 采矿方法试验问题分段溜矿崩落法是本次设计所推荐的主要采矿方法，鉴于该采矿方法首次在黄金矿山中使用，且XX金矿原为露天开采，没有使用该采矿方法的经验，为此，建议开展采矿方法试验，以达到降低损失贫化指标，培训职工的目的。为合理确定基建中段采切工程布置，建议在初步设计开始前做采矿方法的室内实验。1.6.2 关于生物氧化工艺建议尽早建立生物氧化试验室，开展生物氧化试验研究及原始菌液制备等工作。由于生物氧化工艺为高新技术，工艺过程要求较为严格，设计中重要环节采用了较为先进的自动化仪表，企业应加强设备和仪表的维护保养力量，并提前对职工进行岗位培训。本次技改设计的工艺流程虽然适应性较强，但流程较为32、复杂，流程偏长，建议试验单位进一步做工作，尽量简化工艺流程，实现浮选直接排尾。第二章 地质资源2.1 设计依据资料 本次设计所依据的资料是由XX维吾尔自治区地质矿产局第一地大队分别于1992年12月和1995年12月提交的XX维吾尔自治区伊宁县XX金矿床北段勘探地质报告和XX维吾尔自治区伊宁县XX金矿床南段勘探地质报告。北段地质报告是在XX维吾尔自治区矿产储量管理局于1992年1月13日以新储199201号文批准的XX维吾尔自治区伊宁县XX金矿区I号矿床勘探中间地质报告的基础上修改提交的，南段地质报告由XX维吾尔自治区矿产储量管理局1995年7月31日以新储审199504号文批准。2.2 矿区33、及矿床地质2.2.1 矿区地质 XX金矿区位于西天山科古琴山主脊南侧，大地构造属天山地槽褶皱系，总体构造线方向为北西西南东东。2.2.1.1 地层 矿区内出露的地层主要有下石炭统大哈拉军山组第五岩性段和阿恰勒河组第一岩性段。2.2.1.2 构造 矿区地质构造简单，阿恰勒河组为一向北北东倾斜的单斜构造，倾角1020。大哈拉军山组地层中断层较发育，以张性断裂为主,分为近南北向、近东西向和北西向三组。 矿区范围内仅见F2断层，为XX金矿区I号矿体的控矿断层。走向近南北，倾向东，倾角上陡下缓，近地表为80左右，局部直立或反倾，深部一般在6570。断裂破碎带宽50m左右，延深360m。2.2.1.3 围34、岩蚀变 主要有黄铁绢英岩化、绿泥石化、碳酸盐化及硅化。黄铁绢英岩化与成矿关系密切，局部地段形成工业矿体。位于石英脉上盘的英安岩普遍蚀变较强，下盘蚀变轻微。2.2.2 矿床地质 XX金矿属火山热液型金矿床。在地质勘探期，矿区被分成北南两段先后分别进行探矿。2.2.2.1 矿体特征 北矿段共有八个矿体，即、和Id矿体，其中、号矿体为表内矿体，、号矿体为表外矿体，Id矿体为产于下石炭统阿恰勒河组底部砾岩中的沉积型矿体。 南矿段共有号与号两个矿体，号矿体为北矿段号矿体向南的延续，与北号矿体同属一个矿体。 北、南号矿体为主要矿体，设计范围内其矿石量占总矿石量的92.68，金属量占92.79%。现将北及南35、号矿体特征简述如下：（1）北号矿体 北号矿体分布于856线之间（表外矿向北延伸至64线），控制长480m，最大斜深425m，平均370m。矿体沿走向64线以北尖灭，沿倾斜在8线、40线深部（1150m标高以下）虽未封闭，但已趋尖灭（8线以南称为南号矿体）。矿体总体走向NE10，倾向SEE，倾角5786，局部直立或反倾，具上陡下缓的特点。矿体形态呈厚大似板状体，沿走向和倾向均具膨大、收缩现象，上盘分枝有北-1矿体。北号矿体最大厚度35.06m，平均厚度16.68m，厚度变化系数为58.08%。平均品位5.86g/t，品位变化系数186%。（2）南号矿体 南号矿体是北号矿体向南的延续，地表出露于836、31线间，控制长400m，最大斜深385m，平均220m。31线以南矿体以40向南倾伏，至43线1300m标高尖灭。415线1450m标高上下有一长约240m，宽40m的无矿带。矿体总体走向NE17，倾向SE，倾角6682，局部直立或反倾，总体具中上部陡倾，下部稍缓的特征。矿体呈不规则脉状，沿走向和倾向具膨大、收缩、尖灭现象，上盘分枝有南-1矿体。南号矿体最大厚度20.28m，平均5.90m，厚度变化系数70.39%。平均品位4.29g/t，品位变化系数403.22%。2.2.2.2 矿石特征（1）矿石类型 矿石类型有石英脉型和蚀变岩型两种，以石英脉型为主。向矿床深部，石英脉型矿体逐渐变薄，蚀37、变岩型矿石变厚。（2）矿石结构、构造 矿石结构主要有半自形微粒结构、半自形他形微粒结构，次为他形微粒结构和交代残余结构。矿石构造主要有星点浸染状构造、稀疏浸染状构造、细脉浸染状构造，次为细脉状构造。（3）矿物组成 含金矿物为银金矿、自然金。硫化物以黄铁矿、白铁矿及毒砂为主，次为黄铜矿、闪锌矿、方铅矿、锑黝铜矿等，少量矿物有磁黄铁矿、硫锑铜银矿、硒银矿及辉锑矿。氧化矿物为褐铁矿、赤铁矿。脉石矿物以石英为主，次为绢云母、绿泥石、白云石。方解石及粘土矿物。（4）金矿物特征及金的赋存状态 金矿物以银金矿为主，银金矿金的成色537797；自然金金的成色804843。金的粒度变化较大，从微粒粗粒金均有分布38、，以微细粒金为主，氧化带中金的粒度大于原生带中金的粒度。金矿物形状以粒状为主，片状、树枝状次之。两种类型的矿石中金主要以晶隙金的形式出现，包体金很少，偶见裂隙金。2.3 矿区水文地质和矿床开采技术条件2.3.1 矿区水文地质2.3.1.1 自然地理 矿区位于大XX河以东，小XX河以北两河交汇处附近的山岭地带，属剥蚀中山地形，地势北高南低，海拔标高12611690m，相对高差350470m，地形坡度大，达3035，当地侵蚀基准面标高1261m，大部分矿体位于当地侵蚀基准面以上。矿区附近主要地表水体为大、小XX河，分别距矿体直线距离约700800m，大XX河流量0.671.42m3/s，小XX河流39、量0.180.43m3/s（1990年78月）。 矿区位于半旱气候区，年平均气温8,最高气温39，最低气温-27，年平均降雨量428.1mm，年最大降雨量738mm,雨季四、五、六、七月共120天，降雨占全年降水量的47，降雨的年内分配较均匀,最大日降雨量47.2mm，年平均蒸发量2364.8mm，每年10月中旬至次年三月为降雪期，最大积雪厚度0.94m ，最大冻土深0.84m（皮里青水文气象站）。2.3.1.2 含水层 黄土质亚砂土及残坡积物孔隙含水层，分布于平缓山梁、斜坡及沟谷洼地，厚1米至十几米，泉流量0.010.68 l/s。 阿恰勒河组砂砾岩风化裂隙含水层，厚036.65m，分布于矿40、床的北部地区，裂隙及孔隙发育，泉流量0.0710.794 l/s。 大哈拉军山组英安岩风化裂隙含水层，主要分布在矿床南段、小XX河北侧地带，泉流量0.030.68 l/s，风化层之下的完整基岩为隔水层。 F2断裂带裂隙含水带，宽4060m，倾向东，倾角6580，由角砾岩、糜棱岩、高岭土及断层泥构成，裂隙发育，但多为闭合状，少数张开状，含水较弱，连通性不好，平硐揭露断裂带时最大涌水量为2.45 l/s。 区内各含水层均接受大气降水的补给，自然排泄条件好，含水性不强，按天然泉流量划分均属弱含水层。2.3.1.3 地下水水质 矿区地下水水质为SO4HCO3Na，Ca或SO4HCO3Na，Ca，Mg型41、水，pH6.97.8，矿化度M0.441.89g/l，大、小XX河水为HCO3Ca，Na型水，PH=72，M0.290.34g/l，总硬度10.611.2德国度。2.3.2 矿坑充水因素和涌水量 矿区地层含水性弱，地下水量较小，深部开采时矿坑充水来源主要为降雨和溶雪水，由于浅部已经有露天开采的采坑，深部将采用崩落法开采，崩落区和露天采坑的降雨入渗是矿坑充水的主要因素，按目前的开采标高计，坑采崩落区的范围约为30万 m2，南、北两露天采坑的汇水面积约为20万m2，坑采崩落区发育后，露天坑边坡将受到破坏，地表径流系数明显降低，露天坑的积水也通过其下部的崩落区渗入井下。因此，计算坑内涌水量时以崩落区42、范围为主，平均降雨入渗系数为0.4，暴雨时的入渗系数为0.3。 矿坑正常水量由地下水和降雨平均渗入量组成。 地下水量根据探矿期间的坑道涌水量资料用类比法估算，降雨平均渗入量根据平均降雨量按年平均计算，计算的正常涌水量为440 m3/d。 按中国水文图集资料，矿区10年一遇最大24小时雨量为50mm，坑内最大涌水量按50mm/d暴雨量计算，加上地下水量后为矿坑最大涌水量，最大涌水量为4845 m3/d。 露天开采的后期进入凹陷开采后，应在上部台阶或境界外上游来水方向设截水沟，尽量减少进入井下的水量，露天开采结束后坑底不应有直通井下的导水通道（如溜矿井、导水钻孔、未封的探矿孔等），当坑底有直通坑内43、的导水通道时，应予封堵或采取适当控制措施，避免露天坑积水直接大量灌入井下。2.3.3 开采技术条件 矿床开采所涉及的主要岩组为大哈拉军山组英安岩和阿恰勒河组砂砾岩块状岩组。岩石致密坚硬完整，RQD值为7580%，结构面间距0.51.0m以上，岩体完整性为中等-良好。另一个与开采有关的岩组为F2断裂破碎带碎裂块状岩组。该岩组分布于矿体下盘，部分地段影响到矿体。RQD值为58，单轴抗压强度可低至18.5-21Mpa，岩体质量变化较大，主断裂附近岩体稳定性差，其余部分稳定性中等-差。总体来看，远离F2断层的矿体和上盘围岩的稳定性较好，矿体底板和底盘断裂带稳定性差，采矿工程布置时应尽量避开它据地质报告44、资料该区的地震烈度区划属于7-8度烈度区，矿区的区域稳定性属于不稳定区，矿床开发中应注意防震。矿、岩的平均体重为：2.66t/m3；矿、岩的松散系数为：1.66；矿、岩的安息角： 35；矿、岩的抗压强度和f系数： 阿恰勒河组砂岩 119.55Mpa f=12 大哈拉军山组英安岩 95.5Mpa f=9.5 矿石 65.5Mpa f=6.52.4 矿床地质勘探工作及勘探程度评述2.4.1 矿床地质勘探工作 XX金矿1988年由XX地矿局第一区调队四分队发现，1989年该局第一地质大队对I号矿床进行普查，1990年转入勘探，1991年12月提交XX维吾尔自治区伊宁县XX金矿床北段勘探地质报告。 X45、X金矿床南段的普查工作从1989年开始，1994年8月转入勘探，1995年12月提交了XX维吾尔自治区伊宁县XX金矿床南段勘探报告。2.4.1.1 勘探手段及网度 矿床划为第III勘探类型。勘探手段以坑探配合钻探求C级储量，以钻探求D级储量，C级储量的勘探网度为404060m，D级储量的勘探网度为8080120m。2.4.1.2 勘探工程量 北矿段完成的主要工作量有：1:10000地形地质测量10km2，1:1000地形地质测量0.39km2，钻探56孔16084.49m，坑探3485.3m，浅井63.3m，探槽1981.67m3。 南矿段完成的主要工作量有：1:1000地形地质测量0.28k46、m2，钻探6149.90m，坑探1566.81m，浅井20m，探槽1239.93m3。2.4.2 勘探程度评述 本次设计范围为北矿段1450m标高以下，南矿段1330m标高以下，以及各露天采场境界外三角矿柱。矿床勘探阶段以404060m的钻探工程网度，坑探配合求C级储量，以8080120m的钻孔工程网度，求D级储量。据矿山反映，已采地段（全部位于C级储量范围内）北矿段变化不大，南矿段变化较大，勘探手段基本上是正确的，对北号主矿体探求C级储量的网度基本是合理的，对南号主矿体偏稀。本次设计范围除了露天采场境界外三角矿柱的矿体其储量级别属于C级储量外，1450m和1330m标高以下矿体大部分属于D级47、储量。据统计，设计范围内北矿段C级储量仅占33.67%，南矿段占32.64%，虽然经过多年生产实践，对于矿床成矿规律和地质特征的认识有了进一步提高，但总体上来说，本次设计地段矿床勘探程度还是比较低的，因此在基建期应加强探矿工作。2.5 储量2.5.1 工业指标2.5.1.1 北矿段 北矿段矿床工业指标由国家黄金管理局于1991年7月22日和1991年11月2日分别以国金计字1991第213号文和国金计字1991第331号文正式下达，具体内容如下： 1露天开采工业指标 （1）1530m标高以上： 边界品位: 1.0g/t 块段（小块段）最低工业品位: 3.0g/t （2）15301450m标高：48、 边界品位: 1.5g/t 块段（小块段）最低工业品位: 3.5g/t （3）矿体最低工业品位： 5.5g/t （4）最小可采厚度： 2.0m （5）夹石剔除厚度： 4.0m （6）无矿地段剔除长度：上下工程对应时为10m；上下工程不对应时为20m。 （7）当矿体厚度小于最小可采厚度，而品位较高时，可按mg/t值计算。 2坑内开采工业指标 （1）边界品位： 1.5g/t （2）块段最低工业品位： 3.5g/t （3）矿体平均品位： 5.5g/t （4）最小可采厚度： 1.0m （5）夹石剔除厚度： 2.0m （6）无矿地段剔除长度：上下工程对应时为10m，上下工程不对应时为20m。 （7）当矿49、体厚度小于最小可采厚度，而品位较高时，可按mg/t值计算。2.5.1.2 南矿段 南矿段矿床工业指标由XX维吾尔自治区黄金局于1995年3月20日以新黄地199574号文正式下达，内容如下： （1）边界品位： 1g/t （2）块段（小块段）最低工业品位： 3g/t （3）矿体平均品位： 4g/t （4）最小开采厚度：露天开采2m，坑内开采1m （5）夹石剔除厚度：露天开采4m，坑内开采2m （6）无矿段剔除长度：上下工程对应时为10m，上下工程不对应时为20m。 （7）当矿体厚度小于最小开采厚度，而品位较高时，可按mg/t值计算。2.5.2 矿区储量 2.5.2.1 地质报告提交的储量 本次设50、计范围内，地质报告提交的储量如表2-1所示。表2-1 本次设计范围内地质报告提交的储量表矿段储量级别矿石量(万t)金属量(kg)品位(g/t)北矿段CD413.8236335.71南矿段CD125.752434.17 2.5.2.2 设计资源/储量 本次设计所用资源/储量是根据XX维吾尔自治区地质矿产局第一地质大队1991年12月提交的XX维吾尔自治区伊宁县XX金矿床北段勘探地质报告、1995年12月提交的XX维吾尔自治区伊宁县XX金矿床南段勘探地质报告、XXXX金矿提交的XXXX金矿床南段基建勘探总结报告，利用英国Mineral Industries Computing Ltd. 国际公司的51、DATAMINE软件建立矿床模型，计算基础储量后，将算得的探明储量（C级储量）设计中全部利用，控制储量（D级储量）设计中按70%利用。 资源/储量计算方法采用距离平方反比法，按勘探工程间距和矿体特征建立三维椭球体，确定品位估值搜索半径。按51010m（水平厚度方向走向倾向）大小的父块、0.511m的次级矿块进行品位估值，计算基础储量。品位估值采用了象限控制，确保每一矿块的品位信息均来自不同象限的样品，以消除某一方向单个较高或较低品位对估值的影响。基础储量计算结果如表2-2所示。表2-2所示基础储量已扣除南北露天坑境界内矿石量，北露天坑底标高为1450m，南露天坑底标高为1330m。 需要说明的52、是，南北矿段虽属同一勘探类型，但通过生产实践证明，北矿段矿量和品位与地质勘探相比变化不大，勘探网度基本合理，而南矿段矿量和品位均有很大的负变，勘探网度明显偏低，地质可靠程度低于北矿段，因此在资源/储量的分类上南北矿段应按不同的标准进行划分。 2.6 基建、生产探矿及取样2.6.1 基建探矿 基建探矿范围为1385m中段及1450m以上露天采场境界外三角矿柱。 对基建范围内原来勘探工程间距未达到40m者都加密到40m间距，首采段加密到20m间距，以达到探明的资源/储量要求。对基建中段标高以上的规模较大品位较高，距离较近的上盘矿体进一步进行评价，以便与主矿体同时作出开采安排。 基建标高以下的主矿体53、中原勘探网度过稀的地段适当加密。表2-2 XX金矿中段基础利用储量表中段矿体储量级别矿石量(t)金属量(kg)品位(g/t)1450m以上北探明的211533.201087.315.14北控制的57027.51288.935.07北控制的614.463.455.62Id控制的8185.7039.114.78南探明的131392.29511.053.89南探明的81.120.283.40小计探明的343006.611598.634.66控制的94048.52473.565.04探明的+控制的408834.271930.134.721400北探明的1193193.217815.036.55北控制的54、34348.27219.576.39北控制的7075.3839.765.62北控制的25935.97150.205.79南探明的145202.09502.263.46南探明的19683.7471.663.64小计探明的1358079.048388.946.18控制的67359.62409.536.08探明的+控制的1425438.668798.486.171350北控制的865761.044707.865.44北控制的11958.97127.9110.70北控制的3838.9722.585.88北控制的5952.6336.096.06南探明的123921.29449.783.63控制的148455、54.22557.133.75探明的+控制的272375.511006.913.70南探明的13569.4454.744.03控制的33413.53137.074.10探明的+控制的46982.97191.814.08小计探明的137490.73504.513.67控制的1069379.355588.655.23探明的+控制的1206870.086093.175.051300北控制的621865.463220.575.18北控制的3725.9921.785.85南控制的241075.47980.194.07南控制的51246.67230.374.50小计控制的917913.594452.92456、.85中段矿体储量级别矿石量(t)金属量(kg)品位(g/t)1300m以下北控制的290841.121774.776.10南控制的137445.86486.283.54南控制的15205.5670.164.61小计控制的443492.542331.215.26合计北探明的1404726.418902.346.34控制的1778467.619703.205.46探明的+控制的3183194.6118605.545.84北控制的107060.74658.206.15北控制的10914.3462.335.71北控制的32503.07189.745.84Id控制的8185.7039.114.78南探57、明的400515.671463.083.65控制的526975.552023.603.84探明的+控制的927491.223486.683.76南探明的33334.30126.673.80控制的99865.76437.614.38探明的+控制的133200.06564.284.24总计探明的1838576.3810492.095.71控制的2563972.7713113.795.11探明的+控制的4402549.1523605.885.36基建探矿工程以坑内钻为主，加密和延长已有巷道进行探矿为辅。 工程量： 坑探750m，断面2.0m2.0m。 钻探3500m 钻窝900m32.6.2 取样及58、化验分析 对揭露矿体的生产巷道也应按规定间距刻槽取样。 基建期取样4000件； 基本分析4000件，分析内容 Au； 组合分析400件，分析内容 Ag、S、As、Sb； 为保证化验的质量，须定期分批进行样品的内部检查和外部检查，内部检查和外部检查样品数分别占基本分析样品个数的10%和5%。2.6.3 生产探矿 生产探矿手段也以坑内钻为主，探矿网度原则上为20m10m(分段高度)，以达到探明的资源/储量要求。 探矿工作量：生产期间钻探1600m/a，坑探300m/a，取样1620件/a，分析内容与基建探矿相同。 在生产阶段，凡能起到探矿作用的地质及采矿工程均应系统取样并进行地质素描及编录工作。矿59、山可根据该矿床具体特点和生产过程中的实际情况，自行调整生产探矿的手段与网度，使之符合矿山生产需要。 生产探矿中所取的样品均送选厂化验室进行加工及化学分析2.7 存在问题及建议 1本次设计范围为XX金矿床（南段和北段）深部，勘探工程网度较稀，勘探程度较低；与矿体中上部比较，矿体的厚度和品位有变薄、变低的趋势，应重视基建和生产探矿工作，尽量使探矿工作超前进行。 2F2断裂破碎带工程地质条件较差，对坑内采矿会有较大影响。目前对断裂带本身及其影响带范围等工程地质条件研究程度不够。详细评价F2断裂带对开采的影响有困难。建议进一步调查F2断裂影响带的范围，评价其对采场稳定性的影响。 3原来地质勘探阶段南、60、北矿段采用的工业指标不尽相同，本设计仍以地质报告所圈定的矿体轮廓为准。由于计算机划分的矿块（51010m及0.511m的次级块）远小于手工计算资源/储量的矿块尺寸，工业指标中有的项目不能再直接使用。因矿块尺度减小可能引起矿体的连续性发生变化（特别是南矿段），这些因素对初设和矿山设计影响不大，但对今后的工程设计，如矿块的布置等会有影响，建议下一步设计中应收集矿山生产中与此有关的实际资料，进一步研究计算机小矿块计算资源/储量指标的选取，并以此确定矿体边界。 4北矿段只审查了中间地质报告，最终地质报告没有审批，而最终地质报告新增了部分钻孔、探槽、浅井及1410m探矿坑道。部分钻孔含矿段在中间地质报告61、与最终地质报告中同一样品分析结果不一致。第三章 采矿3.1矿山现状XX金矿是一个正在生产的大型露天金矿，分南、北两个露天坑，相距400m。北露天坑设计开采最低标高为1450m，境界内矿岩总量900万m3，其中矿石250万t；南露天坑设计开采最低标高为1330m，境界内矿岩总量209.56万m3，其中矿石48.87万t。北露天坑于1993年6月开工建设，1995年7月建成投产。设计生产能力600t/d，截止到2000年9月，累计采剥总量为691.8万m3，其中矿石188.6万t。南露天坑于1999年3月开工建设，目前已建成投产。设计生产能力150t/d，截止到2000年9月，累计采剥总量为32万62、m3，其中矿石9.86万t。2004年底，南、北露天坑已闭坑。3.2 采矿方法3.2.1 设计开采范围本次设计范围为51线72线、露天开采范围之外的矿体，设计对象为1、2号主矿体。3.2.2 采矿方法选择从上述矿床开采技术条件可以看出，对于北段矿体，可供选择的采矿方法有两种，即：分段留矿崩落法和分段采矿嗣后充填法。3.2.2.1采矿方法简述（1）分段留矿崩落法分段高10m，中段高50m。采场长度100m，沿走向布置，依据矿体厚度，布置凿岩出矿巷道条数。在分段凿岩出矿巷道凿岩落矿后，在该巷道出70%的矿量，其余留待各中段最下一个分段巷道出矿。对应于该采矿方法，矿山生产能力可以达到1000t/d。63、（2）分段采矿嗣后充填法 分段高9m，中段高50m。矿体厚度小于12m时，采场沿走向布置，采场长40m；矿体厚度大于12m时，采场垂直走向布置，矿块长为矿体厚度，宽20m，一步回采矿房宽8m，二步回采矿柱宽12m。中深孔凿岩机凿岩落矿，之后用普通铲运机出矿，待该采场一分段采完后，用遥控铲运机将滞留在采场中的矿石清理完毕，然后用膏体充填。沿走向布置的采场一端（5m）用灰砂比1：6的充填料胶结充填，作为相邻采场回采时的矿柱，另外35m长用灰砂比1：20的充填料胶结充填，表面用灰砂比1：6的充填料胶结充填12m，用于行走铲运机。采场垂直走向布置时，一步回采后，用灰砂比为1:6的充填料胶结充填，二步回64、采后，用灰砂比1：20的充填料胶结充填，表面用灰砂比1：6的充填料胶结充填12m，用于行走铲运机。充填料主要为尾砂，为降低成本，坑内掘进所产生的废石，尽量回填到采空区。充填工艺为：将压滤后的尾砂（浓度约78%）泵送至井下，在中段巷道中加水泥制浆，再用泵接力送到采场。矿体下盘为破碎带，为保证空区不塌方，在靠近下盘处，留厚1.5m的矿体不回采。对应于该采矿方法，矿山生产能力可以达到1000t/d。3.2.2.2 采矿方法比较（1）两种采矿方法的主要技术经济指标两种采矿方法的主要技术经济比较结果见表3-1、表3-2表31 采矿方法主要技术经济指标表序号项目单位分段留矿崩落法分段充填法备注1贫化率%165、592损失率%15203采切比m3/kt34.51704凿岩机效率t/台班150150YGZ905出矿设备效率t/台班2002001.5m36采矿车间全员劳动生产率t/工班5.14.5含充填工段7充填水泥消耗量kg/t45表32 采矿方法技术经济比较表序号项目单位分段崩落法方案分段充填法方案备注1生产能力t/d100010002采矿方法比重分段崩落留矿法65分段空场法3535分段充填法653出矿品位g/t4.514.834服务年限a13.3413.345新增总投资万元34003500其中：充填系统万元2506年产黄金Kg/a131914207年销售收入万元/a10112105578年总成本费用66、万元/a77269050其中：经营成本万元/a543965359单位矿石成本元/t123.01139.02其中：采矿元/t63.7379.22 管理元/t59.2859.8010财务净现值(i=8%)万元296-94111优点*不需要充填，回采工艺简单；*采矿成本低；*不留下盘护壁，损失率低。*贫化率低；*通风条件好；*需用遥控铲运机清理滞留在采场中的矿石12缺点*贫化率高；*采场通风条件不好。*需要充填，回采工艺复杂；*采矿成本高。如果采用废石作为充填料，现有露天采矿排弃的废石，因顺山坡排放，无法利用，今后23年采出的废石采取措施堆存后可以利用，坑内开采的中后期需要建采石场；地表需要建破碎站67、；废石充填工序 繁琐，成本高，采矿强度低，由此不采用废石作为充填料。（2）采矿方法确定根据上述两种采矿方法的技术经济比较结果，分段留矿崩落法比分段充填法年总成本费用少1324万元、单位矿石成本少16.01元、新增总投资少100万元、年销售收入少445万元,可见分段留矿崩落法的经济效益比分段充填法要好,而且分段留矿崩落法工序简单、作业安全，本次设计推荐分段留矿崩落法。对于南段及下盘破碎带不直接与矿体接触段，推荐采用分段空场法。3.2.3 回采工艺3.2.3.1 分段留矿崩落法 (1)矿块布置 采场长100m，高50m，宽为矿体厚度，分段高10m，一个中段分5个分段。分段巷道沿走向布置，矿体厚度小68、于10m时，布置一条脉内分段凿岩出矿巷道；矿体厚度介于1020m时，布置两条脉内分段凿岩出矿巷道；矿体厚度大于20m时，布置三条脉内分段凿岩出矿巷道。(2)采准、切割该采矿方法采准工程有分段巷道、分段凿岩出矿巷道、矿石溜井、通风天井、分段穿脉巷道;切割工程有切割槽.分段巷道布置在上盘脉外通过采区斜坡道使其与上下联通,从分段巷道向矿体下盘掘分段穿脉巷道,掘到矿体下盘时,再沿矿体走向掘脉内分段凿岩出矿巷道;矿石溜井由中段运输巷道向上掘与各分段穿脉巷道联通;通风天井由最下的分段穿脉巷道向上掘与上中段运输巷道联通;采场底柱为15m;采切比:34.51m3/kt.(3)回采出矿凿岩用YGZ90中深孔凿岩69、机在分段凿岩出矿内凿上向扇形孔，排距1.5m,孔底距1.52.0m,钻孔直径70mm,采用BQF-100装药器装药,爆破采用粉状铵油炸药，起爆采用火雷管引爆导爆管雷管，导爆管雷管起爆粉状铵油炸药。切割工程布置在两个矿块中间，切割天井向两个矿块同时向两侧拉开工作面。爆下矿石采用国产1.5m3柴油铲运机，由本分段凿岩巷道出70%的矿石，其余由本中段最下一个分段巷道出矿。露天转坑内后，强制崩落上盘围岩，形成20m厚的覆盖层。新鲜风流由中段石门进入采准斜坡道,进入分段凿岩巷道工作面,污风由回风天井经上中段回风平巷排出地表.3.2.3.2 分段空场法(1)矿块布置矿块沿走向布置,长50m,矿房42m,矿70、柱8m,采场高50m，分4个分段,分段高12.5m。采矿方法见图C275cCK-08。(2)采准、切割采准工作有中段无轨出矿巷道、分段凿岩巷道、矿石留井、出矿进路、人行通风天井;切割工程有切割槽。中段无轨出矿巷道布置在上盘脉外，通过采区斜坡道使其与上下联通；从中段运输巷道向上掘矿石溜井与中段无轨出矿巷道贯通，从中段无轨出矿巷道向矿体下盘掘出矿进路；分段凿岩巷道从人行通风天井沿矿体脉内掘出；采场底柱高15m，顶柱高5m；采切比为75.24 m3/kt。(3)回采出矿凿岩用YGZ90中深孔凿岩机在分段凿岩巷道内向上打扇形炮孔，排距1.5m,孔底距1.52.0m,钻孔直径70mm,采用BQF-10071、装药器装药，炸药选用粉状铵油炸药，起爆采用火雷管引爆导爆管雷管，导爆管雷管起爆炸药。爆下矿石采用国产1.5m3柴油铲运机在出矿进路中出矿，将矿石倒入矿石溜井。本中段矿房回采结束后，先崩落上中段间柱，回收一半间柱，尽可能多地回收矿石，余下一半间柱和顶柱支撑采空区。新鲜风流由中段石门经采准斜坡道进入分段凿岩巷道工作面，污风由采空区经上中段回风道排出地表。3.2.4 主要设备选型及计算3.2.4.1凿岩设备中深孔凿岩机选用YGZ-90钻机(配TJ25钻架)，钻机效率30m/台班，按1.5m排距，1.52.0m孔底距的布孔网度，1000t/d规模日需钻孔235m，共需8个台班，设计选用4台YGZ-9072、钻机，其中3台工作，1台备用。3.2.4.2出矿设备选用国产1.5m3柴油铲运机，1000t/d规模，按铲运机200t/台班计，共需5个台班，设计选用2台同时工作，全矿共3台1.5m3柴油铲运机，其中2台工作，1台备用。3.2.4.3掘进设备掘进凿岩采用气腿子7655型凿岩机打水平孔，YSP-45凿上向孔，全矿共配备气腿子7655型凿岩机16台，其中8台工作，8台备用；YSP-45共8台，其中4台工作，4台备用。掘进出碴采用Z-20A电动装岩机，全矿共需2台，其中1台工作，1台备用。3.2.5 矿石损失、贫化及出矿品位3.2.5.1 各采矿方法所占比重分段留矿崩落法 65%分段空场法 35%373、.2.5.2 损失、贫化率确定各采矿方法损失、贫化指标见表33。表33 各采矿方法损失、贫化指标表序号指 标采矿方法分段留矿崩落法分段空场法1贫化率15%12%2损失率15%12%根据各采矿方法所占比重和各采矿方法损失、贫化指标，计算全矿综合损失、贫化指标为：矿石损失率：14%矿石贫化率: 14%3.2.5.3 出矿品位根据地质品位和贫化率，计算平均出矿品位为：Au4.8 g/t。3.2.5.4 采准、切割、回采计算(1) 分段留矿崩落法见表3-4(2) 分段空场法见表3-53.2.5.5 采矿主要材料消耗采矿主要材料消耗指标见表363.2.5.6采矿主要技术经济指标采矿主要技术经济指标见表374、7。3.3 矿山工作制度及生产能力3.3.1 矿山工作制度矿山采用连续工作制，年工作330d，每天3班，每班8h。3.3.2 矿山生产规模的验证3.3.2.1 按可布矿块数和矿块生产能力进行验证Ad=(K*N*q)/(1-)式中：Ad中段日生产能力，t/d； K 进路、矿块利用系数； N 中段可布进路、矿块数； Q 进路、矿块综合生产能力，t/d； 副产矿石率，10%。各采矿方法进路、矿块综合生产能力为：分段留矿崩落法：250t/d；分段空场法：200t/d。按上式计算，结果列入表3-838表34 分段留矿崩落法采切工程量表分类工程名称数目(条)长 度(m)断 面工程量(m3)矿块工业矿量(t75、)矿块采出矿量(t)副产矿石量(t)岩石中矿石中合计规格宽高(m)断面(m2)岩石中矿石中合计单长总长单长总长采准工程分段凿岩巷道51005005002.82.97.36836843684人行通风井13535352.01.83.6105105运输巷道11001001002.62.56.096609.6610矿石溜井15050503.07.065353.3353废石溜井15050503.07.065353.3353分段穿脉巷道5452252252.82.97.36816581658小 计采准比为：6763201.75=33.52 m3/kt3079368467633684切割工程切割小井150576、050224.0200200小 计切割比为：200201.75=0.988m3/kt200200200合计采 切 比34.508m3/kt307938846963201750201750388447 表35 分段空场法矿块采切工程量表分类工程名称数目(条)长 度(m)断 面工程量(m3)矿块工业矿量(t)矿块采出矿量(t)副产矿石量(t)岩石中矿石中合计规格宽高(m)断面(m2)岩石中矿石中合计单长总长单长总长采准工程无轨出矿巷道15050502.82.97.368368368出矿进路51575753.22.99.360702702人行通风井2501001002.01.83.6360360分段77、凿岩巷道3501501502.62.66.493974974分段凿岩巷道15050502.82.97.368368368矿石溜井11515153.07.065106106小 计采准比为：287840.35=71.32m3/kt1070168828781688切割工程切割槽14040402.02.04.0158158小 计切割比为：15840.35=3.92m3/kt158158158合计采 切 比75.24m3/kt10701846303640350403501846表3-6 回采、掘进主要材料消耗表序号材料名称单位采 矿掘 进总 合吨矿单耗日 耗年耗m3矿单耗日 耗年耗吨矿单耗日 耗年耗1炸78、药kg0.45(铵油)4051336501.75(2#岩石)132.4436920.537537.41773422导火索m0.032789101.1587.02287160.114114.02376263火雷管个0.021859400.064.541498.20.022522.547438.24导爆管雷管个0.190297000.322.774910.113112.7371915坑 木m30.00050.45148.60.0010.07625.080.000530.526173.686钎子钢kg0.01513.544550.17.5672497.10.021121.0676952.17合金片k79、g0.00121.08356.40.0060.454149.820.001531.534506.228水 泥kg282118.8699204282118.86992049机 油kg0.0087.223760.17.5672497.10.0147714.7674873.110柴 油kg0.645.4149820.645.41498211轮 胎kg0.000150.13544.550.00050.03812.540.0001730.17357.09表3-7 主要技术经济指标序号指标名称单 位数 额备 注1设计开采矿量矿石量万t440.2549品 位g/t5.36全矿平均金属量kg236062采出矿80、量矿石量万t440.2549采出矿石品位g/t4.61采出金属量kg202963矿山生产能力t/d(万t/a)1000(33)4矿山服务年限a13.34其中1300m以上12.0a; 1300m以下1.34a5建设期a2.06基建工程量m3713087三级矿量保有期开拓矿量a3.2采准矿量a1.08保有矿量a1.088矿床开拓上盘竖井开拓9采矿方法所占比例分段留矿崩落法占65%分段空场法占35%10矿山工作制度d/a33011采矿综合损失率%14其中:分段留矿崩落法15%;分段空场法12%12采矿综合贫化率%14其中:分段留矿崩落法15%;分段空场法12%13采场生产能力分段留矿崩落法t/d281、50分段空场法t/d20014YGZ-90凿岩机效率m/台班30(150t)每米崩矿量5t/m15出矿设备效率t/台班20016生产时期采掘比m3/kt75.67其中: 开拓m3/kt18.9 采切m3/kt48.77 探矿m3/kt8.017日掘进量m3/d75.6718日副产矿石t/d10019日废石量t/d150表3-8 中段生产能力计算表中段采矿方法可布进路、矿块数进路、矿块利用系数可同时回采进路、矿块数中段生产能力合计分段留矿崩落法分段空场法1385m分段留矿崩落法50.63750分段空场法70.433600合计13501335m分段留矿崩落法50.63750分段空场法80.383682、00合计13501285m分段留矿崩落法50.63750分段空场法80.383600合计1350 3.3.2.2按年下降速度进行验证按1000t/d生产能力（33万t/a），年下降速度见表3- 9 。表3-9 年下降速度表中段回采矿量（万t）生产能力（33万t/a）年下降速度（m/a）备注1385m140.71000t/d11.731335m165.11000t/d9.991285m131.11000t/d12.60从表3-8、表3-9可以看出，1000t/d的生产能力是完全可以实现的。3.3.3 采矿进度计划露天转坑内过渡时期为一年，过渡时期坑内部分主要开采露天坑两端的三角矿柱。采矿进度计划83、见表3-10。3.3.4 矿山服务年限本次设计范围内保有地质储量为440.25万t，按33万t/a的生产能力，可开采约13.34年,其中1300m以上12.0a; 1300m以下1.34a。3.4 矿床开拓3.4.1 地表移动范围的圈定为使设计工程布置的稳妥合理，根据目前所掌握的地质资料、上下盘岩石物理力学性质和所选用的采矿方法，参照类似矿山实际资料，岩石移动角确定如下： 下盘岩石移动角: 600 上盘岩石移动角: 600 端部岩石移动角: 650按上述岩石移动角圈定地表移动范围见附图C275cCK-01。3.4.2 开拓方案选择根据矿床赋存条件、地表地形及厂址位置，可供选择的开拓方案有两个，84、即：上盘竖井开拓方案（方案I）；平硐开拓方案（方案）。 3.4.2.1 各方案简述(1)上盘混合竖井开拓方案（方案）竖井位于矿体北部现选矿厂的矿石堆场附近，承担矿石、废石、人员、材料等提升任务；无轨设备出入等由南段各中段巷道进出。采场崩落的矿石，用铲运机铲卸入脉外矿石溜井中，由电机车经中段运输巷道，牵引至罐笼，提升到地表。(2)平硐开拓方案（方案）主平硐位于矿体南端下盘1335m标高，1385m及1335m中段的矿石均由主平硐运出，翻卸到硐口矿仓中，经振动放矿机装入自卸卡车中，经约6.5km公路运到现矿石堆场翻卸，由前装机转卸到原矿仓。矿山生产后期，在1335m1285m间设一条盲斜井，担负矿85、石、废石、材料等的提升任务，人员亦由该斜井出入。斜井提升采用串车组提升。3.4.2.2 方案比较（1）各方案可比部分基建工程量见表311、12。（2）各方案技术经济比较结果见表313。从比较结果看出，竖井方案在经济和技术方面都优于平硐方案，因此，本次设计推荐竖井方案。表3-10 采矿进度计划表序号中 段地质矿量采出矿量第1年(矿量/品位)第2年(矿量/品位)第35年(矿量/品位)第6年(矿量/品位)第79年(矿量/品位)第10年(矿量/品位)矿量(t)品位(g/t)矿量(t)品位(g/t)11450m以上4088344.724088344.08196000/4.08212834/4.0821486、001450m14254396.1714254395.3135000/5.31117166/5.31990000/5.31283273/5.31313501400m12068705.0512068704.3446727/4.34990000/4.34170143/4.34413001350m9179144.859179144.17159857/4.171300m以上小计39590575.3739590574.62231000/4.27330000/4.52990000/5.31330000/5.17990000/4.34330000/4.261300m以下4434925.26合计440254987、5.36续表3-10 序号中 段地质矿量采出矿量第1112年(矿量/品位)第13年(矿量/品位)第14年(矿量/品位)第15年(矿量/品位)第16年(矿量/品位)矿量(t)品位(g/t)矿量(t)品位(g/t)11450m以上4088344.724088344.08214001450m14254396.1714254395.31313501400m12068705.0512068704.34413001350m9179144.859179144.17660000/4.1798057/4.171300m以上小计39590575.374.62660000/4.1798057/4.171300m以下88、4434925.26合计44025495.36表3 11 混合井、平硐方案工程量比较表（坑内部分）序号项目名称混合井方案平硐方案备注长度（m）工程量(m3)材料量(m3)备注长度（m）工程量(m3)材料量(m3)一混合井1井筒454123662524.72马头门42861.24个3计量硐室37271.34皮带道62364.35井底平巷7446粉矿回收绕道428合计146732721.5钢材245t玻璃钢38t钢筋8.5t木材1.6m3二溜井系统1矿石溜井120115530620252592矿石分支溜井1811930.63废石溜井120793204.24废石分支溜井2181135卸矿硐室500189、006回风井120360合计3292699.8钢材70t三1385m中段1井底车场：单轨260202447.330%支护双轨12062988.6100%支护2石门及中段巷道:单轨920560864.710%支护800566863.510%支护双轨200216453.130%支护250323287.130%支护合计10425253.78900150.6四1335m中段1平硐7009620812.7100%支护2溜井25012582963卸矿硐室(1385中段)5001004回风井75225合计116031208.7钢材40t五1335m中段投产后第6年1井底车场：单轨260188361.930%90、支护双轨1201649139.3100%支护2石门及中段巷道:单轨1000708579.310%支护1000708579.310%支护双轨200258670.030%支护3003879104.530%支护3卸矿硐室500100合计13703450.510964183.8六1285m中段投产后第6年1井底车场：单轨260188361.930%支护双轨1201649139.3100%支护2石门及中段巷道:单轨1000708579.310%支护1000708579.310%支护双轨200258670.030%支护400517214030%支护3水泵房5006050060合计13703410.512791、57279.3七斜箕斗井(13351285)投产后第3年1卷扬机及配点硐室15003002斜井1341827148.2合计3327448.2八回风井投产后第6年1回风井(13351385)503542风机硐室10010合计45410总计584764851钢材315t玻璃钢38t钢筋8.5t木材1.6m3480051282钢材40 t50表312 平硐开拓方案地表部分工程量表序号项目单位数量备注11.11.2工业场地：土石方量其中：填方挖方挡土墙m3m3m3m316500 m310000 m36500 m3浆砌块石3570 m322.12.22.32.4南段道路道路总长土石方量边坡护砌量路面面积92、mm3m3m23500m，其中新增900m、整修2600m。39000m3。其中填方：8000m3、挖方31000 m3浆砌块石13200m316500 m2（面宽4.5m、基宽6.5m；路面结构为15cm厚级配碎砾石面层、12cm干压碎石基层）。33.13.23.3平硐口车场窄轨铁路土石方量挡土墙mm3m3550m24900m3其中填方：24700 m3挖方200 m3浆砌块石1050 m34.汽车运输斯太尔13t矿用自卸车辆215锅炉房新增6t一个6高架铁路桥高15米，宽4米，长250米，采用钢筋混凝土排架结构，合计混凝土量：760m；其中：柱用混凝土量240 m；梁用混凝土量：150m（93、为12m跨简支梁）；板用混凝土量：375m，均采用C30级（）2级钢筋。挡土墙：15米高，上底宽4米，下底宽8米，长25米，共计毛石混凝土量：24375m，采用C20级（）1级钢筋表313 各方案技术经济比较结果表序号项目混合井方案（方案）平硐方案（方案）方案-方案1可比部分投资其中：基建投资 第3年 第5年 第6年3166.82万元2524.28万元328.77万元313.77万元3227.81万元1922.83万元252.85万元630.00万元422.14万元-60.9万元601.4万元75.92万元-630.万元-108.37万元2经营成本253.78万元/a355.13万元/a-1094、1.34万元/a3优点系统环节少，管理简单、可靠。不受气候影响。设备运行可靠。采矿场地集中，靠近矿部，易于管理。矿石不反向运输。年经营费用低、后期投入少。初期投资少。4缺点初期投资大。1. 系统环节多，管理复杂。2.受气候影响。3.设备运行可靠性稍差。4.采矿场地分散，远离矿部，不利于管理。5.矿石反向运输。6.年经营费用高、后期投入大。3.4.3开拓方案简述3.4.3.1开拓运输系统 竖合井位于矿体北部现选矿厂的矿石堆场附近，承担矿石、废石、人员、设备、材料等的提升任务，井筒净直径4.8m，井口标高1671.30m,井底标高1216m，总深度455.3m。1385m中段为基建中段，既首采地段95、，其回风中段为1450m回风巷道，在每个中段上盘布置脉外出矿巷道，与斜坡道联通，脉外出矿巷道净断面尺寸为2.8m2.9m（宽高）。1385m中段、1335m中段、1285m中段为有轨运输中段，巷道净断面尺寸为2.4m2.4m（宽高），矿石由7t电机车牵引2m3侧卸式矿车运输，将矿石从溜井装入后运至井底车场附近，经罐笼提升到地表。在生产后期在1285m中段设水泵房、变电所。3.4.3.2 中段高度根据矿床开采技术条件和所推荐的采矿方法，确定中段高度为50m，中段巷道布置在矿体上盘。各中段标高为1385m、1335m、1285m等。其中1385m为基建中段。3.4.3.3 井筒中心坐标井筒中心坐标96、为：X =900400 Y =49276.729 Z =1671.303.5 基建工程量及基建进度计划3.5.1 基建范围和基建工程量根据所推荐的开拓方案和必须形成的开拓、运输、提升系统，满足应保有的三级矿量，设计确定基建范围为1385m中段及露天坑两端的三角矿柱。基建工程量为71308m3（见表314）。 表314 基建工程量表序号项目名称支护型式断面（m2）长度(m)工程量(m3)材料量(m3)备注净断面掘进断面一混合井1井颈砼21.23740.7112488233.7井筒砼21.23726.4214421187822912马头门砼18.33921.4042042861.24个3计量硐室砼97、37271.34皮带道砼8.7269.7316462364.35井底平巷及泵房砼7446粉矿回收绕道4435140合计146732721.5钢材258t玻璃钢43t钢筋9t木材1.6m3二溜井系统1矿石溜井砼7.0699.62112011553069.62112.56620252592矿石分支溜井砼4.9046.6051811930.63废石溜井砼4.9046.605120793204.24废石分支溜井砼3.143.142X181135卸矿硐室砼5001006回风井3120360合计3292699.8钢材70t三辅助斜坡道1辅助斜坡道喷砼8.6789.3606706271456.9100%支护98、2联络道喷砼8.6789.360160149810.910%支护合计7769467.8四通风工程11450m回风巷道喷砼7.3688.142420342013130%支护5.3936.096302184121500m回风巷道喷砼5.3936.096240146378.4合计6102209.41385m中段1井底车场：单轨喷砼7.1827.788260202447.330%支护 双轨喷砼12.83613.57412062988.6100%支护2石门及中段运输巷道：单轨喷砼5.3936.0961135691964.710%支护 双轨喷砼9.93510.820160173153.130%支护3硐室工99、程（炸药库、电机车修理硐室）喷砼1322300合计11747553.7六采切工程22325800七探矿工程3900总计713085432.2钢材372t玻璃钢49t钢筋9t木材13.6m3完成上述工程量后，对应于1000t/d规模，可以获得如下三级矿量： 开拓矿量：3.20 a 采准矿量：1.08 a 备采矿量：1.08 a。3.5.2 基建进度计划井巷工程掘进指标如下： 竖井：60m/月 平巷：80100m/月 无轨巷道：6080m/月 天井及溜井：80m/月 硐室：500600m3/月按上述基建工程量、建设总体安排和掘进速度，拉开36个工作面，完成71308m3 基建工程量，需要2.0a。100、3.6 矿井通风与安全3.6.1 矿井通风3.6.1.1 矿井通风系统新鲜风流由竖井进入，经中段运输巷道、斜坡道，进入作业面，污风经脉外回风天井进入1450m中段斜坡巷道由风机排出地表3.6.1.2 风量计算矿山所需风量为各工作面和需要独立通风的硐室的风量之和。内、外部露风系数分别取1.2和1.25，全矿总需风量为83m3/s。风量计算结果详见表315。 表315 风量计算表工作面进路（矿块）、硐室所需风量 （m3/s）同时作业个数（个）备用风量（m3/s）所需风量合计（m3/s）分段凿岩巷道3.531020.5出矿巷道3.521017掘进工作面339炸药库22水泵房.变电所33机修硐室1.5101、1.5喷射砼支护2.312.3总计55.3总风量55.31.21.25=83 m3/s3.6.1.3 局部通风矿山生产期间，分段留矿崩落法的分段凿岩出矿巷道、掘进工作面、装矿皮带道、粉矿回收道，采用局扇通风。选择JK55-2No4.5局扇8台，其中6台工作，2台备用。3.6.2 井下防尘矿山生产期间，采取下列措施防尘：（1）采取湿式凿岩捕尘；（2）在独头工作面工作时，采用局扇排尘；（3）在溜井装卸矿口处，安装喷雾器降尘；3.6.3 矿山安全矿山生产必须严格遵守冶金地下矿山安全规程等有关技术规程中的有关规定。3.7 井下排水及坑内辅助设施3.7.1 井下排水经水文专业计算，坑内涌水量为：正常涌水102、量： 400 m3/d最大涌水量： 4845 m3/d 1385m、1335m中段巷道坑内涌水直接流到地表。1285m中段巷道坑内涌水在井底车场附近设中央水泵房、变电所，将坑内涌水排至1335m中段巷道后流到地表。3.7.2 坑内辅助设施3.7.2.1 坑内炸药库1385m中段、1285m中段设坑内炸药库。3.9.7.2 井下维修保养设施在1385m中段，设有电机车、凿岩机维修硐室，供电机车、凿岩机使用。3.8 存在问题及建议分段留矿崩落法是本次设计所推荐的主要采矿方法，鉴于该采矿方法首次在黄金矿山中使用，且XX金矿现又为露天开采，没有使用该采矿方法的经验，为此，建议开展采矿方法试验，以达到降103、低损失贫化指标，培训职工的目的。第四章 选矿4.1 概述4.1.1设计原则本次设计的基本原则是充分利用现生产矿山的设备、设施及预留场地，优化配置方案，采用先进的工艺技术和设备，加大科技投入，减少基建投资，做到技术可行、经济合理4.1.2厂址方案设计新增浮选、生物氧化厂位于原选厂主厂房南侧预留场地内，中和压滤间位于原尾矿压滤间南侧，厂房相对集中。4.1.3选厂现状及存在问题 （1）选厂工艺流程及主要设备XX金矿始建于1993年，采用粗碎自磨二段连续磨矿全泥氰化、树脂提金工艺流程。原工艺流程详见图41（2）选矿工艺存在主要问题XX金矿原为露天开采，随着露天转井下、矿床开采深度的不断下降，硫化矿比例104、越来越大，现选矿工艺流程已不适应矿石性质的变化，选冶回收率逐年下降，2002年全年平均选冶回收率为73，2003年为68%，2004年1月至今选冶回收率约为6065，所以，对现工艺流程进行技术改造，提高选冶回收率已是迫在眉睫。4.2 原矿4.2.1矿物组成XX金矿矿石为中硫化物含金石英脉型矿石，矿物组成比较简单，主要金属矿物为黄铁矿、白铁矿、菱铁矿、毒砂；非金属矿物主要为石英，次为绢云母、绿泥石、高岭土等。矿石中除金有工业回收价值外，银为综合回收元素，其它金属现阶段无工业回收价值。原矿多元素分析见表41。 表41 原矿多元素分析表 元 素Au(g/t)Ag(g/t)CuPbZnFeSSbBi含105、量（）*4.80*12.000.0150.0040.0556.052.480.0090.000元 素CAsPCoSiO2AL2O3CaOMgO烧失量含量（）1.950.260.170.00360.907.194.903.728.61设计品位原矿铁物相分析见表4-2。表4-2 原矿铁物相分析 相别铁/磁铁矿铁/磁黄铁矿铁/菱铁矿铁/黄铁矿铁/硅铁矿赤铁矿全铁含量 (%)0.210.003.262.430.156.05相对含量(%)3.470.0053.8840.172.48100.0原矿砷物相分析见表4-3。表4-3 原矿砷物相分析 相别砷/砷氧化物砷/砷黄铁矿砷/雄黄及雌黄全砷含量 (%)0.106、210.003.266.05相对含量(%)3.470.0053.88100.0原矿碳物相分析见表4-4。表4-4 原矿碳物相分析 相别碳/有机碳碳/无机碳全碳含量 (%)0.631.321.95相对含量(%)32.3167.69100.0矿石中主要矿物相对含量见表4-5。4.2.2金的赋存状态矿石中的金主要以银金矿形式存在，其次为自然金，与硫化物有关的金占59.10%，与脉石有关的金占40.90%。金的嵌布粒度以细粒金和微粒金为主，经产品考察0.071mm占92磨矿细度的原矿样品中硫化物包裹金占26.80%，采用单一氰化很难达到理想的效果，属难浸矿石。金的粒度测量结果见表46。金在样品中的分布107、率见表47。金的赋存状态结果见表48。表4-5 矿石中主要矿物相对含量 金属矿物非金属矿物矿物名称含量（）矿物名称含量（）黄铁矿、白铁矿5.09石英60.92毒 砂0.57绢云母5.20黄铜矿0.02白云石、方解石10.57方铅矿0.01绿泥石、高岭土8.84闪锌矿0.01金红石0.54菱铁矿、磁铁矿、赤铁矿4.89重晶石、磷灰石及其它3.34深红银矿、角银矿、辉银矿微量合计（）10.59合计（）89.41表4-6 金的粒度测量结果 粒径区间(mm)粗粒金中粒金细粒金微粒金合计（）0.0740.0740.0530.0530.0370.0370.0100.0100.0050.005相对含量（）0108、.801.805.1028.6048.2015.50100.006.9063.70表4-7 金在样品中的分布率(细度0.071mm占92) 赋存状态游离金碳酸盐中金硫化物中金脉石中金合计相对含量(%)68.400.2026.804.60100.00表4-8 金的赋存状态结果 赋存状态相对含量合计(%)粒间金石英晶粒间32.5070.20100.00石英与黄铁矿晶粒间20.30黄铁矿、白铁矿、毒砂粒间10.90石英与黄铁矿、白铁矿粒间5.30碳酸盐晶粒间1.20包裹金黄铁矿中19.2029.80白铁矿中3.40石英中7.204.2.3矿石的物理性质矿石密度：2.69tm3松散系数: 1.67供矿109、块度：500mm入选矿石品位: 4.8gt矿石属中硬矿石，与杨家杖子矿石相比，可磨度系数为0.83。4.3选矿试验4.3.1试验情况简介XX金矿于1999年6月2000年5月，先后委托吉林省冶金研究院、北京有色冶金设计研究总院、XX有色金属研究所、中国科学院金属研究所等多家科研单位进行了选矿试验研究，并于2000年7月13日在北京召开了XXXX金矿选矿试验报告审查会，经审议，与会专家一致认为：（1）由北京有色冶金设计研究总院提交的“XX难处理金精矿焙烧氰化小型试验研究方案”、“XX难浸金精矿加压氧化氰化小型试验研究方案”技术可行，指标先进。鉴于XX金矿特殊地理位置，焙烧工艺所产生的硫酸产品销路110、困难及环境保护难解决等一系列难题；加压氧化工艺投资高及某些技术问题尚未解决，为此，暂不考虑二工艺的实施。（2）由中国科学院金属研究所完成的“XX金矿混合矿浮选金精矿常温常压强化碱浸预处理氰化提金工艺2.5kg及实验室试验研究”工艺具有技术新颖，指标先进的特点，考虑到目前该试验深度不够，建议进一步深入试验研究。（3）由北京有色冶金设计研究总院提交的“XX金矿混合带矿石选矿试验报告”中推荐的浮选浮选尾矿氰化工艺，具有流程适应性强的特点。建议对浮选工艺进一步优化，提高选矿回收率，降低尾矿品位，以探索简化工艺流程的可行性。（4）由吉林省冶金研究所提交的金精矿细菌氧化氰化提金可行性试验及连续扩大试验报告111、，技术上可行，指标先进，建议在此研究的基础上进一步补充完善。鉴于XX金矿过渡期矿石性质变化较大，不易控制的特点，在工艺选择上应考虑流程的适应性及经济的合理性，在上述试验的基础上，XX金矿与2004年5月2004年9月，重新委托吉林省冶金研究所进行了浮选浮选尾矿氰化和浮选精矿细菌氧化氰化提金工艺的试验研究。4.3.2原矿浮选、浮选尾矿氰化试验4.3.2.1浮选试验浮选试验条件见表49。表4-9 原矿浮选闭路试验条件 作业名称浮选时间(min)矿浆浓度(%)药剂用量(g/t)丁基黄药丁铵黑药2#油粗选532.00801630精选一316.00精选二310.50扫选51054.3.2.2浮选尾矿氰化112、试验试验单位对浮选尾矿氰化进行了磨矿细度试验、氧化钙用量、氰化钠用量、碱预浸时间、浸出时间、吸附树脂密度等试验，并进行了综合条件试验。综合实验条件如下：磨矿细度： -0.071mm 92%CaO用量： 6kg/t (浓度0.024%)NaCN： 0.8kg/t (浓度0.025%)碱预浸时间： 2h难处理矿石。（2）磨矿细度-0.071mm占92%的原矿样品中硫化物包裹金占26.8,采用单一氰化很难达到理想的效果,试验通过浮选把硫化物中的金赋集到精矿中，浮选精矿再通过细菌氧化后氰化提金，浮选尾矿矿浆浓度： 40%树脂类型： D301G球型大孔弱碱性阴离子交换树脂树脂密度： 10g/l浸吸时间：113、 14h4.3.2.3原矿浮选、浮选尾矿氰化试验结果及结论原矿浮选浮选尾矿氰化树脂提金闭路试验结果见表410。试验结论如下：（1）该矿石物质组成较简单，属中硫化物含金石英脉型矿石。矿石中主要金属矿物为黄铁矿、白铁矿、毒砂、菱铁矿；非金属矿物主要为石英，其次为绿泥石、高岭土等。金主要为银金矿，其次为自然金。金的粒度以细粒金和微细粒金为主，属氰化树脂提金，取得了较好的效果。（3）原矿浮选产率5时，开路与闭路金、银指标相同，且其它元素含量也基本相同，因此该矿石采用两种流程皆可。（4）试验将浮选尾矿水及浮选尾矿氰化贫液返回各自作业对指标均无影响，但试验返回尾水很难达到现场生产的平衡状态，因此尾水对指标114、的影响有待于生产中进一步考察。（5）浮选尾矿同浮选精矿细菌氧化氰化渣合并氰化所获得的指标为浸渣金品位0.64g/t，因进入浮选尾矿氰化作业的细菌氧化氰化渣比例很少，所以对浮选尾矿氰化浸渣影响不大。4.3.3浮选精矿细菌氧化残渣氰化提金试验4.3.3.1浮选精矿样品的制备根据浮选试验结果，制备精矿产率为5的精矿样品进行细菌氧化试验，浮选金精矿主要元素分析见表411。4.3.3.2细菌氧化残渣氰化试验简述试验单位进行了不同温度、不同氧化矿浆浓度、不同氧化时间的细菌氧化条件试验，得出了不同温度、不同矿浆浓度、不同氧化时间条件下的硫、砷、铁脱除率及金的浸出率，同时进行了细菌活性及中和条件试验，细菌氧化115、时间试验结果见表412。细菌氧化残渣氰化试验推荐技术条件如下:(1)细菌氧化作业磨矿细度: -0.071mm 97%矿浆温度: 45矿浆浓度: 15%氧化时间: 1113d矿浆PH值: 1.11.5培养基: OK培养基培养基添加量: 5.625m3/t精矿氧化钙用量(kg/t精矿): 172（2）中和作业中和时间：4h氧化钙用量：370kg/t精矿中和渣产率：108%(精矿)（3）氰化(边浸边吸)作业矿浆浓度: 20%碱浸时间: 4h氧化钙用量：50kg/t氰化钠用量：6kg/t浸吸时间: 24h树脂密度: 15kg/m3矿浆（4）试验推荐技术指标如下：细菌氧化脱砷率：80.4487.72%细116、菌氧化脱硫率：69.8474.29%细菌氧化脱铁率：78.0483.53%金浸出率: 98.12%银浸出率: 93.64%金吸附率: 99.90%银吸附率: 99.67%4.3.3.3试验结论（1）浮选精矿在磨矿细度-0.071mm 97%，矿浆浓度15%，细菌预氧化1113d的情况下，氧化残渣氰化金浸出率为96.8098.18%，获得了理想的试验指标。（2）驯化后的细菌已适应XX浮选精矿的性质，且保持较高活性。（3）试验所用细菌无毒、无污染，对人体及动植物无害，含砷的细菌浸出液经中和处理后，所沉淀的硫酸钙、砷酸铁具有很好的稳定性，可排放至尾矿坝，不会对环境造成污染。（4）在生产中，由于细菌氧117、化是连续作业，更有利于细菌的繁殖和增长，细菌氧化矿物的速度会进一步加快，氧化时间将进一步缩短。4.3.4对实验的评述试验单位针对XX金矿含砷难选矿石采用“浮选浮尾氰化、浮选精矿细菌氧化氰化提金工艺”进行了系统的试验工作，试验获得的技术指标先进、工艺参数合理，可以做为本次设计的依据。该工艺具有以下特点：（1）流程适应性强。该流程无论是处理氧化矿还是处理硫化矿均可获得较高的回收率。（2）细菌氧化产生的含砷废水，采用常规方法即可处理达标表4-11 浮选精矿主要元素分析 元素Au(g/t)Ag(g/t)AsFeS含量(%)64.0089.202.1327.9028.60表412 细菌氧化时间试验结果 118、氧化时间(d)氧化钙用量 (kg/t精矿)残渣产率 (%)残渣品位(%)脱除率(%)氰渣金品位(g/t)金浸出率(%)AsFeSAsFeS912582.240.7114.4718.5072.5957.3546.809.4087.921115773.100.578.3811.8080.4478.0469.842.8096.801317270.700.376.5010.4087.7283.5374.291.6598.181517269.500.255.8910.1091.8485.3375.461.6098.26表410 原矿浮选浮选尾矿氰化树脂提金闭路试验结果 产品名称产率(%)品位(g/t)回119、收率(%)浮尾氰化浸渣品位(g/t)浸出率(%)贵液品位(mg/l)贫液品位(mg/l)吸附率(%)总回收率(%)AuAg对浮选尾矿对原矿对浮选尾矿对原矿AuAgAuAgAuAgAuAgAuAgAuAgAuAg金精矿5.075.00196.7075.2379.130.601.3053.8513.3452.3810.930.470.950.000.00100.0100.088.5790.06尾 矿95.01.302.7324.7720.87原 矿100.04.9912.43100.0100.01564.4设计工艺流程及主要技术指标4.4.1设计的工艺流程XX金矿碎矿、磨矿流程为粗碎、自磨、两段连120、续磨矿的生产流程，该流程配置简单，人员少，管理方便。由于碎、磨流程已能满足1000t/d的生产能力，本次设计不予改变。浮选采用一次粗选、二次扫选、二次精选的工艺流程。浮选尾矿进入原1000t/d的全泥氰化、树脂提金系统。生物氧化采用浮选精矿再磨、二级生物氧化、氧化渣洗涤氰化树脂提金、氧化液中和的工艺流程。设计选矿工艺流程见图22。4.4.2 设计工艺流程的可行性及可靠性生物氧化工艺是利用自然界中的微生物（嗜酸型化能自养菌），经严格筛选、培养、驯化后，在适宜条件下，对矿石中的硫化物进行氧化分解，使包裹于其中的金矿物暴露解离，再用浸金剂溶金，达到提高金浸出率的目的。生物氧化工艺与热压氧化和焙烧氧化121、工艺相比，具有投资少、成本低、操作简便可靠，对环境污染小等优点。是黄金选冶技术领域新兴的绿色环保型高新技术。目前，国内、外已有十余家生物氧化厂建成投产，运行稳定可靠，经济效益显著。XX金矿现正处于氧化矿向原生矿过渡期，矿石性质变化较大，矿石中金的嵌布粒度以细粒金和微细粒金为主，磨矿细度-0.071mm占92%的原矿样品中硫化物包裹金占26.8,采用单一氰化很难达到理想的效果，而采用“浮选丢尾浮选精矿生物氧化残渣氰化工艺”，也很难达到理想的技术经济指标。考虑到XX金矿选厂现已有的全泥氰化系统，因此，通过控制浮选产率，将硫化物富集到精矿中进行生物氧化，而浮选尾矿进入原全泥氰化系统，这样与非硫化物关122、联密切的金矿物也可得到充分回收。不但流程的适应性强，而且尽可能减少氧化成本，充分利用了原有设备4.4.3设计主要技术指标及工艺参数4.4.3.1主要技术指标设计浮选指标见表413。设计浮选尾矿氰化指标见表414。设计浮选精矿生物氧化残渣氰化指标见表415。设计选矿综合指标见表416。4.4.3.2设计主要工艺参数（1）浮选作业 磨矿细度 -0.071mm占92% 浮选浓度 28% 浮选前搅拌时间 9.8min 浮选时间 粗扫 30min 药剂制度：丁基黄药 100g/t；丁铵黑药 20g/t；2油 50g/t 加药点：粗选前搅拌槽、扫选槽 （2）氧化作业 磨矿细度 -0.071mm占97% 矿123、浆温度 452 矿浆浓度 15% 矿浆PH值 1.11.5 氧化还原电位 500650mv 充气系数 0.060.13m3/m3.min 氧化时间 6.57d 培养基用量：硫酸铵 16.87kg/t(精矿) 氯化钾 0.56kg/t(精矿)磷酸氢二钾 3.71kg/t(精矿) 硫酸镁 2.81kg/t(精矿)硝酸钙 0.05kg/t(精矿) 石灰用量(有效CaO占50%) 344kg/t(精矿) 絮凝剂用量（阳离子） 50g/t(精矿)表413 设计浮选指标 项目单位指标生产规模t/d1000原矿品位Aug/t4.80Agg/t12.00精矿产率%5精矿品位Aug/t72.00Agg/t187124、.20精矿回收率Au%75.00Ag%78.00尾矿产率%95尾矿品位Aug/t1.263Agg/t2.779尾矿回收率Au%25.00Ag%22.00 表414 设计浮选尾矿氰化指标 项目单位指标浸出率Au%52.50(作业浸出率)13.125(对原矿)Ag%51.50(作业浸出率)11.330(对原矿)浸渣品位Aug/t0.600Agg/t1.348表415 设计浮选精矿生物氧化残渣氰化指标 项目单位指标生产规模t/d50精矿品位Aug/t72.00Agg/t187.20中和渣产率(对精矿)%145中和渣量t/d72.50中和渣品位Aug/t0.10Agg/t0.20中和渣回收率Au%0.125、201(对精矿)0.151(对原矿)Ag%0.155(对精矿)0.121(对原矿)氧化渣产率(对精矿)%89.50氧化渣量t/d44.75氧化渣品位Aug/t80.285Agg/t208.839氧化渣回收率Au%99.799(对精矿)Ag%99.845(对精矿)氧化渣氰化浸出率Au%96.00(作业)71.855(对原矿)Ag%91.00(作业)70.87 (对原矿)氧化渣氰化尾渣品位Aug/t3.211Agg/t18.795表416 设计选矿综合指标 项目单位指标合计氰化浸出率Au%84.98Ag%82.20合计氰化尾渣品位Aug/t0.717Agg/t2.133合计氰化尾渣量t/d994.126、75吸附率Au%99.0Ag%99.0解吸电解率Au%99.50Ag%99.50冶炼回收率Au%99.50Ag%99.50选冶总回收率Au%83.291Ag%80.566日产金属量Aug/d3997.968Agg/d9667.92（3）中和作业 中和时间 55.5h 石灰用量(有效CaO占50%) 740kg/t(精矿) 中和段数 2段一段PH=5 二段PH=7.58（4）浮选尾矿氰化作业 矿石量 950t/d 矿浆浓度 40% 树脂密度 1015kg/m3矿浆 碱浸时间 2h 浸吸时间 17.5h 石灰用量(有效CaO占50%) 12kg/t 絮凝剂用量(阴离子) 30g/t 氰化钠用量 0127、.8kg/t（5）氧化渣氰化作业 矿石量 44.75t/d 矿浆浓度 20% 树脂密度 20kg/m3矿浆 碱浸时间 6h 浸吸时间 42h 石灰用量(有效CaO占50%) 100kg/t 氰化钠用量 6kg/t 消泡剂 1000g/t4.4.4设计工艺流程的描述碎矿、磨矿利用原有设备，流程不变。浮选浮尾氰化：浮选采用一次粗选、二次扫选、二次精选的工艺流程，矿浆经2台2500x2500搅拌槽充分搅拌后给入4台BF-8浮选机进行粗选，粗选尾矿给入7台BF-8浮选机进行二次扫选，粗选精矿给入4台BF-2.8浮选机进行二次精选。扫选尾矿经18米中心传动浓密机及12米高效浓密机（原有）浓缩后，给入4台128、XMY1060压滤机压滤，滤饼用氰化尾矿滤液调浆后进入原氰化浸出树脂提金系统。18米中心传动浓密机、12米高效浓密机溢流及4台XMY1060压滤机滤液返回磨矿、浮选作业循环使用。生物氧化：精选作业的精矿进入泵池，由渣浆泵泵入150水力旋流器进行分级，旋流器沉砂进入1200x2400溢流型球磨机再磨，形成闭路磨矿。旋流器溢流除屑后给入12米浓密机浓缩，浓密机溢流回水循环使用，底流由KP400软管泵给入3.03.0米调整槽，加水调整矿浆浓度为15%，并加入少量培养基，再由KP600软管泵经矿浆分配器均匀地给入并联的三台8.08.5m氧化槽，进行一级氧化；三槽溢流矿浆合并后给入后续串联的三台同样规格129、的氧化槽，进行二级氧化。各槽内均设有pH值、氧化还原电位、温度测定装置，在保证各氧化槽温度、充气量等工艺条件下，经过67天生物氧化后进入洗涤系统。氧化后的矿浆首先进入9m高效浓密机洗涤，底流进入 3.54.0m调浆槽，再由防腐渣浆泵给入第一台150m2压滤机压滤并反洗；洗涤后的滤饼加水调浆后由防腐渣浆泵给入第二台150m2压滤机压滤并反洗，两段压滤机的滤液返回9m高效浓密机，构成三次联合逆流洗涤流程。第二次压滤后的氧化渣调浆后给入3.54.0m碱浸槽，矿浆浓度35%左右，并加入石灰乳调整矿浆pH值。碱浸后，由渣浆泵给入第三台150m2压滤机压滤，滤饼用氰化尾矿滤液调浆后进入氰化浸出树脂提金系统130、，滤液给入氧化前3.03.0m调整槽。9m高效浓密机溢流出的酸性氧化液自流至5台串联的3.54.5m中和槽，加入石灰乳进行两段中和处理，一段中和二个反应槽，pH值控制到5；二段中和三个反应槽，pH值控制78，中和后生成的化学反应物由渣浆泵给入180m2压滤机压滤，滤液（中和液）进入回水池循环使用，滤饼（中和渣）经胶带输送机送至中和渣库干式堆存。氰化、树脂提金、尾矿压滤、电解、炼金系统利用原有设备。4.5生产能力和工作制度选厂技改后日处理原矿1000t，日处理浮选金精矿50t，即形成1000td的磨浮、氰化系统及50td的细菌氧化系统。工作制度为：年工作330天，每天3班，每班8时4.6主要设备131、的选择与计算4.6.1主要设备选择的原则本次技改增加了浮选、细菌氧化等新工艺，因此设备选择时，即要结合改建工程和新建工程的特点，又要结合现有选厂生产实际，为此设备选择原则如下：（1）设备选择及确定规格时，应考虑与原有设备统一，尽量减少备品备件数量；（2）设备选型符合高效、节能、运转可靠和易于操作的要求；（3）设备选型大型化，力争减少生产设备数量和系列数，以便降低生产成本，实现生产自动化。（4）充分利用现有设备和设施，尽量减少对生产的影响。4.6.2主要设备选择主要设备选择计算结果详见表417425。表4-17 磨矿设备 作业名称设备名称及规格台数给矿粒度-0.074mm(%)产品粒度-0.07132、4mm(%)设备的有效容积（m3）计算所需的容积（m3）实际定额（t/m3.h）负荷率（%）精矿再磨溢流球磨机15003000192982.21.500468表4-18 分级设备 作业名称设备名称及规格台数溢流粒度-0.074mm(%)矿石比重设备处理能力（t/h）计算的给矿量（t/h）负荷率（%）备注精矿再磨分级水力旋流器125mm2983.087.299115备用一台 表419 浮选设备计算表 序号作业名称矿浆体积（m3/min）浮选时间（min）浮选机容积和槽数单位定额m3/ m3*d设计实际容积设计安装m3/台台台1粗 选2.2471112.118440.00982扫选一2.24711133、12.118440.00983扫选二2.24789.088330.00984精选一0.2571217.42.8220.0155精选二0.151229.862.8120.03表420 搅拌设备计算表 作业名称设备名称及规格设备容积(m3)台数矿浆体积 (m3/d)计算搅拌时间 (min)实际搅拌时间 (min)浮选前调浆2500矿浆搅拌槽11.223235.6889.96表4-21 氧化设备 作业名称设备名称及规格台数设备有效容积（m3）矿浆流量(m3/d)氧化时间（d）备注设计实际细菌氧化生物氧化槽8.08.5m620883006.6.96防腐表4-22 中和设备 作业名称设备名称及规格台数设134、备有效容积（m3）矿浆流量(m3/h)中和时间（h）备注设计实际中和中和槽3.54.5m5170305.55.66防腐表4-23 缩脱水设备 序号作业名称设备名称及规格台数固体量（t/d）浓缩前浓度（）浓缩后浓度（）面积(m2)实际单位定额(t/m2.d)备注1氧化前脱药NZ-1215015501130.44新增2氧化渣洗涤GX-91451550630.71新增防腐3浮尾浓缩NZ-18165027382552.55新增浮尾浓缩GX-12130027381132.65原有4浮选前浓缩NT-351100016289601.04原有表4-24 压滤机 序序号作业名称设备名称及规格台数固体处理量（t/135、d）面积(m2)单位定额备注设计滤室容积(m3)实际滤室容积(m3) 1氧化渣压滤XMY1250-U 150m23451501.852.26防腐2中和渣压滤XMY1250-U 180m2272.51804.105.423浮尾压滤XMY2000-U 1060m24950106063.684.8表4-25 罗茨鼓风机 作业名称设备名称及规格台数风压（KPa）单位定额备注设计(m3/min)实际(m3/min)生物氧化罗茨鼓风机150m3/min3156.8280300备一含中和槽充气量4.6.3新设备的应用本次设计新开发的8.08.5m生物氧化槽，填补了国内生物氧化设备的空白，该设备换热系统采用竖136、直排管换热器组，即起到了换热作用、也起到了稳流板作用，充气系统采用充气盘向下充气，气泡经叶轮搅拌、打碎后在矿浆内充分弥散，即解决了充气堵塞问题，也解决了氧在矿浆中的充分溶解问题，是目前国内同类设备的经验总结，因此，该设备的成功应用与否是本次技改的关键。4.6.4车间自动化本着节约实用的原则，根据生产工艺要求，本次技改在关键工艺环节实现自动化。（1）生物氧化槽矿浆pH值，氧化还原电位，温度，充气量自动控制检测。（2）生物氧化前调整槽内给矿、给水，液位自动控制，保证氧化槽给矿恒定及矿浆浓度恒定，确保生物氧化正常进行。（3）9m高效浓密机实行高效化管理，严格控制沉降层液面，合理适时添加絮凝剂，连续自137、动排矿，确保生产正常稳定。（4）浓密机底流排矿泵变频调速。（5）浮选药剂添加采用数控给药机。在氧化渣压滤间设有仪表控制室及操作室，对整个生产工艺进行自动控制及监测。4.7厂房布置和设备配置4.7.1厂房组成XX金矿原为粗碎自磨全泥氰化的单一选别流程，工艺流程简单，生产厂房少，只有粗碎厂房、粉矿仓、磨矿厂房、浸出厂房和尾矿压滤厂房。本次扩建增加了浮选和生物氧化工艺，因此，在充分利用原厂房闲置场地的前提下，需增加磨浮厂房、压滤洗涤厂房、中和压滤厂房及生物氧化区等。4.7.2配置特点（1）设备配置紧凑，浮选、压滤、浓缩等同类设备集中配置，节省占地面积，便于供水、供电、矿浆输送及材料运输。（2）生物氧138、化槽、中和槽、浓缩机采用露天配置，节省基建投资。4.8辅助设施4.8.1药剂设施4.8.1.1药剂种类、用量及添加地点药剂种类、用量及添加地点见表4-264.8.1.2药剂的储存、制备和给药a. 药剂的储存培养基、絮凝剂和浮选药剂在厂房内设有临时贮存场地，在厂区内设有贮存仓库；石灰储存设有180m3的石灰仓。b.药剂的制备及添加培养基与絮凝剂均设有药剂制备槽，泵送至加药点。石灰制备成石灰乳，自流至各加药点。浮选药剂设有药剂制备槽，由制备槽泵送至药剂储槽，再经程控加药机加至各加药点。消泡剂根据需要自流至各加药点。表4-26 药剂种类、用量及添加地点 药剂名称单耗（kg/t）加药地点添加方法配药浓139、度（%）培养基24.03.03.0m调整槽泵送10絮凝剂0.05(精矿)9m高效浓密机泵送0.10.0312m高效浓密机泵送0.1石灰344(精矿)3.03.0m调整槽自流1520740(精矿)中和槽自流1520112氰化前碱浸自流1520消泡剂1000(精矿)碱浸槽自流原液丁基黄药0.1粗选前搅拌槽及扫选程控加药机10丁铵黑药0.02粗选前搅拌槽及扫选程控加药机102油0.05粗选前搅拌槽及扫选程控加药机原液4.8.2检修设施新建各厂房检修设施见表427。4.8.3实验室、化验室、技术检查站、环保监测站本次技改后实验室、化验室、技术检查站、环保监测站利用原有设施，根据新工艺的要求所缺设备填平140、补齐。表4-27 各厂房起重设备表 序号安装地点设备名称起重量(t)台数1浮选厂房电动单梁起重机512压滤洗涤厂房电动单梁起重机523中和间电动单梁起重机514风机房电动单梁起重机515柴油电站电动单梁起重机514.9尾矿设施氰化渣利用现有尾矿设施，不再增加投入；中和渣压滤后排入现尾矿库的另一侧支叉，沟口设一拦水土坝。4.10存在问题及建议1、建议尽早建立生物氧化试验室，开展生物氧化试验研究及原始菌液制备等工作。2、由于生物氧化工艺为高新技术，工艺过程要求较为严格，建议应提前对职工进行培训。3、本次技改设计的工艺流程虽然适应性较强，但流程较为复杂，流程偏长，建议试验单位进一步做工作，尽量简化工141、艺流程，实现浮选直接排尾。4、生产中杜绝氰化物进入生物氧化系统。第五章总图运输5.1区域概况5.1.1矿区地理交通位置XX金矿位于XX西天山科古琴山主脊以南的伊宁县境内，属伊宁县喀拉亚奇乡管辖。矿区地理座标为东经813630873648，北纬441345444853。区内交通尚属方便，由矿区到伊宁市公路距离65km，到伊宁县城61km。5.1.2矿区自然条件矿区地处中低山区，海拔12601700m，地势切割强烈，形成多条棱状山脊，沿河谷山坡陡峻。矿区外围地域开阔，坡缓沟多，是优良的天然牧场，矿区两侧是大小XX河河谷，谷地狭窄，野生果林和灌木颇多，是牧民的“冬窝子”。矿山地处XX境内的丰水区，夏142、季多雨，气候湿润，年平均降雨量400500mm，年最大降雪厚度100cm，年平均气温8，最高极端气温39，最低极端气温-27，最大冻土深度100cm，最大风速24m/s，主导风向SWW。地震烈度为8度。工业场地表面分布有湿陷性黄土和基岩露头。5.2总平面布置及竖向布置5.2.1平面布置该工程属技术改造项目，采矿由原露天日采750t转为地下日采1000t矿石规模，选矿由原树脂炭浆提金工艺日处理750t氧化矿，增加细菌氧化工段250t/d,扩大为日处理1000t选矿规模。总平面布置原则为：在满足工艺流程的前提下，尽可能减少中间环节，缩短各工序间的距离，保证新老工艺流程衔接顺利。采矿工业场地由竖井、143、井口房、提升机房、空压机房、矿车电机车维修房、循环水泵房、矿石堆场、废石线和废石场组成，基本布置在原矿石堆场南侧。竖井和井口房位于原矿仓正南处，井下提升的矿石经轨道直接送往原矿仓；提升机房和空压机房布置在竖井西侧；废石场位于原矿石堆场西南的沟内。选矿新建厂区分为三个台阶，即13m平台、32m平台、58m平台，在矿区东部，原尾矿压滤车间南部为13m平台，布置中和压滤间；32m平台布置在13m平台西部，原树脂厂房南侧，布置有浮选厂房、氧化压滤、氧化槽、配电室等建（构）筑物；58m平台布置在新建主厂房西侧，原选厂碎矿系统的南部，布置有18m浓密机企业原锅炉房有2台6吨蒸汽锅炉，由于用汽量的增加，需在144、拆除1台的基础上新增1台10吨蒸汽锅炉。5.2.2竖向布置各场地分片重点式平整，采矿场地在原矿石堆场平台基础上向南延伸，选矿新增场地延续原选矿各台阶，新浮选压滤台阶通过道路与原厂区道路系统沟通。采选工业场地主要工程量详见表5-1。 采选工业场地主要工程量表 表5-1序号项 目单位数量备 注1新增占地面积m29300不含废石场2土石方挖方m329520填方m3184103平整场地m247004窄轨铁路长度m300600mm轨距22kg/m车挡个1土制道岔副24#单开5道路 (宽6m)m65.4沥青表面处治6场地铺砌面积m2483.2沥青表面处治7挡土墙(浆砌块石)m3300平均高度6m8废石场占145、地面积ha45.3废石场废石场位于竖井西南的沟内，此沟下部为一期工程规划设计的露天采矿场废石场，上部可继续用来堆置废石，按地下开采服务年限10年计算，需要容积60万m3的废石场。废石可由北向南堆排，平均堆高约20m，废石场占地面积约4万m2。废石采用窄轨铁路运输，废石装入矿车后，由3t架线式电机车牵引6辆0.5m3翻斗式矿车至废石场翻卸，平均运距为150m。废石自然堆置边坡为3638。废石卸车线为移动线。5.4企业运输5.4.1外部运输量外部运输量为16077.2t/a，均为运入量。详见外部运输量表5-2。 厂外年运输量表 表5-2序号物料名称单位运距(km)数量1炸药t652422导火索m6146、5537803火雷管个65101064导爆管雷管个65505305坑木m365234.46钎钢t7569.587合金片kg756693.68水泥t6110209机油t4989.910柴油t49881.2611氰化钠t75633012磷酸氢二钾6161.213白灰t612329814丁铵黑药t616.615丁基黄药t75633162#油t6116.517氯化钾t619.2418硫酸铵6127819烧碱t75656.92520钢球t6166021衬板t61990022滤布m27562475023胶带m261214524黄油t6126.425树脂t75613.365263#絮凝剂t75643.232147、7煤t61200028食盐t756529合 计t16077.25.4.2运输方式矿区原内外部运输均为汽车运输。本次设计，矿石采用窄轨铁路运输运往原矿仓，废石采用窄轨铁路运输，其它为汽车运输。由于企业的汽车运输能力富余，故不再增加汽车设备。5.4.3厂区道路厂区原有道路系统已形成，本次设计仅增加一段车间引道，路面结构为 3cm 厚沥青表面处治、12cm 厚干压碎石整平层和 18cm 厚干压碎石基层。第六章 给排水6.1设计资料及现状6.1.1设计资料（参照伊宁市的气象资料）夏季通风室外计算干球温度27，夏季空气调节室外计算干球温度32.1，夏季室外平均每年不保证50小时的湿球温度21.4。6.1148、.2 矿山现状XX金矿是一个正在生产的大型露天金矿。其外部供水水源已经建成，原以渗管取水。1998年9月至11月，由西安有色金属勘察院对XX河进行水文地质勘察及水源凿井，共凿水井四口，以管井取水，四口管井取水能力分别为15m3/d、400 m3/d、500 m3/d、700 m3/d。水源地设有水源加压泵站，水源至厂区1#高位水池有一条DN250的输水管线，输水能力为3600 m3/d。厂区内设有完整的生产消防给水管道、生活给水管道、生产回水管道、生产排水管道及生活排水管道。厂区高处设有生产高位水池、生活高位水池、厂区回水高位水池、尾矿坝回水高位水池、环保坝回水高位水池。厂区生产排水经生产排水149、管道、生活粪便污水经化粪池处理后，均排至尾矿坝。6.2 给水6.2.1 给水量总用水量 9308.88 m3/d生产用新水量 1051.97 m3/d生活用新水水量 150 m3/d回水水量 7071.91 m3/d 循环水量 685 m3/d锅炉用水 250 m3/d绿化及其它水量 100 m3/d6.2.2 给水水源新水总用水量为1551.97 m3/d。根据西安有色金属勘察院所做的XX金矿水源凿井水文地质报告书，现有的四口管井的取水能力为1600 m3/d，能满足新水用水。水源泵站输水泵及输水管线输水能力为3600 m3/d，可以满足水源输水能力的要求。地下水曾于1997年11月做过地下150、水水质分析，地下水属HCO3-SO4-Mg-Ca-Na型水，为较硬的弱碱型淡水，水质符合国家现行标准（GB5479-85），可作为生产用水。6.2.3 厂区给水系统6.2.3.1生产给水系统厂区原有完整的生产给水管道系统，新建及扩建厂房由原有管道系统接管供水。原给水干管供水能力可以满足技改项目的用水要求，个别供水支管需进行改造。6.2.3.2生产回水供水系统 选厂现做两套回水系统，浮选回水一套，氰化回水一套。选厂原已有500m3高位回水池一座，现新建一个500 m3高位回水池，池底标高1666m。氰化回水进入原有高位回水池，浮选回水进入新建高位回水池，再分别重力输送供给厂房回水。6.2.3.3151、空压机冷却水循环泵房空压机冷却水循环泵房室外设玻璃钢逆流式冷却塔，室内新增冷水泵及热水泵。冷水泵为离心泵IS100-65-200(Q=90m3/h ，H=52m，N=22kw)二台，一台工作、一台备用；热水泵为离心泵IS100-80-160A(Q=90m3/h ，H=24m，N=11kw)二台，一台工作、一台备用。循环水处理设施新增机械过滤器。机械过滤器为ZSL-2.6机械过滤器(D=2600mm)。另配50WQ-10-10潜污泵(Q=10m3/h ，H=10m，N=0。75kw)一台。6.3 排水6.3.1 排水量总排水量 186 m3/d其中: 生产废水 51 m3/d 生活污水 135 152、m3/d 6.3.2 排水系统生产废水经厂区原有生产排水管道，生活污水经化粪池处理后排至厂区原有生活排水管道，最终排至尾矿坝。6.4 消防给水以同时发生火灾次数一次计，消防用水为20l/s。原建有的1#高位水池储有消防水量；炸药库用MPT-100型推车式干粉灭火器；新建厂房外从原有的生产消防管道继续敷设管道，并新设若干个室外地下式消火栓。第七章 电力及自控仪表7.1 电力7.1.1 供电现状XX金矿现已建成110/6.3KV总降压变电所一座，110KV电源引自伊宁县变电所，单回路供电，导线采用70mm2钢芯铝绞线，线路全长42Km。现已安装SFZ7-6300/110、6300KVA、1108x153、1.25%/6.3KV变压器各一台，110KV和6.3KV均为单母线接线，110KV配电装置采用室外中型布置，6KV配电装置采用室内双列布置，全部油断路器均在主控室集中控制，110KV、6KV配电装置及主控室均留有扩建的位置。矿山现已建成1x400kW柴油机发电站一座，作为系统故障或检修停电时，矿山一级负荷及检修、照明用电.根据负荷分布情况，矿区内现已建成破碎、磨矿、树脂提金、1号及2号水源泵站、电修变电所六座等，6KV球磨机电动机供电线路二回，由于选矿场地建筑物较为密集，总平面竖向呈多台梯形，不便架设架空线路和开挖电缆沟，因此，6KV供电线路均采用电缆在电缆桥架内敷设。7.1.2矿山总负荷矿154、山原有安装容量2415kW，采矿增加安装容量1600kW，选矿增加安装容量3885kW，矿山总负荷为：安装容量：7900kW工作容量：6884kW计算有功：5472kW计算无功：1116kvar（补偿后）视在容量：5584kVA年耗电量：3545104kWh功率因数：0.987.2 电 源7.2.1 总降压变电所根据选定厂区的电源现状，电源方案可以有以下两种情况：方案：在企业现有110/6kV总降容量的基础上，在备用位置安装一台2000kVA主变，两台主变分列运行。方案：考虑到企业现有主变服务年限较长，元器件多已老化，因此本次设计在原总降备用位置上增加一台8000kVA主变，现有主变作为备用。155、由于方案需重新分配负荷，停电时间长，影响生产并且运行过程中不便管理，因此，设计推荐采用方案。7.2.2供电系统根据本次技改新增负荷的分布情况，设计在提升机房站毗邻、选矿生物氧化厂新建6KV高压配电室各一座，高压配电室6KV电源分别引自总降6KV两段母线，双回路供电。提升机房高压配电室负责采矿负荷，如提升、井下水泵、井下牵引整流、采区等变电所及空压机。生物氧化厂高压配电室负责选矿场负荷，如磨矿及浮选、氰化、细菌氧化及浸出等变电所及溢流球磨机电动机供电。高压配电采用放射式供电。厂内的低压配电电压为380V。照明电压为220V。7.2.3 备用电源根据黄金矿山设计若干原则规定，现有氰化车间的主要设备156、，如吸附槽、空压机、多层浓密机、解吸槽等为一级负荷，生物氧化工段的罗茨风机、循环水泵和氧化槽及消防水泵均按一类负荷考虑，计算负荷270KW，已有400KW柴油机可满足备用电源的需要。矿山拟建竖井虽有平洞做安全出口，但井深达450m且经常用以载人，最好应有两个独立电源供电。待拉开-1285m中段后，坑内将设水泵房变电所，且-1285m中段不能直接通地表，竖井提升及水泵房变电所为一级负荷供电，柴油机发电站必须扩建。7.2.4继电保护主变压器设速断、过流保护，操作电源采用直流操作。氧化车间变电所电力变压器设瓦斯、过流和速断保护。7.2.5输电线路总降至提升机房高压配电室、生物氧化厂高压配电室采用铜芯157、交联聚氯乙烯绝缘电力电缆沿电缆桥架在室外敷设，局部穿管埋地敷设；生物氧化厂高压配电室至各用电设备的配电线路均采用铜芯聚氯乙烯绝缘电缆沿电缆桥架敷设，局部穿管敷设。7.2.6接地和防雷采矿井口设施、生物氧化厂、中和压滤间及风机房均为三类防雷建筑，冲击电阻不大于10欧姆。变电所电气设备的接地电阻不大于4欧姆。7.3电力传动及装备水平7.3.1 根据工艺要求，磨矿工段的软管泵、生物氧化工段的软管泵、洗涤工段的软管泵加变频器进行调速；生物氧化工段的罗茨风机、氧化槽、循环水泵及渣浆泵等容量较大，启动时对系统冲击较大，为减小启动冲击电流，减少备用电源的容量，这些设备加软启动器起动。7.3.2 控制箱所有距158、动力箱较远的用电设备均设机旁操作，其余为动力箱操作。7.3.3 电力变压器选用S9型低损耗铜线变压器，低压配电屏选用GGD型固定柜，由于氧化矿浆酸性较强，因此生物氧化车间动力箱和电缆桥架均选用防腐型，其余的动力配电箱电缆桥架均选用普通型。7.4电气照明厂房内的照明选用防腐型照明配电箱及高效节能照明灯具。所有照明线路均采用铜芯聚氯乙烯绝缘电线穿管敷设。7.5节能措施7.5.1 选用节能型电力变压器。7.5.2 采用高效节能型灯具。7.5.3 在低压配电室进行低压无功自动补偿，高压侧进行无功补偿，提高配电系统的功率因数，减少无功损失，节约电能。第八章 土建工程8.1基本概况8.1.1 矿区自然条件159、XX金矿位于XX伊宁县北约62km，该区系大陆性温带气候，海拔12601700m，相对高差440m左右。地形地貌切割强烈，属中低山区，雨季在48月。主要地表水系由大、小XX河交汇后流入皮里青河，南下流入伊犁河。该矿区地表覆盖第四系黄土及坡残积物，厚约0.515m以上，下部为基岩，经勘探可作为扩建厂的场地。矿区无水文气象站，根据地质队1990年7月1991年2月气象月报、距矿区约20km处的皮里青水文气象站提供的资料、1991年12月由北京有色冶金设计研究总院和XX有色冶金设计研究院合作的提供的资料如下:绝对最高气温 390C绝对最低气温 -270C年平均气温 8 0C最大积雪厚度 1000mm160、年平均降水量 500mm年最大降水量 738mm最大冻土厚度 1000mm基本风压 0.7kN/m2最大雪压 1.3kN/m2地震设防烈度 8度最大风速 24m/s基本风压的确定：该建筑场地地处西天山南边缘的中低山区，北面有高耸的天山为屏障，为当地牧民过冬的冬窝子。山沟为东北-西南向，故基本风压以全国基本风压分布图中伊宁县的基本风压0.7kN/m2 为该建筑场地的基本风压。地震设防烈度的确定：根据现行，该建设场地为7度，但距8度很近，2000年8月在矿区进行现场调查时，据矿区基建部门同志介绍，该矿区已按XX伊宁县地震局的意见将地震烈度提高至8度，故本次设计时地震设防烈度为8度。工程地质：该建设161、场地可分为三层，最上层为腐殖土层，厚度01.2米，以粉土为主，黑褐色，含大量草根及虫孔，局部含碎石，结构松散，欠固结，不宜做建(构)筑物的持力层。次一层为风积成因，浅黄、黄色含白色钙质粉末，呈菌丝状或条纹状分布，并有垂直节理现象，上部土体松散含植物根，潮湿，下部稍密，局部含粘性土及碎石，其埋藏深度1.529米，为中等强湿陷性，高压缩性粉土层，其容许承载力为120Kpa，可作为建(构)筑物的持力层，但必须进行碾压或强夯处理。下一层为砂岩层，为软质岩石，易风化，强度低，上部强风化，节理裂隙发育，其容许承载力为500Kpa，可作主要建(构)筑物的持力层，并查明本建设场地范围内不存在活动断层，根据基岩162、产状亦不存在滑坡的基本条件。8.1.2 矿区建筑状况矿区已有建（构）筑物，基础设施基本配套，满足现有的生产能力，工业建筑和民用建筑均有一定规模，并已具有一定的民族特色，新建或扩建建筑物时应注意这一点。在距矿区64km的伊宁市建有近2400m2的民用建筑，成为该矿的生活基地。根据工艺条件和矿方意见, 本次扩建公共和民用建筑基本使用原有建筑物，仅扩建工业建(构)筑物。伊宁市(县)有小型构件的加工厂和建筑材料厂，建筑材料大多可以就地解决，伊宁县有水泥厂、砖厂、小型林场，砖、水泥、木材基本可由伊宁县供应，不足部分由地区、市解决，离矿区15km左右是皮里青河谷，可采砂石。该矿有一定的施工力量，可承担生活163、福利设施中砖混结构建筑的施工，厂房及特种结构要求具有一定技术力量和施工机械设备，并具有建设同类矿山经验的施工队伍承担。8.2 建筑结构型式的选择8.2.1建筑结构型式提升机采用落地配置，提升机房为钢筋混凝土排架结构，内设桥式起重机，砖墙维护，井架为钢结构，高38米，设斜撑，井口房为砖混结构，矿石和废石仓为钢筋混凝土结构。以上建(构)筑物基础均应落在岩石上。浮选及细菌氧化、压滤厂房采用轻钢彩板结构，操作平台采用钢结构，基础必须落在基岩上。蒸汽锅炉房采用钢筋混凝土框排架结构，其端部予留柱基杯口，可按工艺要求扩建，按常规做法施工，砖维护墙，基础落在基岩上。空压机冷却循环水房采用砖混结构，水池采用钢筋164、混凝土结构，该建(构)筑物若坐落在湿陷，高压缩型粉土覆盖层较厚的地段时，基础可以粉土层为持力层，但必须对地基进行碾压、强夯处理，加强地面排水及上部结构的刚度。其他建筑物采用砖混结构，构筑物中矿仓、水池等采用钢筋混凝土结构。8.2.2建筑结构构件及其它要求为了加快建设速度，尽量采用预制构件。因地震设防烈度提高，故建筑平面力求规则对称，必要时应用抗震缝分割，用构造柱及圈梁加强上部结构刚度。根据工艺要求，对某些设备和厂房地面做表面防腐，选用合适的防腐材料施工。8.3 工业建筑及行政生活福利设施矿山在伊宁县城建设住宅小区职工生活福利，文化教育、医疗卫生及子女上学均可以解决，根据矿方和工艺要求，行政生活165、福利设施利用原有的，新增工业建筑面积为3404.5m2（见表81）。材料消耗为：钢材235t，木材220m3，水泥500t。表8-1 工业建筑建筑面积 序号专 业 名 称单 位数 量1采矿m24972选矿m231643矿机m29304机修m21805热力m22046电气m21237水道m298.6共计m25196.6第九章 热工及暖风9.1 设计基础资料及设计范围9.1.1 设计基础资料(1)XX金矿现有相关设施的暖风、热力专业设计施工图。(2)气象资料（参照伊宁市气象资料）：室外采暖计算温度 20冬季通风室外计算温度 10夏季通风室外计算温度 27年采暖天数 143d冬季室外平均风速 1.7166、m/s夏季室外平均风速 2.5m/s冬季大气压力 94.71kPa夏季大气压力 93.85kPa9.1.2 设计范围本次设计包括：新建厂房的室内蒸汽采暖及工艺所需的通风设施；锅炉房改建1台10t/h蒸汽锅炉及其辅助设施；新建供选矿细菌氧化冬季加温用汽热网及部分供采暖用汽热网，并对锅炉房至生产厂区供汽主干管进行改换。9.2 采暖与通风9.2.1 采暖新建厂房采暖热汽为减压至0.2Mpa的饱和蒸汽，采暖系统形式为上供下回同程式双管系统，采暖设备为TZ465灰铸铁柱型散热器。采暖耗热量计算结果见表91。9.2.2 通风为保证生产工人的身体健康，使室内卫生标准达到工业企业设计卫生标准中的有关规定和要求167、，在产生有害气体的地点分别考虑了排风措施。9.2.2.1提升机房井口提升电动机需采用机械送风冷却，计算风量为18000 m3/h，风压为1200Pa，选用1台4728C离心通风机。9.2.2.2中和压滤间设整体排风，选择两台FT35-116.3玻璃轴流风机排至室外，电机功率：N1.5kw。9.2.2.3生物氧化厂主厂房设整体排风，选十七台FT35-116.3玻璃钢轴流风机排至室外，电机功率：N2.2kw。表9-1 新建厂房采暖耗热量表 序号建筑物名称耗热量（kW）1提升厂房1002井口房1343空压机房534空压机冷却泵房145生物氧化厂主厂房6916生物氧化厂回水泵房237生物氧化厂空气加压168、机房758生物氧化厂中和压滤间1609锅炉房4210机修间5611合 计13489.3冷却调温根据生产工艺要求：氧化槽每小时产生化学反应热2788.7M（Cal）(3243kw)。采用内冷却变流量调节来实现其工作工况，选用CDBNL3系统低噪声型逆流玻璃钢冷却塔.（1）CDBNL3450 风量：242000m3/hN11kw（2）CDBNL3-150 风量：84000m3/hN4.0kw。9.4热力9.4.1 锅炉房矿区内现有一座两台6吨蒸汽锅炉房供矿区内生活区及厂房采暖用；由于锅炉陈旧、效率大大降低，又考虑到新增技改厂房，所以将一台6吨锅炉拆除，新增一台SHL10-1.25-AII型蒸汽锅炉169、，与原有另一台6吨蒸汽锅炉互为备用，其余设备不变。根据新增厂房采暖及生物氧化生产启动热负荷要求，新更换一台10吨蒸汽锅炉，锅炉型号为：SHL10-1.25-AII锅炉，可满足要求。 鼓风机型号为：GC10-11No8.1D 右225 Q=15000m3/h P=2750Pa N=15KW 引风机型号为：GC10-15 右0 Q=32138 m3/h P=3802Pa N=55KW 除尘器型号为：XD-10型多管除尘器 除渣机型号为：LXL-1型螺旋除渣机，N=1.5KW9.4.1.1燃料利用原有煤场及渣场9.4.1.2水处理系统及给水根据XX维吾尔自治区水环境监测中心对XX金矿锅炉房水质分析测170、试结果报告可知,采暖锅炉水处理交换器处理后的水质达不到国家低压锅炉水处理“GB-1576”的水质标准,0.03毫克当量/升.经现场实际调查,锅炉房水质现状如下：1, 原水总硬度12-13me/升,原水混浊。2, 再生盐液比较混浊。3, 锅炉耗水量8小时约100吨,供暖外网失水量大。4, 现场检查两台交换器失效, 每台交换器分两次再生; 出水硬度仍达不到标准。 根据上述情况：1, 为了使锅炉安全运行、 经济运行、无垢运行，确保水质达标，必须再增加一台相同型号的交换器； 两台串联运行, 一台处理好备用。2, 原盐溶池不符合有关规范要求, 须改为盐溶器密闭运行, 拆除原有的盐液泵.。3, 为了降低原171、水的混浊度, 应增加滤水器一台。4, 严格处理现有的交换树脂, 并增添足量的新树脂。5, 炉外处理同锅内处理相结合, 可用磷酸三钠法配合处理；并要求运行人员及时排污。锅炉给水的补充水采用软化水。水处理设备选用组合式全自动软化水设备，设备能力1620m/h，交换剂采用732型树脂，还原剂为食盐溶液，软化水送入水箱后再由补给水泵补入热水系统，然后用循环泵打进锅炉。主要设备：全自动软水设备Q1620m3/h一套。9.4.2换热站根据生物氧化生产启动热负荷要求，需要把蒸汽换成热水。主要设备： 1, 换热机组: BRG0.8-1.0-(200+78)-E-I 2, 水处理机组: NJ4型 3, 软化水箱172、: 2500X2000X1800mm 4, 补给水泵: 32LGR65-15X2 Q=6.5m3/hN1.5kw H=30m 两台(一用一备)9.4.3热力管网（1）本热力网包括蒸汽供热管道及回水管道。（2）热力管网铺设方式采用架空敷设。第十章 环境保护10.1环境保护10.1.1设计依据（1）国务院令（98）第253号发建设项目环境保护管理条例；（2）国环字（87）第002号建设项目环境保护设计规定；（3）污水综合排放标准GB89781996；（4）锅炉大气污染物排放标准GWPB31999；（5）工业企业厂界噪声标准GB1234890；（6）黄金矿山企业初步内容和深度的原则规定国金基字199173、0201号；10.1.2设计原则a.认真落实全面规划、合理布局、化害为利、保护环境的工作方针，坚持以预防为主、防治结合、综合治理的原则。b.认真做好“三同时”，即防治污染的措施与主体工程同时设计、同时施工、同时运行。c.积极采用先进工艺和设备，提高资源、能源的利用率，使建设项目投产后能获得最佳经济效益。10.1.3环境概况XX金矿位于西天山科古琴山主脊南侧的伊宁县境内，属伊犁哈萨克自治州管辖。矿区距县城北偏东30km，现有公路通往矿区，路程约64km。伊犁地区是多民族地区，经济以农牧业为主，林业较发达，工业发展较好。矿区属温带大陆性半干旱气候，四季分明，气候湿润，夏季多雨，年平均气温8。矿区为174、一南北向延伸展布的河间地块山岭地带，地势向北东倾斜，坡度30o35o。矿区西侧有大XX河，南侧有小XX河，水量充沛；周围植被发育，牧草茂盛，是优良的天然牧场，无农田、林带，多为草皮和少量灌木，是牧民的“冬窝子”。XX金矿为一大型金矿，设计采、选能力为 1500t/d。目前该矿采用树脂炭浆提金工艺处理氧化矿。因此，现有污染物主要是采矿粉尘、废气、废石以及选矿尾矿、含氰废水。由于采用了相应的治理措施，矿区环境质量现状良好。10.2主要污染源及治理措施10.2.1采矿作业主要污染物及其治理措施(1)粉尘主要产尘点有采场、振动放矿机、原矿仓等，采取以下措施降尘：a.湿式凿岩捕尘；b向爆堆喷雾洒水降尘；175、c在独头工作面设计局扇排尘；d在溜井装卸矿处设计喷雾器降尘；e在破碎硐室、初碎站振动放矿机、原矿仓设计除尘器除尘。(2)废气爆破矿石时产生含CO、NOX的废气。为及时排出污风，矿井初期各作业点由局扇经风井直接排出地表，后期采用对角抽出式通风系统，新鲜风流经竖井、中段巷道、再经斜坡道进入工作面，污风由局扇排入回风天井，进入上中段回风巷道，最后由1385m回风平硐排出地表。风量为110m3/s。(3)坑内排水坑内涌水1385m、1335m巷道自流到南端出地表，1285m由坑内水泵房经竖井排至1385m，沉降后排往小XX河。(4)废石采矿废石300t/d。废石由电机车牵引至混合井旁，翻卸到废石溜井中176、，经皮带道、计量硐室，装入箕斗提升到地表，卸入废石仓，由矿车翻卸到废石堆场或露天坑堆存。(5)噪声采掘机械、破碎和筛分设备产生85dB（A）的噪声。10.2.2细菌氧化作业主要污染物及其治理措施技改后，采矿系统、碎磨系统、浮尾氰化系统维持原有不变，新增50 t/d细菌氧化系统。在生物氧化过程中大量的As、Fe、S转入生物氧化液中，生物氧化及中和过程会产生一部分酸气；中和、氰化过程产生中和渣、及氰化渣；在氰化浸金过程中采用的氰化物是有毒药剂；锅炉供暖时会产生烟气及采场产出的废石和粉尘烟气等。(1)通风除尘破碎厂房、筛分厂房、磨浮脱水厂房、药剂及石灰乳制备厂房均设有必要的通风除尘设施，以排出破碎、177、筛分时产生的粉尘以及浮选、药剂制备时产生的含药剂的废气。(2)锅炉烟气锅炉烟气经多管除尘器（除尘效率90 %）净化后，从H30 m、800 mm烟囱排入大气，烟气排放量12000m3/h，烟气中烟尘排放浓度低于锅炉大气污染物排放标准GWPB3-1999。(3)废水为了尽量少排污水，设计两套回水系统：精矿、尾矿分别过滤，回水在磨浮系统循环使用；氰化尾矿过滤，回水在氰化系统循环使用。细菌氧化的酸性菌液792m3/d，经中和处理后达到污水综合排放标准GB89781996二级标准，排入尾矿库。少量生活污水排至原矿区排水管道，进入生活污水处理系统。(4)废渣尾矿干堆，对环境影响不大。酸性菌液中和处理渣主178、要成分是CaSO4，还有少量FeAsO4、Fe(OH)3，渣量100t/d，排入尾矿库。 As以砷酸铁状态沉淀在中和渣中，比较稳定，对水环境影响不大。锅炉灰渣属一般工业废物，用手推车运至渣场堆存或综合利用，对环境基本无影响。(5)噪声产生噪声的主要设备有：球磨机、鼓风机、空压机、风机,其噪声声级在85dB(A)以上。除设备基础作减振处理外，还利用建筑隔声减轻噪声源强，鼓风机、空压机、风机放置在单独的风机房内，以确保厂界噪声达到工业企业厂界噪声标准中类标准昼间60dB(A)，夜间50dB(A)的要求。10.3环境影响分析矿山在生产过程中向环境排放的主要污染物是粉尘、井下污风、坑内涌水。采用湿式作179、业、喷雾洒水降尘、除尘器除尘和抽出式通风系统后，外排废气中含尘、CO、NOX的浓度均不高，加之矿区辽阔，经大气进一步稀释、扩散后，对居住区大气环境质量影响不显著。坑内涌水除含矿尘等悬浮物外不含其它有害物，沉降后排至小XX河，而接纳水体水量充沛，进一步稀释后，对地面水环境基本无影响。采矿废石属一般固体废物，或堆存，或综合利用，对环境均影响不大。采矿、粗碎设备噪声产生于井下，对生活环境没有影响；设于地面的初碎设备，其基础作减振处理，降低环境噪声源强，加之矿区人烟稀少，不存在扰民影响。本工程将生物工程用于提金工艺在我国属于高新技术，工艺过程产生的污染物较少,有利于保护环境。锅炉烟气经除尘净化可以达标180、排放，通风除尘净化后的废气，再经大气进一步稀释、扩散后，对环境空气质量影响很小；生产过程中产生的中和渣，排入尾矿库，可保护环境不受污染；锅炉灰渣属一般废物，对环境无影响；球磨机机座作减振处理，鼓风机、空压机设置在单独的机房内，其降噪隔声的作用是明显的，加之噪声强度随距离的增加而衰减后，设备噪声对周围环境不会产生扰民影响。通过以上分析，说明本工程建成投产后，对周围环境的影响是可以接受的，该工程的建设是可行的。10.4绿化矿区气候湿润，有利于花草、树木生长。原矿区内除建筑物、道路、废石场、尾矿库外几乎全部被绿色植物覆盖，周围是一级草场，绿化成绩喜人。本工程在辅助工业区及居民区再种植一些乡土乔、灌木181、和花卉、草皮，对吸收有害气体、减弱噪声，美化环境大有益处。10.5环保投资本次设计环境工程投资概算约900万元，约占新增投资的7.5%。环保主要设备、设施投资及作用见表101。表101 环保主要设备、设施投资及作用 序号环保设备名称数量价格（万元）主要工艺目标值实施日期19m高效浓密机139洗涤氧化渣中的砷，使之进入氧化液中。砷的洗涤率99.5%。与项目同时建设实施2180m2压滤机230中和渣压滤，干式堆存使中和渣含水率控制在2030。与项目同时建设实施33.5x4.5m中和槽5120中和氧化液，控制PH8，砷以砷酸铁状态存在。使氧化液中砷100转化为砷酸铁。与项目同时建设实施4氰化渣、中和182、渣堆场1座原有堆放废渣，应具有防洪、防泄功能。废渣可以安全堆放，不影响环境质量。原有5100 m3水池450回水缓冲设施工艺中循环使用与项目同时建设实施6绿化30恢复植被、植树造林，种花种草最大限度对生态环境进行补偿项目建成后逐年补偿。10.6环境管理与监测10.6.1环保机构企业已有环境管理与监测机构，负责矿山的环境管理与监测，配有相应的仪器设备。该机构需按环保部门要求，定期监测并向有关部门做出相关的报告。本次技改增加3人。10.6.2监测制度及监测点的布置（1）尾矿干堆场集水池，控制砷、氰化物及重金属浓度达到类地表水标准。（2）矿区生活污水排放口，控制水质达到类地表水标准。（3）项目正常生183、产后，应测定中和渣、氰化渣内砷、氰化物及重金属在该地区自然环境条件下的反溶状况并报市、县环保局存档。（3） 监测频率为每周一次。第十一章 职业安全与工业卫生11.1设计依据及工程概述11.1.1设计依据（1）中华人民共和国劳动部劳字199848号文关于生产性建设工程项目职业安全卫生监察的暂行规定。（2）工业企业噪声控制设计规范GBJ8785。（3）生产饮用水卫生标准GB574985。（4）冶金矿山安全规程冶金部80冶安字第2697号文。（5）工业企业设计卫生标准TJ3679。（6）国务院国发198497号文关于加强防尘防毒工作的决定。11.1.2工程概述XX金矿原已形成750td的采、选生产能184、力，本次改造后采矿新增250td生产能力，达到1000td规模、碎矿、磨矿、氰化系统不变，新增1000td浮选系统、50td生物氧化提金系统，主要生产工序有：井下采矿、磨矿分级、生物氧化、逆流洗涤、氧化渣过滤、氧化渣氰化等，并有与之配套的供水、供电、排尾、行政等设施。厂区四周千米范围无居民。11.2.设计中采取的安全防范措施11.2.1总图布置采矿工业场地的总平面布置考虑了采矿移动线的影响，辅助工业区建（构）筑物的布置除满足各种防护距离的要求外，均布置在开采岩体地表移动线以外。11.2.2地下开采安全技术(1)巷道掘进井巷掘进针对不同的岩体类别采用不同的掘进方法，将爆破扰动围岩降到最低程度。此185、外，需及时提供围岩护表力，增强围岩表面强度。巷道开挖将涉及到工作面前方、后方巷道表面变形，应迅速采用喷浆、喷射混凝土及时改变工作面端部，对节理、片理及时充填微裂隙，提高围岩的表面强度。（2）安全出口竖井内配罐笼，负担矿石和人员的提升任务，除有现代化的提升装置外，井筒中还设有行人的梯子间，作为备用的安全出口。1385m、1335m中段巷道南端有出口，可以通行人员，作为矿山的第二安全出口。（3）保障矿井通风坑内采用机械通风方式，通风系统设反风装置，发生事故10分钟内完成反风操作。（4）爆破安全措施炸药及起爆器材的存储、运输、加工等工作严格遵守爆破安全规程中的有关规定。爆破工作必须由经过专门培训、持186、有爆破许可证的工人进行。爆破后必须进行喷雾洒水或机械通风，待炮烟排净后方可进入工作面。（5）矿区消防井口和井下不使用、不堆放易燃建筑材料，绝对禁止明火作业。井口、井底车场、变电硐室、变电所、井塔机房等处设防火器材。本工程的消防设施纳入矿山统一消防系统。（6）用电安全高压设备均装设过流继电器保护；低压设备采用自动开关或熔断器进行短路保护；采用热继电器进行过负荷和断相保护；装设漏电开关进行单相接地保护；电器设备的不带电金属外壳及金属支架等均作保护接地或采用接零措施。（7）防雷有色冶金企业电力设计技术规定：高度在15m以上的烟囱、水塔等孤立的高耸建（构）筑物属于第三类防雷建（构）筑物。本工程竖井井塔187、高度超过15m，而且在矿山是属于孤立高耸的建（构）筑物，因此按第三类防雷建（构）筑物采取防雷措施。（8）其它安全措施生产作业场所的升降口及有跌落危险的地方，均设有盖板和防护栏杆，以防止人身事故的发生。井下各中段设联络电话；井下作业人员实行挂牌制并配备矿灯；各作业点安装照明灯。11.2.3选矿安全技术（1）防酸腐蚀：生物氧化在酸性条件下进行，PH=0.81.5。除地面作防酸处理外，还向工人发放防酸工作服、防酸手套等。（2）防人身伤亡：生产设备顺流走向布置，并留有足够的操作空间；设备外露转动部位设置防护罩或挡板，保证生产安全；生产区内所有有可能跌落、碰伤的地方，均设置防护栏杆、盖板等。（3）消防：188、原矿山消防设施已齐备，本工程的消防设施纳入矿山统一消防系统。（4） 防地震：建（构）筑物按地震基本烈度8度设防。11.3劳动卫生11.3.1防尘、防有害气体采掘工作面采用湿式凿岩，不准打干眼，对产生粉尘的地方采取喷雾洒水降尘或机械强制通风换气措施。井下爆破、独头巷道掘进及其它通风困难处，采用局扇通风。破碎厂房、筛分厂房、磨浮脱水厂房、药剂及石灰乳制备厂房均设有必要的通风除尘设施。随着新鲜空气的送入，工作场所的粉尘及有害气体不断被稀释排出，使粉尘浓度降至2mg/m3以下,符合工业企业设计卫生标准TJ36-79的要求。11.3.2防噪声凿岩机配消声罩；凿岩工必须佩戴防噪声耳罩；鼓风机、空压机、通风189、机设置在相应的机房内,利用建筑隔声减轻高噪声设备的噪声影响，并设计隔音值班室，以保护工人听力。11.3.3给水卫生生活用水由本矿区原大XX河水源地供给，净化处理后水质符合GB5749-85生活饮用水卫生标准。11.3.4生活福利设施XX金矿有较完善的生活福利设施，单身宿舍、家属宿舍、食堂、浴室、文化中心、学校、托儿所一应俱全，方便了职工生活。11.4预期效果设计遵照安全第一，预防为主的方针，从治本的指导思想出发，采用生物氧化浸出工艺处理含砷难处理金精矿可彻底解决砷污染问题，对减轻设备噪声等级，防止硫酸腐蚀等方面作了比较周到的设计，并在防火、防人身伤亡事故方面采取了积极的、防患于未然的措施。可以190、预见，本工程投产后，在取得较高经济效益的同时，也能保障工人在生产过程中的安全卫生。11.5安全教育定期进行安全（卫生）教育，制订安全（卫生）操作规程，严格管理。11.6安全机构XX金矿在生产技术部设有专职安全员3名，每个班组还设有1名兼职安全环保员，完全能满足本工程的需要。因此，安全工作均利用现有机构、人员完成，本工程不再增设。第十二章 节能12.1 矿山规模及耗能量XX金矿深部开采工程达产后，生产能力将达1000t/d，本次设计为完整的采选工程，为便于能耗指标的对比，充分体现本次设计节能效果，将采用本次设计采矿综合耗能及各作业工序单项耗能与原中国有色金属总公司制定的有色金属工业节能设计技术规191、定相对比。采选年耗电量3545104kWh12.2 节能措施12.2.1 采矿及矿机(1)竖井提升中采用直流电机、全自动控制，以达到节能和安全的目的；(2) 矿山生产初期，不设主通风机，充分利用地形分散回风，减少通风阻力，降低能耗。（3）矿山生产初期，充分利用地形条件，坑内涌水由1385m、1335m中段巷道直接流到地表，节省排水费用。 (4)坑内通风选择节能风机；其它设备选择中也都选用节能设备。12.2.2 选矿（1）采用自磨+碎矿+球磨的碎磨工艺流程，降低了入磨粒度，降低了能耗。（2）新增的磨矿、浮选、细菌氧化+氰化浸出和浓缩过滤设备均大型化和高效化，有效的降低了能耗。（3）细菌氧化系统采192、用的自控水平较高，适当的提高了选厂原有设备自动化控制水平，使绝大部分设备均可以在最佳状态下工作，能耗降低。（4）充分利用了选厂地形，药剂管和大部分矿浆管采用自流，节省了能耗。12.2.3 电力（1）设计中全部选用原机械工业部和国家机械委颁布的几批推广使用的节能产品，未选用被淘汰的几批能耗高，效率低的各类机点产品。（2）选用节能型变压器、供配点箱（柜、屏），合理配置配电设备，供配电电缆走向合理，以减少电缆线损。（3）为减少无功损耗，0.4/0.23kv配电装置设置静电电容器，需要时同步电动机调相运行，进行无功功率补偿。（4）选矿厂砂泵，软管泵采用变频调速，既满足工艺调速的要求又节约了能源。12.193、2.4 热工（1）本次技改，扩建1台蒸气燃煤锅炉，所配鼓风机的电动机为双速电机，当锅炉负荷较大时，高速运行；当负荷较小时，低速运行，鼓风量可通过电机转速调节，功率由7.5kw减至2.5kw，可以减少电耗。（2）热网管道采用优质复合硅酸盐保温材料，保温效果好，较耐用，可减少热损失。12.3 节能效果预测12.3.1 设计的能耗指标XX金矿技改工程达产后，生产能力将达1000t/d，采选年耗电量为3545万度，综合能耗指标为107.4kwh/t。各作业工序单项耗能达到原中国有色金属总公司制定的有色金属工业节能设计技术规定。12.3.2 节能效果评述XX金矿现为露天开采，因此，本次设计仅参照有色金属194、工业节能设计技术规定考核本次设计指标，从对比的情况看，各工序均满足“规定”的要求。第十三章 投 资 估 算13.1 工程概况本投资估算是根据XX金矿二期采选建设改造项目矿产资源综合利用可行性研究进行编制的，总估算投资12056.088万元，生产规模为采选矿日处理矿石1000t/d，单位投资365.34元/t.a。XX金矿位于XX维吾尔自治区伊宁县境内，属伊梨哈萨克自治州管辖。距伊宁市64Km，距XX市691km。经多方案论证，本次设计推荐的设计规模为采选矿日处理矿石1500t/d。主要工艺流程为采矿竖井开拓，分段留矿崩落采矿法，利用铲运机无轨运输设备出矿。选矿采用浮选、细菌氧化、氰化，浮选尾矿195、全泥氰化工艺流程。13.2 投资范围及内容本投资估算地质，采矿，选矿，公用设施，其它费，工程预备费，建设期贷款利息。其主要工程内容包括基建探矿，探测设备，坑内开拓工程，采掘设备，坑内运输、排水、设备维修、供电等机电设备购置及安装工程，坑内管网。竖井、提升机房，空压机房扩建，坑口房等采矿工业场地工程。浮选车间，细菌氧化车间，总降压变电所，厂区供电线路。锅炉房，热力管网。厂区供水和给排水管线。厂区道路及铺砌，厂区铁路，厂区竖向布置，土石方工程，总图运输设备。 13.3 编制依据13.3.1 工程量按各专业提供的本工程设计图纸、工程量清单、设备表计算。13.3.2 人工工资按XX金矿矿提供的企业现行196、人工工资单价执行,并参考黄金行业现行有关规定进行调整。13.3.3 材料价格材料预算价格按所用定额有关规定执行,材料市场价格按XX金矿提供的现行市场价格执行,不足部分参考伊宁市建筑工程材料市场价格信息。13.3.4 机电设备价格标准设备采用1998年出版的工程建设全国机电设备1998年价格汇编和1997年出版的机电产品报价手册。对于用量多、价格高的设备从厂家直接询价。非标准设备参考1992年有色总公司颁发的非标准设备订价办法并参考同类设备订货价和到货价进行调整。设备运杂费,国产设备按10%计取。13.3.5 定额采用（1）井巷工程,采用黄金行业现行定额标准，并参考现行矿山实际造价指标进行了适当197、调整。（2）土建工程,参考地方现行定额标准，并参考地方现行实际造价指标进行了适当调整。（3）安装工程,参考同类矿山实际造价指标，并结合本工程实际特点进行适当调整。（3）工程建设其它费，采用1993年国家黄金管理局颁发的黄金工业工程建设预算定额(概预算费用定额)，并结合本工程实际特点对有些费用进行了适当调整。13.3.5 基建期贷款利息贷款比例按概算投资的50%，贷款利率按年6.2%，建设期按2.5年计算。13.4 投资分析13.4.1 投资分析表表13-1 按投资构成划分投资分析表项目名称价值（万元）占总造价（%）备注建筑工程费用3141.2234.75安装工程费用361.644.00设备及工198、器具购置费3778.3341.80其它费用785.058.68工程预备费728.128.05建设期贷款利息245.492.72动态投资总造价9039.90100表13-2 按投资构成划分投资分析表项 目 名 称价值（万元）占总造价（%）备注主要生产项目工程6431.4171.15其中：地质106.001.17采矿3388.7237.49选矿2936.6932.49公用系统工程849.839.40其中：动力及通讯338.623.75热力及给排水工程294.623.25总图运输216.592.4其它费用785.058.68工程预备费728.128.05建设期贷款利息245.492.72动态投资总造199、价9039.9100.00总 估 算 表序号工程项目和费用名称价 值 (万元)建筑工程设 备安装工程工器具其它费用总 价 值I第一部分 工程费I-1采矿主要生产工程一地质1 探矿78.0078.002 取样化验28.0028.00地质合计106.00106.00二采矿场（一）开拓工程1混合井掘砌610.67610.672 马头门19.6919.693 计量硐室14.8814.884 皮带道20.2220.225 井底平巷23.8123.816 主井粉矿回收掘砌4.484.487 矿石溜井56.2856.288 矿石分支溜井4.764.769 废石溜井31.7231.7210 卸矿硐室17.50200、17.50总 估 算 表序号工程项目和费用名称价 值 (万元)建筑工程设 备安装工程工器具其它费用总 价 值11 回风井16.2016.2012 辅助斜坡道175.59175.5913 联络道47.9447.9414 1450回风巷道147.31147.3115 1500回风巷道40.9640.9616 1385中段328.92328.92开拓工程小计1560.931560.93（二）采矿设备329.2719.76349.03（三）坑内运输33.00217.609.90260.50（四）坑内供电98.2411.79110.03（五）电机车及矿车维修硐室5.341.636.97（六）坑内管网60201、.1060.10采矿场合计1654.03650.4543.082347.56三采矿工业场地1 主竖井提升机房181.50379.8728.56589.932 空压机房26.3397.1217.18140.633 通风机房35.8736.194.7776.83总 估 算 表序号工程项目和费用名称价 值 (万元)建筑工程设 备安装工程工器具其它费用总 价 值4 坑口办公室及浴室43.4454.501.2099.145 皮带廊48.307.802.2858.38采矿工业场地小计335.44575.4853.99964.91采矿主要生产工程合计2095.471225.9397.073418.47I-2202、采矿辅助生产工程1 矿车修理间9.9918.213.0231.222 锻钎机房5.779.512.7518.03采矿辅助生产工程合计15.7627.725.7749.25I-3选矿主要生产工程一主厂房1土建工程366.20366.202磨浮设备754.5445.27799.813生物氧化设备985.9159.161045.074金属结构及工艺管道72.0072.005仪表设备68.155.0073.15总 估 算 表序号工程项目和费用名称价 值 (万元)建筑工程设 备安装工程工器具其它费用总 价 值6通风设备3.400.213.61主厂房工程小计366.201846.96183.532396.203、69二中和间1土建工程53.0053.002选矿设备69.884.1774.053通风及回水加压泵1.500.11.604换热站28.641.5530.19中和间工程小计53.00100.025.82158.84三回水泵房8.108.10四浓缩机壳体及基础54.4054.40选矿主要生产工程合计481.701946.98189.352618.03I-4选矿辅助生产工程一风机房及氧化厂配电室1建筑65.7065.702电力设备227.2422.72249.96风机房及氧化厂配电工程小计65.70227.2422.72315.66总 估 算 表序号工程项目和费用名称价 值 (万元)建筑工程设 备安204、装工程工器具其它费用总 价 值二尾矿坝30.0030.00选矿辅助生产工程合计95.70227.2422.72345.66I-5公用系统工程一动力及通讯工程1 总降压变电所2.56206.6722.58231.812 厂区供电线路106.81106.81动力及通讯工程小计109.37206.6722.58 338.62 二厂区供热工程1 锅炉房38.87141.5020.45200.822 热力管网51.0051.00厂区供热工程小计89.87141.5020.45251.82三给排水工程1 水源泵站10.762.343.7516.85总 估 算 表序号工程项目和费用名称价 值 (万元)建筑工205、程设 备安装工程工器具其它费用总 价 值2 厂区供水线路26.0026.00给排水工程小计36.762.343.7 42.80四总图运输工程外部公路16.7116.71铁路铺设24.524.50总图土石方112.85112.85厂区竖向布置48.0548.05厂区道路及铺砌14.4914.49总图运输工程小计216.59216.59公用系统工程合计452.59350.5146.73849.83第一部分 工程费合计3141.223778.38361.647281.24II第二部分 其他费用1 业主管理费69.1569.15总 估 算 表序号工程项目和费用名称价 值 (万元)建筑工程设 备安装工程206、工器具其它费用总 价 值2 工程建设监理费93.9893.983 联合试运转费50.3250.324 生产工器具及家具购置费18.8918.895 办公与生活家具购置费14.5014.506 评估、招标费5.005.007 试验研究费54.0054.008职工培训及提前进厂费5.005.009技术转让费60.0060.0010勘察测量费12.6012.6011 工程设计费（含预算费）365.00365.0012 环保评价费21.0021.0013 矿山巷道维修费15.6115.61 第二部分 其他费用合计18.89766.16785.05 第一、二部分 合计3141.223778.38361.207、6418.89766.168066.29 III第三部分 工程预备费728.12728.12 总 估 算 表序号工程项目和费用名称价 值 (万元)建筑工程设 备安装工程工器具其它费用总 价 值IV第四部分 建设期贷款利息245.49245.49总估算价值3141.223778.37361.6418.891739.779039.90第十四章 技术经济14.1 概述XX金矿位于XX伊宁县，原设计采选规模750t/d，采矿为露天开采，选矿为全泥氰化、树脂矿浆法提金工艺处理氧化矿。随着XX金矿露天开采深度不断下降，其露天开采的保有的氧化矿储量预计在2003年底开采完闭。同时因矿山开采深度的下降，硫化矿208、比例越来越大，原选用的选矿工艺不能适应硫化矿的生产，出现选矿回收率下降。为保证矿山持续稳产及资源有效利用，必须加快矿区深部开采的设计和建设工作，同时对选矿工艺进行技术改造。至2000年6月末，XX金矿固定资产净值为16884万元，流动资产5804万元，无形及递延资产713万元。根据矿山近几年的盈利和折旧摊销计提情况，估计至技改完成投产时，可利用现有资产的净值为16825.62万元，长期贷款余额为14625万元，流动资金2200.62万元（其中自有资金1100万元）。本设计以该数据作为现有矿山的固定资产及负债纳入整个矿山的经济效益计算中。项目的基建期为2年，XX金矿原750t/d规模及1000t209、/d生产规模技改后的全矿主要技术经济指标见表14-1。表141 综合技术经济指标表 序项 目单 位改造后改造前改造后新增一矿山规模t/d1000750二矿山服务年限a13.3413.34三选矿1处理能力t/d10007502502年处理矿量万t3324.758.253原矿品位：金g/t4.84.8银g/t12124采矿工艺竖井开采露天采矿竖井开采5选矿工艺浮选、尾矿氰化精矿氧化、氰化全泥氰化浮选、精矿氧化、氰化6产品方案成品金成品金成品金成品银成品银成品银7回收率金%83.2916815.291银%80.5666416.5668产品产量 金kg/a1319.33807.84511.49银kg/210、a3190.411900.81289.61四定员及工资1全矿定员总数人6153732422工资标准元/人a18240182403工资总额万元/a1121.76680.3524劳动生产率按矿石计t/人d1.63按收入计万元/人a22.2319.372.86五总投资万元27647.0118615.729039.931建设投资万元23419.44146258794.44其中：长期贷款万元19022.22146254397.22企业自有万元4397.224397.222建设借款利息万元2035.591790.1245.493流动资金万元2191.982200.62-8.64六成本及费用1单位矿石成本元211、/t282.03235.4761.53其中：采矿元/t58.654620.39 选冶元/t151.3610450.14 管理费元/t72.0285.47-7.962年生产总成本万元/a9307.095827.93614.673财务费用万元/a341.51961.17-413.64资源税万元/a43.8932.9210.97七经济效益按年平均计1产品价格： 金万元/kg101010银万元/kg0.150.150.152年销售收入万元135678363.525308.344利润总额万元42161541.532062.085所得税万元1391.3508.71680.486税后利润万元2824.810212、32.821381.67投资利润率%16.39.323.118投资利税率%16.479.543.059财务净现值（I=10%）万元15749.892361.7310内部收益率%25.9413.237.2211投资返本期a4.9812借款偿还期a6.814.2 劳动组织及定员阿西金矿是一个已经正常生产多年的金矿，其生产组织机构已较完善。本次技改设计主要是进行露天转坑内以及选矿工艺改造设计，因而，其生产组织机构基本可保持现有机构，只是在技改后可将目前的技改办撤消。企业主要生产工段实行连续工作制，年工作330天，每天3班，每班8小时。管理及部分辅助生产工段实行间断工作制，年工作251天，每天1班，每213、班8小时。阿西金矿已形成较完善的管理机构，具有一定数量的管理和技术人员。到2000年6月矿山在册人员373人，其中：选冶174人，露天采矿外包。根据生产工艺流程、劳动法，并结合矿山的实际情况，矿山实行5班3运转的工作制度，职工在册系数为1.67。动力、物资供应等辅助生产部门以及管理部门维持现有定员不变，本次技改设计主要编制采矿和选矿劳动定员。经编制，企业定员为615人，其中：采矿车间233人，选矿车间183人，见表14-2。采选车间的岗位定员详见附表14-1。企业人均工资及福利费按18240元/人.a计，企业年工资总额为1122万元。表14-2 劳动定员表 单位：人序号部门定员现有人员本次增加214、人员1采矿车间2332332选冶车间18317493动力车间50504技术监督科24245物资供应公司16166生活服务公司31317矿部管理人员7878合计615373242项目新增采矿劳动定员233人，岗位设置及劳动定员明细见下表：表14-3 采矿劳动定员表 单位：人序号工作单位及工种工作班次及人数合计在册在册备 注1234系数人数采矿车间1回采工区111111331.5551YGZ-90机凿岩工生产44412爆破工生产3339出矿工生产444122掘进工区131313391.5560凿岩爆破工生产66618出渣工生产44412支护工生产33393电机车运输777211.5532电机车司机215、生产3339翻车机操作工生产1113溜井放矿操作工生产33394竖井提升666181.5527竖井提升司机生产1113竖井信号工生产1113废石倒运工生产2226地表放矿工生产22265空压机操作工生产22261.5596通风防尘工生产22261.5597地质组121212地质工程师管理22测量工程师管理11测量工生产22钻探工生产55取样工生产228其他辅助2262828锻钳工生产22管钳工生产336炸药发放工生产336电车、矿车修理生产33木材加工生产23热风锅炉工生产22电气维修工生产449采矿车间管理人员555车间主任管理11车间副主任管理11计划统计员管理11成本核算员管理11车间技216、术员管理11采矿车间人员合计418047168233表14-4 选矿劳动定员表 序号部门作业班次合计在册系数在册人员123二选矿车间3543351131831碎矿工段22261.55101.1碎矿工111351.2皮带工111352磨浮工段101010301.55502.1磨矿55515252.2浮选及精矿再磨3339152.4药剂制备2226103全泥氰化444121.55203.1全泥氰化2226103.2石灰乳制备2226104氧化、浓缩及压滤44412205压滤77721356炼金3339155维修及化验555151.55255.1维修3339155.2工程技术人员2226106车间管217、理人员8886.1车间主任2226.2工程师4446.3统计员22214.3 资金使用及筹措14.3.1 总投资本次可行性研究估算的建设投资为23419.44万元（其中：新增基建投资8794.44万元，矿山现有资产14625万元），建设期利息2035.59万元（其中原有投资借款利息1790.1万元，新增投资的基建期借款利息为246.49万元），建设投资总额为25455.03万元。流动资金采用分项估算法，估算详见附表14-1。经估算项目投产后共需流动资金为2191.98万元，目前矿山现有流动资金2200.62万元，完全可以满足项目扩建后的生产需要。项目总投资为27647.01万元，本次新增总投资218、为9039.93万元。14.3.2 资金筹措根据业主意见，本次技改新增的9039.93万元投资的筹措方案如下：长期贷款4642.71万元，年利率6. 12%；流动资金利用企业原有，自有资金和借款各为50%，流动资金借款年利率为5.85%。14.3.3 资金使用计划根据基建进度，项目的资金使用及筹措计划详见表14-5。表14-5 项目资金使用及筹措计划 单位：万元序号项目合计12341总投资27647.0119881.196363.381225.22177.221.1建设投资23419.4418142.785276.66新增8794.443517.785276.66原有14625.0014625219、.001.2建设期利息2035.59948.871086.72原有长期贷款1790.1895.05895.05新增长期贷款245.4953.82191.671.3流动资金2191.98789.541225.22177.222资金来源27647.0119881.196363.381225.22177.222.1自有资金5493.212153.662638.33612.6188.61其中:建设投资4397.221758.892638.33 流动资金1095.99394.77612.6188.612.2借款22153.8017727.533725.05612.6188.612.2.1建设投资1902220、2.2216383.892638.33原有长期贷款14625.0014625.00新增长期贷款4397.221758.892638.332.2.2建设期利息2035.59948.871086.72原有长期贷款1790.1895.05895.05新增长期贷款245.4953.82191.672.2.3流动资金借款1095.99394.77612.6188.6114.4 总成本费用14.4.1 成本计算说明生产成本及费用包括采矿制造成本、选矿制造成本、财务费用和管理费用。（1）采矿和选矿制造成本根据设计采用的生产工艺流程，参照类似矿山的生产成本确定，并结合当地的各种材料价格进行适当的调整。（2）管221、理费用包括管理人员工资、修理费、折旧费、摊销费、资源补偿费、劳保费、工会及教育经费、办公费等。（3）各种材料、燃料和电的价格为含增值税价格，计算的成本为含增值税税成本。（4）工人工资及福利费按18240元/人.a计。（5）电价按0.465元/kWh计。（6）固定资产修理费按固定资产原值的4.5%计，年修理费为640.76万元。（7）折旧费根据矿山服务年限13年计算；由于矿山服务年限较短，采矿车间若按维简费计提无法收回投资，因此也按折旧计提。（8）资源补偿费按矿石费用的4%计。（9）财务费用包括长期贷款和流动资金贷款的利息。14.4.2 总成本费用按照上述说明计算，项目达到设计生产能力的年平均成222、本费用为8960.78万元（含税），折合单位矿石成本为271.54元/t。项目的总成本费用计算见表14-6，逐年的成本费用计算详见附表14-2。表14-6 总成本费用（制造成本法）序号成本项目总成本(万元/a)单位矿石成本(元/t)1采矿制造成本1935.4558.652选冶制造成本4994.88151.363管理费用2035.2561.674财务费用341.5110.355总成本费用9307.09282.03其中：折旧费1508.4743.56 摊销费114.953.016经营成本7342.16201.9414.5 损益计算14.5.1 销售收入项目的产品为成品金和白银，产品销售价格按当前国223、家的收购价格金100000元/kg和白银1500元/kg进行计算。项目达产后，年产成品金1319.33kg，白银3190.341kg，年销售收入为13671.86万元。见表14-8。表14-8 达产年平均销售收入计算表序号项目单位数量1入选矿石量万t332入选品位g/t4.83选冶总回收率 金%83.291 银%80.5664成品产量 金kg1319.33 银kg3190.415产品销售价格 金元/kg100000 银元/kg15006销售收入万元13671.8614.5.2 销售税金及附加本项目的销售税金及附加仅包括资源税。资源税按1.33元/t矿石计，增值税、城建税和教育费附加按免征计算，224、经计算达产年销售税金及附加为43.89万元。销售税金及附加计算详见附表14-3。14.5.3 所得税根据财税字199920号文关于印发技术改造国产设备投资抵扣企业所得税暂行办法的通知，本项目技改所需国产设备投资的40%（合1640万元）可从技改完成后新增的企业所得税中抵免，即企业技改投产后的前五年累计减免企业所得税1640万元。本项目的企业所得税税率为33%。达产年平均所得税为1189.19万元。14.5.4 税后利润经计算，扩建后年平均税后利润为2414.42万元。项目的损益计算详见附表14-4。14.6 财务评价14.6.1 清偿能力分析项目的新增和原有建设长期贷款合计为23419.43万225、元，贷款利率为6.12%。偿还贷款的资金包括项目未分配利润、折旧费和摊销费等。经计算，项目新增和原有建设长期贷款的偿还期为6.8年（含2年基建期）。贷款偿还计算详见附表14-7。14.6.2 盈利能力分析项目的基建期为2年1，投产第一年的新增能力生产负荷按70%计算，以后年份按满负荷计算，矿山的服务年限为13.34年，由此计算的全部投资和自有资金现金流量分别见附表14-5和附表14-6。各项财务指标详见表14-9。表14-9 财务指标表序号指标名称单位数量备注1投资利润率%16.472投资利税率%16.33内部收益率%25.944财务净现值(i=10%)万元15749.895投资回收期a4.9226、814.6.3 不确定性分析14.6.3.1 盈亏平衡分析矿山年均总成本费用为8925.789万元，其中：固定成本为4031.00万元，可变成本为4894.79万元，销售收入12872.94万元，销售税金及附加42.13万元。由此计算的盈亏平衡点为451t/d，则达到设计能力的45.07%即可保本。14.6.3.2 敏感性分析为预测一些因素未来发生变化时，对经济效益的影响，就建设投资、经营成本、销售收入等几个因素对经济效益的影响进行敏感性分析，详见表14-10。表14-10 敏感性分析表变化因素变化率内部收益率全部投资投资回收期(a)贷款偿还年限(a)基准方案025.944.986.8010%227、32.134.375.71销售收入5%29.014.656.2-5%22.925.387.56-10%19.935.868.5510%23.055.397.30经营成本5%24.515.187.04-5%27.364.816.60-10%28.764.656.4110%20.215.857.09建设投资5%22.905.406.94-5%29.434.596.67-10%33.484.236.55从表14-10可以看出，建设投资最为敏感，其次为销售收入。14.7 综合经济评价XX金矿目前探明地质储量C+D级543万t，品位5.31g/t，金属量28.8t。本可研是由于XX金矿露天坑预计在200228、3年底闭坑，以及随着矿山开采深度不断下降，硫化矿比例越来越大，选冶回收率下降等原因而进行露天转坑内和选冶工艺改造的技术改造工程。本次技术改造完成后，矿山形成1000t/d的采选生产能力，年产黄金1319.33kg、白银3190.14kg。本次技改需新增总投资10442.37万元。项目建成达产年均销售收入13567万元，利润总额4216万元，税后利润2824.8万元。项目全投资内部收益率25.94%，财务净现值(i=10%)为15749.89万元；贷款偿还期6.8a。本次技改的实施，不仅可以延长矿山的服务年限，使选矿工艺流程满足多种性质的矿石，提高选冶回收率，而且可以通过技改形成规模效益，提高企229、业的还贷能力、改善企业的财务状况。总的来看，XX金矿技改项目有较好的经济效益，应抓紧建设准备工作，使露天转坑内顺利衔接，选矿工艺尽快适应多种性质矿石的需要；为矿山的持续发展和改善企业财务状况发挥作用。流动资金估算表附表 14-1 单位：万元序号项 目周转天数周转次数1234567891011121314151流动资产1.1应收帐款606376.09376.091131.621231.371231.371231.371231.371231.371231.371231.371231.371231.371231.371231.371231.371.2存货890.79890.791592.291756230、.541756.541756.541756.541756.541756.541756.541756.541756.541756.541756.541756.541.2.1原材料606417.81417.81626.71696.34696.34696.34696.34696.34696.34696.34696.34696.34696.34696.34696.341.2.2燃料301251.4651.4677.1985.7785.7785.7785.7785.7785.7785.7785.7785.7785.7785.7785.771.2.3在产品2018212.89212.89311.97343231、.60343.60343.60343.60343.60343.60343.60343.60343.60343.60343.60343.601.2.4产成品3012188.05188.05565.81615.68615.68615.68615.68615.68615.68615.68615.68615.68615.68615.68615.681.2.5备品备件90420.5820.5810.6115.1515.1515.1515.1515.1515.1515.1515.1515.1515.1515.1515.151.3现金152443.3843.3871.9371.9371.9371.9371.232、9371.9371.9371.9371.9371.9371.9371.9371.93小计1310.261310.262795.843059.843059.843059.843059.843059.843059.843059.843059.843059.843059.843059.843059.842流动负债520.72520.72781.08867.87867.87867.87867.87867.87867.87867.87867.87867.87867.87867.87867.872.1应付帐款606520.72520.72781.08867.87867.87867.87867.87867.233、87867.87867.87867.87867.87867.87867.87867.873流动资金789.54789.542014.762191.972191.972191.972191.972191.972191.972191.972191.972191.972191.972191.972191.974流动资金本年增加额1225.22177.215流动资金借款394.77394.771007.381095.991095.991095.991095.991095.991095.991095.991095.991095.991095.991095.991095.996流动资金借款本年增加额394234、.77612.6188.617流动资金利息23.0923.0958.9364.1264.1264.1264.1264.1264.1264.1264.1264.1264.1264.1264.12成本费用估算表附表 14-2单位：万元序号项 目合计1234567891011121314151.外购原材料58910.312506.832506.833760.234178.044178.044178.044178.044178.044178.044178.044178.044178.044178.044178.044178.042.外购燃料3.动力费用14511.50617.51617.51926.2235、71029.181029.181029.181029.181029.181029.181029.181029.181029.181029.181029.181029.184.外购备品备件82.3082.3042.4260.6060.6060.6060.6060.6060.6060.6060.6060.6060.6060.6060.605.工资及福利费11596.71494.86494.86815.92815.92815.92815.92815.92815.92815.92815.92815.92815.92815.92815.92815.926.外委修理费3703.59130.50130.50236、70.70101.00101.00101.00101.00101.00101.00101.00101.00101.00101.00101.00101.007.运输及销售费用4130.88175.78175.78263.67292.97292.97292.97292.97292.97292.97292.97292.97292.97292.97292.97292.978.折旧费23966.84975.00975.001508.471508.471508.471508.471508.471508.471508.471508.471508.471508.471508.471508.471508.479237、.维简费10.摊销费2430.30257.44257.44257.44257.44257.4441.4241.4241.4241.4241.4211.财务费用8122.84918.25918.251199.811063.84815.94557.88289.2464.1264.1264.1264.1264.1264.1264.1264.1212.其他费用12928.91546.29546.29910.49910.49910.49910.49910.49910.49910.49910.49910.49910.49910.49910.49910.4913.总成本费用（1+.+12）142532.02238、6447.326447.329755.4210217.959970.059711.999443.359002.219002.219002.219002.219002.218960.798960.798960.7913.1其中：固定成本69110.203322.983322.985068.925010.734762.834504.774236.133794.993794.993794.993794.993794.993753.573753.573753.5713.2 变动成本73421.813124.343124.344686.505207.225207.225207.225207.225207239、.225207.225207.225207.225207.225207.225207.225207.2214.经营成本（13-8-9-10-11）103656.252256.5622256.5626789.77388.27388.27388.27388.27388.27388.27388.27388.27388.27388.27388.27388.2销售收入和销售税金及附加估算表附表 14-3单位：万元序号项 目合计1234567891011121314151产品销售收入193094.048363.528363.5212304.6813671.8613671.8613671.8613671.8240、613671.8613671.8613671.8613671.8613671.8613671.8613671.8613671.861.1黄金186350.378078.408078.4011873.9713193.3013193.3013193.3013193.3013193.3013193.3013193.3013193.3013193.3013193.3013193.3013193.301.2白银6743.68285.12285.12430.71478.56478.56478.56478.56478.56478.56478.56478.56478.56478.56478.56478.562241、销售税金及附加632.0232.9232.9239.5043.8943.8943.8943.8943.8943.8943.8943.8943.8943.8943.8943.892.1增值税2.1.1销项税2.1.2进项税2.2资源税632.0232.9232.9239.5043.8943.8943.8943.8943.8943.8943.8943.8943.8943.8943.8943.892.3教育费附加2.4城市维护建设税损 益 估 算 表附表 14-4单位：万元序号项 目合计1234567891011121314151.产品销售收入193094.048363.528363.5212304242、.6813671.8613671.8613671.8613671.8613671.8613671.8613671.8613671.8613671.8613671.8613671.8613671.862.销售税金及附加632.0232.9232.9239.5043.8943.8943.8943.8943.8943.8943.8943.8943.8943.8943.8943.893.总成本费用142532.026447.326447.329755.4210217.959970.059711.999443.359002.219002.219002.219002.219002.218960.79896243、0.798960.794.利润总额（1-2-3）49930.001883.281883.282509.763410.023657.923915.984184.624625.764625.764625.764625.764625.764667.184667.184667.185.所得税（33%）16476.92621.48621.48828.221125.311207.111292.271380.921526.501526.501526.501526.501526.501540.171540.171540.176.税后利润33453.081261.801261.801681.542284.712244、450.812623.712803.703099.263099.263099.263099.263099.263127.013127.013127.017.可供分配利润33453.081261.801261.801681.542284.712450.812623.712803.703099.263099.263099.263099.263099.263127.013127.013127.018.盈余公积金9.应付利润9.1本年利润分配9.2还清借款后未分利润转分配10.未分配利润33453.081261.801261.801681.542284.712450.812623.712803.703245、099.263099.263099.263099.263099.263127.013127.013127.0111.累计未分配利润1261.802523.614205.146489.858940.6611564.3714368.0717467.3320566.5923665.8526765.1029864.3632991.3736118.3839245.39财务现金流量估算表（全部投资）附表 14-5单位：万元序号项 目合计1234567891011121314151现金流入196591.768363.528363.5212304.6813671.8613671.8613671.8613671246、.8613671.8613671.8613671.8613671.8613671.8613671.8613671.8616228.841.1产品销售收入193094.048363.528363.5212304.6813671.8613671.8613671.8613671.8613671.8613671.8613671.8613671.8613671.8613671.8613671.8613671.861.2回收固定资产余值1197.10365.011.3回收流动资金2300.622191.971.4其他收入2现金流出150374.8921843.278187.628882.648734.61247、8639.208724.368813.018958.598958.598958.598958.598958.598972.268972.268972.262.1固定资产投资27309.0818142.775276.662.2流动资金2300.62789.541225.22177.212.3经营成本103656.252256.562256.566789.707388.207388.207388.207388.207388.207388.207388.207388.207388.207388.207388.207388.202.4销售税金及附加632.0232.9232.9239.5043.894248、3.8943.8943.8943.8943.8943.8943.8943.8943.8943.8943.892.5所得税16476.92621.48621.48828.221125.311207.111292.271380.921526.501526.501526.501526.501526.501540.171540.171540.172.6更新改造投资3净现金流量46216.87-13479.75175.903422.044937.255032.664947.504858.854713.274713.274713.274713.274713.274699.604699.607256.584249、累计净现金流量-13479.75-13303.85-9881.81-4944.5688.105035.609894.4514607.7219320.9924034.2628747.5333460.8038160.4042860.0050116.58计算指标：财务内部收益率（%）：25.94财务净现值（ic=10%）（万元）：15749.89投资回收期（年）：4.98资金来源与运用估算表附表14-6单位：万元序号项 目合计1234567891011121314151资金来源108860.946770.828134.945500.895353.155423.835681.895950.536175.656175.656175.656175.656175.656175.656175.658732.631.1利润总额49930.001883.281883.282509.763410.023657.923915.984184.624625.764625.764625.764625.764625.7646