1、 辽宁辽宁XXXX黄金有限责任公司黄金有限责任公司整体搬迁改造工程整体搬迁改造工程 可行性研究报告可行性研究报告 1 目 录 1 1 总论总论 .1 1 1.1 概述.1 1.2 设计依据及设计原则.5 1.3 项目设计范围.6 1.4 原料供应条件.7 1.5 设计规模、原料、工作制度及产品方案.14 1.6 主要设计方案.16 1.7 技术经济.27 2 2 市场预测市场预测 .3535 2.1 金市场预测.35 2.2 铜市场预测.42 2.3 银市场预测.51 3 3 焙烧收尘焙烧收尘 .6161 3.1 概述.61 3.2 生产规模、产品、原料、燃料及辅助材料.61 3.3 工艺流程2、.62 3.4 主要技术指标.65 3.5 冶金计算.66 3.6 主要设备计算与选型.73 3.7 车间配置.74 3.8 存在问题及建议.75 4 4 制酸制酸 .7676 1 4.1 概述.76 4.2 设计基础.76 4.3 车间规模及产品方案.77 4.4 工艺流程.77 4.5 设备选型计算.82 4.6 系统阻力一览表.86 4.7 主要工艺技术指标.87 5 5 湿法冶炼湿法冶炼 .9191 5.1 氰化提金.91 5.2 铜萃取电积.101 5.3 金精炼.112 6 6 选矿选矿 .115115 6.1 设计的依据及设计原则.115 6.2 设计规模及服务年限.116 6.3、3 选矿厂现状.116 6.4 原矿.119 6.5 设计工艺流程、工艺指标及主要操作条件.120 6.6 生产能力和工作制度.123 6.7 主要设备选择.124 6.8 厂房布置及设备配置.127 6.9 辅助设施.127 6.10 存在的问题及建议.129 7 7 尾矿设施尾矿设施 .130130 7.1 设计原则、依据.130 7.2 尾矿处置方案.131 7.3 尾矿库库址选择.132 2 7.4 尾矿库.134 7.5 尾矿浓密与输送.152 7.6 尾矿压滤.158 7.7 尾矿堆存与排放.162 7.8 回水.162 7.9 蓄水库水量储存与使用.163 7.10 尾矿库防渗.4、167 7.11 尾矿库监测及看守设施.167 7.12 尾矿库的日常管理要求.169 7.13 存在的问题与建议.170 7.14 附图.171 8 8 总图运输总图运输 .172172 8.1 设计依据及基础资料.172 8.2 区域概况.172 8.3 总体布置.175 8.4 总平面和竖向布置.177 8.5 主要工程量.180 8.6 运输.181 8.7 运输设备.183 8.8 厂内道路.183 8.9 绿化.183 9 9 给排水给排水 .184184 9.1 设计依据及行业标准.184 9.2 设计原则及范围.184 9.3 给水.185 9.4 排水.193 3 1010 5、综合回收综合回收 .206206 10.1 设计规模及设计指标.206 10.2 主工艺流程.206 10.3 工作制度.208 10.4 主要设备选择.208 10.5 药剂耗量及产品产量.209 11 11 供暖、通风及热力供暖、通风及热力 .210210 11.1 设计依据及范围.210 11.2 设计基础资料.210 11.3 供暖.211 11.4 车间通风.212 11.5 热力.215 12 12 电力电力 .218218 12.1 设计依据.218 12.2 电源状况.219 12.3 用电负荷及性质.219 12.4 供电方案.220 12.5 供配电系统.220 12.6 6、电气控制装备水平.222 12.7 主要设备选型.222 12.8 谐波治理.223 12.9 线路敷设、照明、电气安全及防雷接地.223 12.10 电修.223 13 13 自动化仪表自动化仪表 .224224 13.1 设计范围.224 13.2 控制策略.224 4 13.3 控制水平.225 13.4 控制方式.229 13.5 主要控制及检测内容.229 13.6 仪表设计.240 13.7 控制室分布及设置.242 13.8 仪表安装材料.243 13.9 视频监控系统.244 13.10 机房供电.251 1414 土建工程土建工程 .253253 14.1 设计原则:.2537、 14.2 设计依据:.253 14.3 厂区自然条件：.253 14.4 建筑分类、等级及依据：.254 14.5 建筑设计：.254 14.6 结构设计.255 14.7 办公生活设施.256 14.8 三大材料用量：.256 14.9 建（构）筑物一览表：.256 1515 环境保护环境保护 .271271 15.1 建设地区环境概况.271 15.2 设计依据.271 15.3 执行的环境质量标准和排放标准.271 15.4 污染物排放及治理措施.272 15.5 环境影响分析.277 15.6 结论与建议.277 1616 劳动保护、安全卫生与消防劳动保护、安全卫生与消防 .27928、79 5 16.1 设计采用的主要标准规范.279 16.2 生产过程的职业危害因素分析.279 16.3 职业安全卫生防护措施.282 16.4 预期效果及评价.288 16.5 安全卫生投资估算.288 16.6 消防.289 1717 投资估算投资估算 .296296 17.1 工程概况.296 17.2 投资概况.296 17.3 编制依据.297 17.4 其他说明.298 17.5 投资分析（新增投资）.298 1818 技术经济技术经济 .32327 7 18.1 综合技术经济指标.327 18.2 企业组织及定员.332 18.3 项目总投资与资金筹措.338 18.4 成本与9、费用估算.341 18.5 财务分析.361 18.6 社会评价.384 6 总总论论 1.1 概述。1.1.1 项目名称 辽宁XX黄金有限责任公司整体搬迁改造工程1.1.2 项目建设单位 建设单位：辽宁XX黄金有限责任公司1.1.3 地理交通位置 XX公司地处辽冀蒙三省交界处，距锦州港 90 公里，距大连港、天津港及中朝、中蒙、中苏边界较近，且交通便利，独特的地理位置决定了该企业利用区域及周边国家原料的资源的优势。辽宁XX黄金有限责任公司整体搬迁改造建设地点经多次比选论证，初步拟定龙城工业园区、双塔工业园区、二道沟金矿平房区三个厂址。经过详细调研，综合主厂区土地性质、尾矿库土地性质、给水排水10、供电、道路、安全环保、以及工业园区是否已通过规划环评等建设条件，双塔工业园区厂址较为符合国家冶炼厂建设相关政策。尾矿库址拟利用厂址东北约 3.5km 处一荒沟。XX公司是东北地区唯一一家采用焙烧氰化提金工艺处理难浸金精矿的冶炼企业，周边有多家金铜矿，资源优势较为明显。多年来，在辽、1 吉、黑、冀、内蒙等地培育了较为稳定的原料供给客户，并形成了较强的区域竞争力。本项目地理位置图 1.1.4 建设单位概况 辽宁XX黄金有限责任公司，其前身为辽宁省黄金冶炼厂，1999 年 9 月改制为有限责任公司，隶属辽宁黄金公司，2008 年 1 月，公司通过国家证监委上市核查，成为中金黄金股份有限公司的上市公11、司，公司由辽宁中金股份有限公司全部控股。公司占地 10 万平方米，资产总额 1.84 亿元，银行信用等级为 AA+。现有员工 360 余人，其中高中级专业技术人员 40 余人，技术工人 150 余人。XX公司目前年产黄金 2.6 吨，年处理矿量 8 万吨，年利润 2500 万 2 元左右。生产采用焙烧收铜制酸和全泥氰化两个生产工艺，主要产品有黄金、白银、电解铜、硫酸，日处理矿量 220 吨，年处理矿石能力 8 万吨以上，是东北地区最大的黄金冶炼企业。公司始终坚持以人为本，提倡人性化管理，尊重员工的个性差异和首创精神，培育和形成了有鲜明特色的企业文化和经营管理理念。公司已通过 ISO9001 质12、量管理体系认证、集团公司的基础管理达标。公司先后获得集团公司科技进步奖，双塔区纳税功勋企业称号，双塔区纳税旗帜单位，市政府“安全生产先进单位”称号，市委市政府“奋战三年、再造朝阳”贡献奖，公司党总支获朝阳市委“先进党总支”称号。1.1.5 项目背景 1、XX公司位于朝阳市北郊，随着朝阳市城市发展和规划调整，已将该区域规划为燕都新城，并已开工建设，市政府也已将XX公司搬迁纳入议事日程。2、现企业尾矿库库容届满，需要新建尾矿库XX公司尾矿库库容较小，按现有生产情况，半年左右库容将满负荷，尾矿将无法处理。公司向朝阳市政府提出新建尾矿库，根据规划，市政府要求尾矿库必须和新项目同时建设。因此，如果不上项13、目，XX公司将面临停产。3、XX公司地理位置、区域资源优势明显XX公司地处辽冀蒙三省交界处，距锦州港 90 公里，距大连港、天津港及中朝、中蒙、中苏边界较近，且交通便利，独特的地理位置决定了 3 该企业利用国外资源的优势。XX公司是东北地区唯一一家采用焙烧氰化提金工艺处理难浸金精矿的冶炼企业，周边有多家金铜矿，资源优势较为明显。多年来，在辽、吉、黑、冀、内蒙等地培育了较为稳定的原料供给客户，并形成了较强的区域竞争力。鉴于以上原因，本项目整体搬迁时对原冶炼规模加以适当扩建，以利持续发展。1.1.6 地理位置及气候条件 朝阳市位于辽宁西部，属于温带半干旱季风气候，冬季漫长达 5 个月以上，春秋两季14、短促，多风少雨，温差大，日照长，辐射强。年平均气温8.3，极端最高温 41.1，极端最低气温-36.9，为大陆性气候，降水少，风沙大。年平均降水量 500mm，年蒸发量 2000mm，远大于降水量，平均风速冬季 3.0m/s，夏季 2.6m/s，最大风速 24m/s，年主导风向为南风，次主导风向为西北风。当地抗震设防烈度为度，朝阳市冻土层厚度 1.2m。1.1.7 外部建设条件 拟迁厂址及用地：拟选厂址为双塔工业园区厂址，原始地形为缓丘陵地带，原为农业用地，主要种植玉米。冶炼厂位于园区中部东侧地带，其南、北和西侧为园区内的其它企业，东侧为山地；距冶炼厂最近的村庄为其北侧的村庄，直线距离约 6015、0m，主厂区占地面积约 300 亩。尾矿库址拟利用厂址东北约 3.5km 处一荒沟，库区占地面积约 315 亩，运输道路占地面积约 24 亩。4 水：政府部门协调自来水公司负责向项目厂区供水，保证日供水量2400m3。电：项目用电由 66Kv 凌桃线 T 接架设一条 66kV 电力专线为本工程项目供电至厂区红线，并在厂区新建 66kv/10.5kv 变电所。路：拟建厂区周边为园区规划道路，满足拟建项目要求。1.2 设计依据及设计原则1.2.1 设计依据（1）设计委托书（2）现场生产指标（3）现场调查收集的水、电、路、厂址等基础资料（4）长春黄金研究院编制的辽宁XX黄金有限责任公司日处理 30016、 吨难浸氰化尾矿和日处理 100 吨易浸氰化尾矿工程可行性研究报告 （5）国家及地方有关政策、法规、设计规范及标准。（6）辽宁XX黄金有限责任公司提供的原料供应调查资料。1.2.2 设计原则 为了把辽宁XX黄金有限责任公司整体搬迁改造工程建成一个技术领先、设备先进、管理科学化的高效率项目，本设计所遵循的主要指导思想和原则是：（1）认真贯彻执行国家、地方和行业有关政策、法规、标准及技术规范，节约能源与水资源，对矿产资源进行综合回收利用，充分重视环境 5保护工作，使企业生产过程中产生的各种废弃物达标排放，杜绝产生二次污染；（2）以经济效益为中心，针对原料市场供应现状，结合国内外先进的冶炼技术和现场17、生产实践确定适合我国国情、适合企业特点的冶炼生产工艺。（3）用建设现代企业的模式，全面优化工程设计方案，注重主体专业工艺技术和设备的先进性和可靠性。（4）考虑拟选厂址现状的实际情况，总体设计布局合理，充分利用地形条件，实现物料自流，减少动力消耗；（5）结合实际情况，发挥工艺优势，尽量减少投资和占地；（6）注重厂区的绿化工作，保护生态环境。（7）设计在满足生产要求的前提下严格控制基建工程量，缩短建设周期，争取在最短的时间内完成基建工程并使本工程尽早投产。1.3 项目设计范围 主体工程包括焙烧原料堆存及制浆、焙烧制酸、焙砂酸浸收铜（酸浸铜萃取电积）、酸浸渣氰化提金、易选块矿堆存与破碎、易选金精矿堆18、存，易选矿磨矿浸出、炼金室、废渣压滤堆存、氰渣无害化处理。辅助设施主要包括总降压变电所、车间变电所、综合办公设施、地中衡、污水处理车间、石灰乳制备、中心试化验室、机修电修、仓库、食堂、浴池等。6 1.4 原料供应条件 辽宁XX黄金有限责任公司整体搬迁改造工程，选址位于朝阳市双塔工业园区。朝阳市地处辽冀蒙三省交界处，东连辽宁中部城市群，西接京、津、唐地区，北依内蒙古腹地，南邻渤海之滨，锦赤线铁路、锦赤线公路和京四高速公路横贯朝阳，交通便利，周边金矿资源极其丰富。原料市场主要分布在辽宁、吉林、黑龙江、河北、内蒙古等国内周边市场以及北朝鲜和俄罗斯等国外矿山，其中辽宁省有 3 家、河北省有 1 家中国19、黄金集团总公司下属企业。年供矿量为 8 万吨，占总供矿量的 55.17%,黄金金属量在 3600 千克，占总金属量的 62.6%。1.4.1 焙烧工艺原料供应概况 XX公司目前已经培育了稳定的焙烧矿原料客户，原料市场客户焙烧矿年金精矿总量达到 115500 吨，金属量 4505 千克；其中辽宁省区域矿量 49000 吨，金属量 1841 千克；吉林省、黑龙江省区域矿量10000 吨、金属量 357 千克；内蒙古区域 43000 吨、金属量 1528 千克；河北省区域 8200 吨，414 千克；北朝鲜等国外矿山 5200 吨，金属量364 千克；完全能够满足XX搬迁改造项目 350 吨/日焙烧20、生产规模需求。XX公司现有稳定的供矿企业 25 家，其中服务年限 20 年以上的11 家，年供矿量 90100 吨，其它矿山企业中服务年限 15-20 年 6 家，10-15 年 8 家，年供矿量 25400 吨，基本满足项目设计服务年限要求。XX公司矿源金、银、铜有价元素存于硫铁矿中，品位较高，计价系数较低。金平均品位 39 克/吨，银平均品位 236 克/吨，铜平均品位 2.01%，硫平均品位 30%。7 1.4.2 易选直接氰化工艺原料供应概况 易选原料市场客户年供矿总量达到 36900 吨，金属量 1337 千克.其中辽宁省区域矿量 10130 吨，金属量 361 千克；吉林省、黑龙江21、省区域矿量 3650 吨、金属量 128 千克；内蒙古区域 4520 吨、金属量 230 千克；河北省区域 18600 吨，金属量 618 千克；完全能够满足XX搬迁改造项目 100 吨/日易选矿直接氰化生产规模需求。XX公司现有稳定的易选矿供矿企业 35 家，其中服务年限 10 年以上的 25 家，其它矿山企业中服务年限 15-20 年 2 家，20 年 1 家，5 年以上 7 家，基本满足项目设计服务年限要求。金块矿平均品位 29 克/吨，金精矿平均品位 39 克/吨。1.4.3 原料供应具体条件分析 1.4.3.1 原料分布区域（1）黑龙江省（2）吉林省（3）辽宁省（4）河北省 （5）内22、蒙古自治区（6）北朝鲜、俄罗斯及其他国外矿山1.4.3.2 原料来源及性质 焙烧工艺及易选常规氰化工艺所需原料见表 1-2、1-3 8 焙烧工艺所需原料焙烧工艺所需原料 表 1-2 客户 名称 矿量（吨）金品位 克/吨 银品位 克/吨 铜品位（%）硫品位（%）金系数（%）银 系 数含税%铜 系 数含税%运 费 含税元/T 01 8000 42 350 2.78 36 83.82 40.0 28.26 32.00 02 5000 37 300 1.00 36 83.82 40.0 28.26 32.00 03 15000 40 110 0.80 20.46 90.50 0.00 0.00 95.23、00 04 2200 70 260 2.50 22.00 89.45 60.6 47.87 35.00 05 7500 20 400 2.00 25.00 88.00 72.0 38.20 70.00 06 5000 20 200 2.00 32.00 92.00 46.8 24.89 35.00 07 2000 60 100 0 24.00 89.90 45.5 0 45.00 08 1600 42 250 4.90 41.00 87.00 41.0 62.0 74.00 09 1000 35 250 3.00 30.00 90.00 46.8 0 95.00 10 800 68 153 224、.00 26.00 91.37 21.3 0 0 11 800 50 100 0 16.00 84.00 0 0 45.00 12 3200 42 320 0 30.76 87.27 35.1 0 130.00 13 2000 80 180 5.0 33.00 96.40 70.9 50.9 0 14 2000 35 0 3.0 33.00 92.60 0 50.9 0 15 1000 50 200 22 25.00 89.00 58.5 85.41 120.00 16 4000 33 350 0 14.81 75.50 46.8 0 240.00 17 5000 40 90 0 15.50 25、80.60 0 0 240.00 18 1000 25 0 0 28.00 75.50 0 0 240.00 19 35000 34 210 2.0 40.00 88.00 40.0 30.00 34.00 20 2000 42 70 5.6 34.00 89.50 0 56.16 0 21 1000 20 1500 0 0 80.00 80.00 0 130.00 22 3000 35 2500 0 20 75.50 82.00 0 130.00 23 1000 50 350 4.0 28 90.00 42.12 36.27 320.00 24 800 68 500 3.5 34 90.1026、 70.20 58.50 105.00 25 400 39 0 0 11 77.50 0 0 100.00 26 5200 70 220 1.0 25 90.00 40.00 20.00 150.00 合计 115500 常规氰化所需原料常规氰化所需原料 表 1-3 序号 矿量（T）金品位 克/吨 银品位 克/吨 金系数（%）银系数（%）税运费 元/吨 矿种 精或块 01 4500 45 0 93.4 精 02 1200 30 0 89.0 精 03 400 30 130 89.0 精 04 1500 50 180 87.83 25.00 168.00 精 05 500 50 0 90.0 精27、 9 06 3000 60 0 95.08 精 07 4000 35 150 92.18 50.00 精 08 500 34 0 82.47 精 09 1000 25 90 73.00 410.00 精 10 1000 30 100 84.45 精 11 500 37 560 89.42 40.00 精 12 350 30 0 84.27 精 13 800 55 100 90.38 精 14 1500 75 140 92.09 15.15 精 15 800 85 100 94.41 30.30 精 16 300 27 300 83.10 30.30 精 17 200 55 0 89.34 精 28、18 2000 30 120 82.50 30.00 105.00 精 19 2000 60 0 92.61 精 20 1200 27 0 82.00 精 21 27250 22 150 40 0 84.31 47.00 块 23 150 20 0 80.00 36.00 块 24 150 20 300 80.00 35.00 76.00 块 25 900 24 0 80.00 块 26 3000 30 0 87.83 127.00 块 27 800 18 0 74.00 块 28 500 22 0 87.50 块 29 300 20 0 87.50 块 30 800 30 0 84.00 块29、 31 600 25 0 82.42 块 32 200 45 0 87.23 块 33 600 35 0 86.50 块 34 2000 50 0 89.48 95.00 块 35 10150 37400 10 焙烧工艺所需原料焙烧工艺所需原料 表 1-4 1.4.3.3 集团内部原料采购矿量及金属量 常规氰化工艺所需原料常规氰化工艺所需原料 表 1-5 序号 矿量（T）金品位 克/吨 银品位 克/吨 金系数（%）银系数（%）税运费 元/吨 矿种 精或块 01 18000 58 22 92.1 0 127 精 02 8000 80 0 92.1 0 合计 26000 合计矿量、金属量统计合计矿30、量、金属量统计 表 1-6 序号 矿量（吨）金（公斤）银（公斤）铜（吨）01 5000 185 1500 5 02 8000 320 2800 22.24 03 15000 600 1650 12 04 30000 840 6300 60 05 18000 1044 396 06 8000 640 合计 84000 2629 12346 99.24 由上表可知，焙烧工艺集团原料自给率为 50.22%，常规氰化工艺集团原料自给率为 69.52%，总原料自给率为 54.94%。客户 名称 矿量（吨）金品位 克/吨 银品位 克/吨 铜品位（%）硫品位（%）金系数（%）银系数含税%铜系数含税%运费含税31、元/T 01 5000 37 300 1 36 0.45 83.82 40 28.26 02 8000 40 350 2.78 36 0.45 83.82 40 28.26 03 15000 40 110 0.8 20.46 0.12 90.5 0 0 04 30000 28 210 2 40 0.3 88.6 45 40 合计 58000 11 1.4.3.3 各区域原料采购矿量及金属量（1）辽宁省区域 焙烧工艺所需原料焙烧工艺所需原料 表 1-7 序号 矿量（吨）金（公斤）银（公斤）铜（吨）01 8000 336 2800 222.4 02 5000 185 1500 50.0 03 1532、000 600 1650 120.0 04 2200 154 572 55.0 05 7500 150 3000 150.0 06 5000 100 1000 100.0 07 2000 120 200 0 08 1600 67.2 400 78.4 09 1000 35 250 30.0 10 800 54.4 122.4 16.0 11 800 40 80 0 合计 48900 1841.6 11574.4 821.8 常规氰化工艺所需原料常规氰化工艺所需原料 表 1-8 序号 矿量（吨）金（公斤）银（公斤）备注 01 4500 202.50 0 精粉 02 2000 120.00 0 精33、粉 03 280 5.00 0 精粉 04 150 6.00 0 粉块 05 150 3.00 0 粉块 06 2000 100.00 0 粉块 07 150 3.00 45 粉块 08 900 22.00 0 粉块 合计 10130 461.50 45 （2）河北省区域 焙烧工艺所需原料焙烧工艺所需原料 表 1-9 序号 矿量（吨）金（公斤）银（公斤）铜（吨）12 3200 134.4 1024 0 13 2000 160 360 100 14 2000 70 0 140 15 1000 50 200 220 合计 8200 414.4 1584 460 12 常规氰化工艺所需原料常规氰化工34、艺所需原料 表 1-10 序号 矿量（吨）金（公斤）银（公斤）备注 01 1200 36.00 精粉 02 400 12.00 52.00 精粉 03 1500 75.00 270.00 精粉 04 3000 180.00 0 精粉 05 4000 140.00 600.00 精粉 06 500 17.00 0 精粉 07 2000 60.00 240.00 精粉 08 600 13.00 0 精粉 09 3000 90.00 0 粉块 10 800 14.00 0 粉块 11 500 11.00 0 粉块 12 300 6.00 0 粉块 13 800 24.00 0 粉块 合计 1860035、 678.00 1162.00 （3）吉林、黑龙江省区域 焙烧工艺所需原料焙烧工艺所需原料 表 1-11 序号 矿量（吨）金（公斤）银（公斤）铜（吨）16 4000 132 1400 0 17 5000 200 1000 0 18 1000 25 0 0 合计 10000 357 2400 0 常规氰化工艺所需原料常规氰化工艺所需原料 表 1-12 序号 矿量（吨）金（公斤）银（公斤）备注 01 1000 25.00 90.00 精粉 02 1000 30.00 100.00 精粉 03 500 18.50 280.00 精粉 04 350 10.50 0 精粉 05 800 44.00 8036、.00 精粉 合计 3650 128.00 550.00 （4）内蒙古区域 焙烧工艺所需原料焙烧工艺所需原料 表 1-13 序号 矿量（吨）金（公斤）银（公斤）铜（吨）19 35000 1190 7350 700 13 20 2000 84 140 112 21 1000 20 1500 0 22 3000 105 7500 0 23 800 54.4 400 28 24 1000 50 350 40 25 400 15.6 0 0 合计 43200 1519 17240 880 常规氰化工艺所需原料常规氰化工艺所需原料 表 1-14 序号 矿量（吨）金（公斤）银（公斤）备注 01 1500 37、112.50 210.00 精粉 02 800 68.00 80.00 精粉 03 300 8.00 90.00 精粉 04 200 11.00 0 精粉 05 320 15.00 0 精粉 06 600 15.00 0 粉块 07 200 9.00 0 粉块 08 600 21.00 0 粉块 4520 259.50 380.00 （5）北朝鲜、俄罗斯等国外矿山 焙烧工艺所需原料焙烧工艺所需原料 表 1-15 序号 矿量（吨）金（公斤）银（公斤）铜（吨）26 5200 364 1144 52 合计 115500 4496 33942.4 2213.8 1.5 设计规模、原料、工作制度及产品方38、案 设计推荐焙烧系统生产能力为年处理金精矿 120750t（每年处理 345天），年处理易选矿 34500t（其中每年处理易选精矿 230 天，每年处理易选块矿 115 天），服务年限 20a。1.5.1 原料成分 （1）难处理精矿主要成分 14 成分成分 Au(g/t)Ag(g/t)S Fe MgO CaO As Cd%39.6 236 30.18 27.1 1.31 2.7 0.07 0.012 成分成分 Al2O3 SiO2 Cu 全 C Pb Zn Hg 合计%1.44 25.3 2.01 0.97 2.00 1.52 小于 0.0002 100 （2）易选矿成分 易选精矿 Au39g39、/t、Ag116g/t。易选块矿 Au29g/t、Ag46g/t。1.5.2 产品方案：合质金：5783.38kg/a 其中：焙烧矿：年产量 4627.47kg 易选精矿：年产量 844.48kg（年处理 230 天）易选块矿：年产量 311.43kg（年处理 115 天）合质银：23992.29kg/a 其中：焙烧矿：日产量 22226.15kg 易选精矿：年产量 1473.90kg（年处理 230 天）易选块矿：年产量 292.24kg（年处理 115 天）阴极铜：2128.42t/a（GB/T467-1997 一号铜 Cu-CATH-2）。工业硫酸（98%或 93%）：83460.00t40、/a（以 100%H2SO4计）。15 1.6 主要设计方案 1.6.1 火法冶炼（1）设计的工艺流程 设计采用浆式进料、一段焙烧工艺流程。（2）主要设计指标 处理精矿量 350t/d(14.58t/h)焙烧炉入炉矿浆浓度 70%-75%年工作日 345d 焙烧温度 640 20 焙烧矿产量 317.88t/d 焙烧矿产出率 90.82%焙烧炉床能力 5.83t/d 鼓风量 26123.64Nm3/h 烟气量 32588.47Nm3/h 烟尘率 65%脱硫率 82.39%焙砂含 S 5.85%其中：硫化物 S 0.63%1.6.2 收尘（1）设计的工艺流程 16 设计采用焙烧炉一级旋风表面冷却41、器二级旋风电收尘器。（2）主要工艺技术指标 总漏风率 10%系统收尘效率 99.9%1.6.3 制酸 本项目日处理 350t 难处理金精矿，采用浆式进料法焙烧工艺。从沸腾焙烧炉出来的烟气经一级旋风收尘、表面冷却器、二级旋风收尘器、电收尘器后进入硫酸车间。硫酸车间包括净化工段、干吸工段、转化工段、循环水系统、酸库、尾气烟囱。进入硫酸车间净化工段的烟气量为 35950Nm3/h，其中 SO2浓度 6.5%。制酸采用绝热蒸发、稀酸洗涤净化、两次转化两次吸收工艺。产品为工业硫酸，硫酸产量为 83460.00t/a（以 100%H2SO4计）。尾气中 S02及 S03的排放浓度低于国家铜、镍、钴工业污染42、物排放标准GB25467-2010 中的相关规定，满足排放要求。1.6.4 湿法冶金（1）工艺流程 根据本项目焙砂原料特点及产品方案，并吸取国内外同类冶炼厂的生产实践，设计确定的湿法冶炼工艺流程为：焙砂酸性浸出浸渣洗涤过滤酸浸液萃取电积生产阴极铜；酸浸滤渣磨矿氰化浸出氰化渣洗涤过滤贵液锌粉置换金泥精17 炼，产品为合质金锭、银锭；氰渣经过滤外售。（2）主要技术经济指标 酸浸焙砂量 317.88t/d 焙砂品位 Au：43.60g/t Ag：259.85g/t Cu:2.21%氰原品位 Au:48.71g/t Ag:290.34g/t 氰渣品位 Au：1.42g/t Ag：61.55g/t Cu43、:0.24%氰原量 284.49t/d 浸出率 Au：97.08%Ag：78.80%Cu:90.15%洗涤率 Au：99.98%Ag：99.98%Cu:99.73%置换率 Au：99.9%Ag：99.5%精炼回收率 Au：99.8%Ag：99.5%18 总回收率 Au：96.77%Ag：78.00%Cu:87.69%金属产量 Au：4627.47kg/a Ag：22226.15kg/a Cu:2128.42t/a 1.6.5 选矿 本次设计选矿厂原料由周边矿山企业提供，按性质分为易选块矿及易选精矿。当处理易选块矿时，设计采用两段开路碎矿+两段闭路磨矿+浸出洗涤+氰渣浮选的选矿工艺流程，年工作 44、115 天。当处理易选精矿时，设计采用一段闭路磨矿+精矿脱水+两浸两洗+氰渣浮选的选矿工艺流程，年工作 230 天。产出的贵液与冶炼厂焙烧矿浸出贵液合并后统一处理。（2）主要技术经济指标 1、易选块矿主要技术经济指标 原矿量：100t/d(115 天)原矿品位：Au:29g/t Ag:46g/t 磨矿细度：-325 目 90%浸出时间：30h 浸出率：Au:94.00%Ag:56.00%19 洗涤率：Au:99.64%Ag:99.64%浸渣品位：Au:1.74g/t Ag:20.24g/t 氰化回收率：Au:93.66%Ag:55.80%氰渣浮选产率：7.00%氰渣浮选精矿品位：Au:8.0045、g/t Ag:110.00g/t 氰渣浮选回收率：Au:41.18%Ag:38.04%金属产量 Au：311.43kg/a Ag：292.24kg/a 2、易选精矿主要技术经济指标 原矿品位：Au:39g/t Ag:116g/t 磨矿细度：-400 目 90%浸出时间：48h 浸出率：Au:94.77%Ag:56.00%洗涤率：Au:99.64%Ag:99.64%20 浸渣品位：Au:2.04g/t Ag:51.04g/t 氰化回收率：Au:94.43%Ag:55.80%氰渣浮选产率：7.00%氰渣浮选精矿品位：Au:12.00g/t Ag:290.00g/t 氰渣浮选回收率：Au:41.1846、%Ag:39.77%金属产量 Au：844.48kg/a Ag：1473.90g/a 1.6.6 尾矿设施 该尾矿库建设是依托原有生产工艺流程，并考虑搬迁改造项目生产工艺流程及规模综合设计而成的。在选址过程中充分考虑了企业面临搬迁选址的因素，最终库址选定拟搬迁厂址东北方向距离约 3.5km 处荒沟，库区服务年限为 20 年，有效库容为 150104m3。1.6.7 给排水（1）水源 冶炼厂水源为双塔工业园区市政自来水，由政府部门协调自来水公司负责向项目厂区供水，保证日供水量 2400m3。厂区内设置钢筋混凝土新水21 贮水池 1000 m3及设置供水加压泵站，然后通过管网向各生产车间及消防管道47、供水。（2）用水量（选矿为易选块矿系统）总用水量：56113.94 m3/d 新 水 量:2178.18m3/d 循环水量:45286.83m3/d 回 水 量:8648.93m3/d（选矿为易选精矿系统）总用水量：56288.94 m3/d 新 水 量:2178.18m3/d 循环水量:45286.83m3/d 回 水 量:8823.93m3/d（3）废水治理 污水处理分三个系统，分别为萃取工段排出的萃余液与制酸工段排出的污酸混合处理系统；湿法冶炼排出的含氰贫液处理系统；浮选工段精矿脱药废水处理系统。其中铜萃取车间日常生产所产生的萃余液及制酸工段排除的废液合计 1900m3/d、氰化废水 348、00m3/d、精矿脱药废水 125m3/d（设计规模 200m3/d）。新建污水处理车间，包括酸性水中和系统、氰化贫液处理系统及精矿脱药废水处理系统三部分。含氰废水处理 根据含氰贫液均呈弱碱性，含氰浓度较高、铜离子浓度高的特点；本次设计采用“酸化回收+尾液氧化”的方案对废水进行收铜降氰处理，含氰污22 水系统最大日处理能力 300m3/d，完全满足本次项目设计要求。酸性废水处理根据酸性废水呈强酸性、含有部分有机相、重金属元素离子以及常规酸性水加石灰处理后硬度较高的特点；萃余液与污酸废水混合后，电石渣浆中和，上料过滤，34m3/h 的滤液进入电化学深度处理系统，沉淀后废水达标排放；剩余 45m349、/h 的酸液经 CO2法+碳酸钠降硬度后用于冲洗、返回工艺。精矿脱药水处理浮选工艺中，由于大部分的浮选药剂循环利用，起泡剂的不断增多从而引起浮选泡沫增多，产生夹带现象，从而导致精矿品位的下降，造成浮选效果较差，因此控制浮选脱药水中剩余药剂的累积水平很有必要。精矿脱药水中 COD 可作为精矿脱药水的药剂累积水平指标。本工艺采用臭氧-高效菌填料生物膜工艺处理精矿脱药水中 COD，净化后水直接返回工艺使用。（4）尾渣综合回收处理 难浸金精矿采用焙烧氰化浸出工艺，产生渣量约为 300t/d，易浸金精矿石采用直接氰化浸出工艺，产生渣量约为 100t/d，合计 400t/d。矿渣含水率为 28%，设计规模50、为日处理难浸矿渣 300 吨，日处理易浸矿渣 100吨。XX公司选矿产生含水率为 50%的尾矿经压滤后尾渣含水率 30%左右，该尾矿直接经调浆+因科法+压滤工艺进行综合回收。该工艺难浸矿压滤后产生的含铁石英渣（含水率约为 20-24%）为一般工业固体废物，堆存 23 至阳光棚内自然晾干或利用余热烘干至含水率约为 10%后出售；易浸脱氰矿浆压滤后再调浆进入后续浮选工段继续回收有价金属；压滤产生的尾液循环用于本系统调浆。1.6.8 电力通信及自动化仪表 根据双塔工业园区周边电源情况及朝阳电力公司远期规划，朝阳冶炼厂搬迁项目拟选择由 66Kv 凌桃线 T 接架设一条 66kV 电力专线为本工程项目供51、电。在冶炼厂内新建一座 66kV 变电站，站内安装 SZ11-12500/66 66/10.5kV 12500kVA 主变一台，66kV 及 10kV 侧均采用单母线接线方式，以 10kV 电压等级采用放射式及树干式相结合的配电方式向各车间变电所供电。根据工艺专业条件及结合生产需要，新建项目一级负荷为 351.5kW，XX冶炼厂现有 400kW，400V 的柴油发电机可满足需要，在新项目建成后可利用。按需用系数法计算全厂用电负荷为：17474.58kW；13737.48kW9028.08kW1440.99kVar9136.14KVA0.99(补偿后)5185.46104安装容量：同时工作容量：52、计算有功负荷：计算无功负荷：计算视在负荷：功率因数：企业年耗电量：kWh 241.6.9 土建工程（1）建筑及结构 根据工艺要求主要厂房采用钢筋混凝土框、排架结构，工业辅助设施及民用建筑采用钢筋混凝土框、混合结构或钢结构。（2）总建筑面积及三大材料估算量 建筑面积：42186 m2 钢材：2370 t；钢筋：3300t 水泥：8490 t 木材：2500 m3 1.6.10 总图运输 项目选址经过大量调研比选，初步选择了龙城工业园区、双塔工业园区、二道沟金矿平房区三个厂址。综合冶炼厂建厂各方面条件，优先选择双塔工业园区内建厂的厂址方案。（1）总体布置 本项目总图布置根据用地实际情况将生产区与生53、活区分开布置。生产区位于厂址北部，主导风向的下风向。生产区按生产流程划分精矿堆存系统、易选块矿破碎系统、精矿焙烧及收尘系统、硫酸制备系统、氰化系统、萃铜和电积、综合回收车间、污水处理系统、浮选车间等。（2）主要工程量 用地：614 亩（约 299 亩为冶炼厂厂区用地）其中：25 冶炼厂区：299 亩 尾矿库：315 亩 新修厂区内道路：3000 延 m（B=8 b=6,基层及稳定层厚 0.4，面层厚 0.22，c25 混凝土路面）新修厂区内道路：600 延 m（B=6 b=6,基层及稳定层厚 0.4，面层厚 0.22，c25 混凝土路面）场地挖方：20.0104m3（实方，运距 200m）场地54、填方：20.0104m3（利用场地挖方）浆砌石护坡砌石量：4600 m3 场地地面硬化：44000m2（180mm 厚 C25 混凝土地面）排水明沟：1230 延 m 浆砌石矩形沟宽 0.6m 深 1.0m 排水暗沟：830 延 m 浆砌石盖板矩形沟宽 0.6m 深 1.0m 排水明沟：1130 延 m 浆砌石矩形沟宽 0.4m 深 0.8m 排水暗沟：770 延 m 浆砌石盖板矩形沟宽 0.4m 深 0.8m 涵洞：160m/12 座 宽 0.6m 深 1.0m 箱涵 围墙：3000 延 m（砖围墙 24 墙 37 垛 高 2m）铁大门：8 座(高 3m,宽 4m)2cm 厚 HDPE 膜：55、4000m2 粘土垫层：2400 m2（3）工厂运输 运入企业内的各种货物和从企业运出的货物全部外委汽车运输部门承担。企业内部物料运输，除皮带运输机、管道运送的物料，其他物料运26 输采用汽车、铲车和叉车运输。1.7 技术经济 1.7.1 资金（1）工程建设投资 项目建设投资为 44516.54 万元，建设期利息 763.46 万元，铺底流动资金 4500 万元，基建项目新增投资 49780 万元；利旧设备 394.60 万元，基建项目总投资为 50174.60 万元。（2）建设总投资（新增投资）项目建设投资为 44516.54 万元，建设期利息 763.46 万元，全部生产流动资金为 15056、00.00 万元。项目建设总投资 60280.00 万元。（3）工程建设投资构成 按费用构成划分的投资分类表按费用构成划分的投资分类表 表 1-16 序号 项目名称 价值（万元）占投资额%1 工程费用 26432.89 53.10%1.1 建筑工程费 11706.45 23.52%1.2 设备购置费 12037.01 24.18%1.3 安装工程费 2689.43 5.40%2 工程建设其他费用 12276.76 24.66%3 预备费 5806.89 11.67%1+2+3 建设投资 44516.54 89.43%4 建设期利息 763.46 1.53%5 铺底流动资金 4500.00 9.57、04%1+2+3+4+5 基建新增投资 49780.00 100.00%6 利旧设备 394.60 0.79%1+2+3+4+5+6 基建项目总投资 50174.60 100.79%27 1.7.2 生产成本 稳产年稳产年易选矿易选矿总成本费用计算表总成本费用计算表 表 1-17 序号 项 目 单位成本 年成本 元/t 万元 一 制造成本费用 470.98 1624.87 1 选矿作业成本计算表 258.08 890.38 2 选矿车间制造费用 124.09 428.11 3 尾渣综合回收作业成本 59.40 204.94 4 水处理车间制造费用 29.40 101.44 5 尾矿运输 8.758、0 30.02 二 管理费用 227.15 783.67 三 财务费用 43.42 149.79 合计 750.25 2588.35 年处理量（万 t）3.45 稳产年稳产年难选矿难选矿总成本费用计算表总成本费用计算表 表 1-18 序号 项 目 单位成本 年成本 元/t 万元 一 制造成本费用 742.47 8965.36 1 焙烧、除尘作业成本 146.43 1768.13 焙烧车间制造费用 36.52 441.01 小 计 182.95 2209.15 2 制酸作业成本 102.24 1234.53 制酸车间制造费用 27.92 337.15 小 计 130.16 1571.68 3 酸59、浸、萃取、电积作业成本 47.87 578.04 电铜车间制造费用 20.22 244.10 小 计 68.09 822.14 4 氰化、精炼作业成本 234.47 2831.25 氰化车间制造费用 38.00 458.81 小 计 272.47 3290.06 5 尾渣综合回收作业成本 59.40 717.31 水处理车间制造费用 29.40 355.03 小 计 88.81 1072.34 6 尾矿运输 8.70 105.05 二 管理费用 227.15 2742.84 三 财务费用 43.42 524.27 28 序号 项 目 单位成本 年成本 元/t 万元 合计 1021.74 12360、37.52 年处理量（万 t）12.08 1.7.3 综合技术经济指标 本项目综合技术经济评价指标见下表。综合技术经济指标表综合技术经济指标表 表 1-19 序号 项目 单位 指标 备注 一 冶炼 1 日处理能力 易选块矿 t/d 100 年工作 115 天，占全年总工作天数 1/3 易选精矿 t/d 100 年工作 230 天，占全年总工作天数 2/3 焙烧精矿 t/d 350 2 年处理能力 易选块矿 万 t 1.15 易选精矿 万 t 2.30 焙烧精矿 万 t 12.08 3 服务年限 选矿厂 a 20 冶炼厂 a 20 4 建设期 a 1 5 工作制度 易选块矿 d/a 115 易选61、精矿 d/a 230 焙烧精矿 d/a 345 6 工艺流程 易选块矿 全泥氰化-锌粉置换 易选精矿 精矿氰化-锌粉置换 火法冶金 浆式进料、一段焙烧 制酸 收尘烟气、烟气净化、二次转化、二次吸收 湿法冶金 焙砂浆化酸浸酸洗涤洗涤液萃取电积铜 酸洗涤渣氰化提金锌粉置换金 尾渣无害化处理 因科法+尾渣压滤 29 序号 项目 单位 指标 备注 7 产品方案 2#金、银、电积铜、工业硫酸、金精矿、综合回收尾渣 8 原料品位（金精矿）计价系数 易选块矿：金 g/t 29.00 90.27%易选块矿：银 g/t 46.00 14.83%易选精矿：金 g/t 39.00 90.27%易选精矿：银 g/t 62、116.00 32.47%焙烧精矿：金 g/t 39.60 87.00%焙烧精矿：银 g/t 236.00 41.33%焙烧精矿：铜%2.01 43.07%焙烧精矿：硫%30.18 氰渣浮选易选块矿：金精矿 g/t 8.00 氰渣浮选易选精矿：金精矿 g/t 12.00 9 选冶总回收率 易选块矿：金%93.38 易选块矿：银%55.24 易选精矿：金%94.14 易选精矿：银%55.24 焙烧精矿：金%96.77 焙烧精矿：银%77.99 焙烧精矿：铜%87.69 二 供电 1 总容量 kw 17474.58 2 工作容量 kw 13737.48 3 年耗电量 万 kwh 5178.15 463、 单位电耗 kwh/t 333.54 三 供水 1 企业用水总量 t/d 56114 2 其中：新水量 t/d 2178 3 循环水量 t/d 45287 4 回水量 t/d 8649 四 总图 1 年运入量 t 173693 2 年运出量 t 191042 3 运输设备(新增)辆（台）2 五 土建 1 工业建筑面积 m2 42186 2 三大材耗量 钢筋 t 3300 30 序号 项目 单位 指标 备注 钢材 t 2370 水泥 t 8490 木材 m3 2500 六 尾矿 1 年排放尾矿量 万 m3 9.00 2 总矿尾矿量 万 m3 180.09 3 尾矿库服务年限 a 20 七 定员及64、工资 1 全矿定员总数 人 434 其中：高级管理人员 人 7 中层管理及技术人员 人 21 普通管理及技术人员 人 88 其他辅助人员 人 84 直接生产人员 人 209 辅助生产人员 人 25 2 职工薪酬 元/人.a 66000 含高管 3 职工薪酬总额 万元/a 2864.4 含高管 其中：工资总额 万元/a 2046.00 含高管 4 劳动生产率 按处理量计 t/人.d 1.04 按利润总额计 万元/人.a 13.05 按税后利润计 万元/人.a 9.79 八 投资 1 建设投资 万元 44517 2 建设期利息 万元 763 3 流动资金 万元 15000 4 项目总投资 万元 665、0280 4.1 其中：建设资金借款 万元 31162 4.2 建设资金借款利息 万元 763 4.3 流动资金借款 万元 10500 4.4 项目资本金 万元 17855 4.4.1 建设资金资本金 万元 13355 4.4.2 流动资金资本金 万元 4500 九 成本及费用 1 单位精矿总成本费用 元/t 10929.97 1.1 原材料 元/t 9526.05 1.2 选矿(含浮选成本）元/t 382.17 年处理量 3.45 万 t 1.3 焙烧 元/t 182.95 年处理量 12.08 万 t 31 序号 项目 单位 指标 备注 1.4 制酸 元/t 130.16 年处理量 12.66、08 万 t 1.5 酸浸洗涤、萃取、电积 元/t 68.09 年处理量 12.08 万 t 1.6 氰化 元/t 272.47 年处理量 12.08 万 t 1.7 污水处理 元/t 88.81 年处理量 15.53 万 t 1.8 尾矿运输 元/t 8.70 年处理量 15.53 万 t 1.9 管理费用 元/t 227.15 年处理量 15.53 万 t 1.10 财务费用 元/t 43.42 稳产期平均 2 年总生产成本费用 万元 162817.84 2.1 原材料 万元 147891.97 2.2 选矿 万元 1318.49 2.3 焙烧 万元 2209.15 2.4 制酸 万元 167、571.68 2.5 酸浸洗涤、萃取、电积 万元 822.14 2.6 氰化 万元 3290.06 2.7 污水处理 万元 1378.72 2.8 尾矿运输 万元 135.07 2.9 管理费用 万元 3526.51 2.10 财务费用 万元 674.06 其中：长期借款利息 万元 217.30 稳产期平均 流动资金借款利息 万元 456.75 3 单位矿石经营成本费用 元/t 10305.58 4 年经营成本及费用 万元 159994.14 5 年折旧费 万元 1568.11 6 年摊销费 万元 581.53 稳产期内摊销 7 年财务费用 万元 674.06 十 经济效果及财务评价 1 产品68、产量（金属量）易选块矿：金 kg 311.43 稳产期平均 易选块矿：银 kg 292.24 稳产期平均 易选精矿：金 kg 844.48 稳产期平均 易选精矿：银 kg 1473.90 稳产期平均 焙烧精矿：金 kg 4627.47 稳产期平均 焙烧精矿：银 kg 22226.15 稳产期平均 焙烧精矿：铜 t 2128.42 稳产期平均 氰渣浮选易选块矿：金精矿 kg 6.44 稳产期平均 氰渣浮选易选精矿：金精矿 kg 19.32 稳产期平均 综合回收尾渣 万 t 10.35 稳产期平均 工业硫酸 t 83460.00 稳产期平均 32 序号 项目 单位 指标 备注 2 销售价格 金 万69、元/kg 26.00 银 万元/kg 0.37 电积铜 元/金属 t 42666.67 金精矿 万元/kg 13.00 计价系数 50%综合回收尾渣 元/t 20.00 硫酸 元/t 91.50 3 年销售收入 万元 169837.62 稳产期平均 4 年总成本费用 万元 162817.84 稳产期平均 5 增值税 万元 1221.23 稳产期平均 6 城建税及教育费附加 万元 146.55 稳产期平均 7 年补贴收入 万元 11.03 稳产期平均 8 年利润总额 万元 5663.03 稳产期平均 9 年所得税 万元 1415.76 稳产期平均 10 年税后净利润 万元 4247.27 稳产期70、平均 11 年息税前利润（EBIT)万元 6337.09 稳产期平均 12 息税折旧摊销前利润（EBITDA)万元 8486.73 13 总投资收益率%10.51 14 资本金净利润率%23.79 15 生产期第一年利息备付率（ICR）%1.99 16 生产期第一年偿债备付率（DSCR）%1.03 17 生产期第一年资产负债率%66.31 18 生产期第一年流动比率%2864 19 生产期第一年速动比率%850 20 所得税前静态投资回收期 a 8.09 含建设期 21 所得税前动态投资回收期 a 13.35 含建设期 22 所得税前投资财务净现值(I=10%）万元 14428 14428 271、3 所得税前投资财务内部收益率%13.77 24 所得税后静态投资回收期 a 9.30 含建设期 25 所得税后动态投资回收期 a 19.62 含建设期 26 所得税后投资财务净现值（I=10%)万元 3506 3506 27 所得税后投资财务内部收益率%10.95 10.95 28 资本金财务内部收益率%16.81 29 资本金财务净现值(I=10%）%13992 13992 30 运营期内累计盈余资金 万元 110524 十一 盈亏平衡分析（运营期前十年）1 产销量 BEP(Q）万 t 9.14 2 生产能力利用率 BEP(%)%58.90 33 序号 项目 单位 指标 备注 十二 动态敏72、感性分析(所得税后）1 财务净现值敏感性系数（I=10%）%所得税后 经营成本%-26.62 产品规模%18.90 建设投资%-11.54 2 不确定性经济因素的临界值%所得税后 经营成本%3.76 产品规模%-5.29 建设投资%8.66 34 2 市场预测市场预测 2.1 金市场预测 2.1.1 金产品供应预测（1）国内市场供应现状及预测 据中国黄金协会最新统计数据显示，2015 年中国黄金产量达到450.053t，较 2014 年减少 1.746t，同比下降 0.39%。2015 年全国黄金矿产金完成 379.423t，有色副产金完成 70.630t。2016 年中国国内累计生产黄金 473、53.486t（国内原料产金），连续 10 年成为全球最大黄金生产国，与 2015 年同期相比增产 3.434t，同比上升0.76%，其中黄金矿产金完成 394.883t，有色副产金完成 58.603t。据中国黄金协会最新统计数据显示，2017 年前三季度国内累计生产黄金 313.089t，与去年同期相比，减产 34.709t，同比下降 9.98%。其中，黄金矿产金完成 271.837t，有色副产金完成 41.251t。另有国外进口原料产金 61.893t，同比增长 47.99%，全国累计生产黄金（含进口料）374.981t，同比下降 3.76%。中国黄金、山东黄金、紫金矿业、山东招金等大型黄74、金企业集团黄金成品金产量和矿产金产量分别占全国产量（含进口料）的57.68%和 40.66%。35 图 2-1 2002-2017 年中国有色冶炼厂副产黄金与全国黄金总产量对比图 资料来源：中国有色金属工业协会、中国黄金协会、上海黄金交易所。（2）国外市场供应现状及预测 根据世界黄金协会（WGC）、MF、GFMS 公布数据，国际矿产黄金产量增量在 2009 年达到近期高峰后，此后产量增幅在放缓；2006-2015 年世界黄金产量年均增长 65 t，其中 2009 年增长幅度最大达到 183t，此后逐步放缓，2015 年世界矿产金产量达到 3211 t，较 2014 年同期只增长 58t。从最近75、 7 年情况看，世界矿产黄金产量增幅在放缓；2016 年世界矿产金产量有望继续小幅增长。根据世界黄金协会（WGC）最新公布数据，2016 年 3 季度全球黄金实物供应总量（不含黄金 期货套保头寸等金融供应）为 1,187.7 t，同比增长 6.73%；其中矿产金产量为 846.8t，同比下降 0.52；再生金产量 340.9t，同比增长 30.32。安泰科初步估计 2016 年世界黄金供应总量达 4595 t，同比增长 6%；其中矿产金产量约为 3250，同比增长 1；再生金产量估计为 1345 t，同比增长 20。根据世界黄金协会（WGC）最新公布数据，2017 年 3 季度全球黄金实物供应76、总量（不含黄金期货套保头寸等金融供应）为 1156.4t，同比下降36 2.56%；其中矿产金产量为 841.0 t，同比下降 1.27；再生金产量 315.4t，同比下降 5.85。安泰科初步估计 2017 年世界实物黄金供应总量达 4390t，同比下降3.70%；其中矿产金产量约为 3280t，同比略增 0.50，全球矿产金产量达到最近 10 多年来高峰；再生金产量估计为 1110t，同比下降 15.0。图 2-2 2002 年-2016 年全球黄金供应构成结构变化图 2.1.2 产品需求预测（1）国内市场需求现状及预测 2015 年，全国黄金消费量 985.90t，同比增加 34.81t77、 或 3.66%。其中，黄金首饰用金 721.58t，同比增长 2.05%；金条用金 173.08t，同比增 4.81%；金币用金 22.80t，同比增 78.13%；工业及其他用金 68.44t，同比增长3.54%。2016 年上半年，全国黄金消费量 528.52t，同比下降 7.68%，其中首饰消费用金 340.64t，同比下降 17.38%；金条用金 128.19t，同比增加25.33%,其中，标准小金条用金31.03t，同比增加646.63%；金币用金12.9t，37 同比增加 17.27%；工业及其他用金 46.79t，同比下降 0.30%。中国黄金产业供给侧改革不断推进，中国黄金消78、费总体稳定未来潜力巨大。据中国黄金协会最新统计数据显示，2017 年，全国黄金实际消费量 1089.07t，与去年同期相比增长 9.41%。其中：黄金首饰 696.50t，同比增长 10.35%；金条 276.39t，同比增长 7.28%；金币 26 t 同比下降 16.64%；工业及其他 90.18t，同比增长 19.63%。黄金首饰、金条销售和工业用金量继续保持增长趋势，仅金币销售量出现了下跌。图 2-3 2000-2016 年国内黄金分领域消费与金价走势图 资料来源：世界黄金协会、中国黄金协会、安泰科（Antaike）（2）国外市场需求现状及预测 根据世界黄金协会（WGC）公布数据，2079、15 年世界黄金实物需求（不含 ETFs 等金融消费需求）达到 4363t，同比下降 1.76%；其中珠宝首饰需求达到 2439t，同比下降 2.56%；工业制造业用金 334t，同比下降 4.21%；金条和金币投资黄金需求 1024t，同比增长 1.82%；世界各国央行净需求566t，同比下降 3.01%；2015 年全球黄金实物消费比重构成：珠宝首饰 56%、央行购买 13%、工业用金 8%、金币金条投资为 2%；央行购金与投资需求依38 旧是全球消费需求的亮点。根据世界黄金协会（WGC）公布数据，2016 年世界黄金实物需求(不含 ETFs 等金融消费需求)达到 3717.2t，同比下降80、 15.22%；其中珠宝首饰需求达到 1981.9t，同比下降 18.40%；工业制造业用金 322.5t，同比下降2.86%；金条和金币投资黄金需求 1029.2t，同比下降 1.71%；世界各国央行购买与机构投资净需求 383.6t，同比下降 33.46%；2016 年全球黄金实物消费比重构成为：珠宝首饰 53.32%、工业用金 7.6%、金币金条投资为27.69%、央行购买 10.32%；金币金条投资需求稳定是全球消费需求的亮点。如果考虑 ETFs 等金融消费需求，2016 年世界黄金需求达到 4249.1t，同比下降 0.16%。安泰科初步估计 2017 年世界黄金实物需求(不含 ET81、Fs 等金融消费需求)达到 4050 t，同比增长 8%，2017 年全球珠宝首饰、金条和金币投资、工业制造业用金和央行购金均出现增长；如果考虑 ETFs 等金融消费需求，2016 年世界黄金总需求估计达到 4190 t，同比下降 2.32%，2017 年世界黄金 ETFs 金融投资需求出现较大幅度下降。图 2-4 2002-2016 年全球黄金消费结构 资料来源：世界黄金协会/GFMS/Antaike 39 2.1.3 国内黄金市场价格 2015 年国内两大黄金交易所上海黄金交易所和上海期货交易所金价跟随国际黄金价格走势不断下跌。上海黄金交易所黄金现货交易情况：2015 上海黄金交易所 Au82、99.95 收盘加权平均价为 235.54 元/g，同比下降6.31%，成交量 982.642t，同比增长 7.25%；Au99.99 收盘加权平均价为235.60 元/g，同比下跌 6.40%，成交量 6929.140t，同比增长 64.8%，黄金品种 Au99.99 活跃程度继续远远超过 Au99.95。2016 年国内两大黄金交易所上海黄金交易所和上海期货交易所金价跟随国际黄金价格走势整体价格小幅上涨。上海黄金交易所黄金现货交易情况：2016 上海黄金交易所 Au99.95 收盘加权平均价为 267.8 元/g，同比上涨 13.71%，成交量 483.642t，同比下降 50.78%,成83、交额为 1281.9183亿元，同比下降 45.17%；Au99.99 收盘加权平均价为 267.83 元/g，同比上涨 13.68%，成交量 5925.264t，同比下降 14.49%，成交额为 15661.6702亿元，同比下降 4.08%；黄金品种 Au99.99 活跃程度继续远远超过 Au99.95。2017 年国内两大黄金交易所上海黄金交易所和上海期货交易所金价跟随国际黄金价格走势整体价格小幅上涨。上海黄金交易所黄金现货交易情况：2017 上海黄金交易所 Au99.95 收盘加权均价为 275.52 元/g，同比上涨 2.88%，成交量 683.186t，同比增长 41.26%,成交84、额为 1650.8387 亿元，同比增长 28.78%；Au99.99 收盘加权平均价为 275.60 元/g，同比上涨 2.92%，成交量 5662.537t，同比下降 4.43%，成交额为 15571.6527 亿元，同比下降 0.57%；黄金品种 Au99.99 活跃程度继续远远超过 Au99.95。40 2.1.4 国外黄金市场价格 2016 年上半年，国际金价总体呈现震荡走高态势，黄金价格从 1 月中旬的 1071 美元/盎司低点开始攀升，在 5 月和 6 月两度突破 1300 美元/盎司。综观 2016 年上半年国际黄金市场行情，美联储暂缓加息步伐和英国脱欧公投两大事件引发的投资投85、机需求主导了国际金价走势；年初中国资本市场动荡、经济增速放缓消息和中东、东北亚局势紧张也一度推动市场避险买盘入市，而外部形势的变化和 5 月-6 月公布的美国就业数据变化导致美国加息被推迟，6 月 23 日英国脱欧公投获得通过更是直接推动国际金价再度站上 1300 美元/盎司大关。2017 年国际金价一路震荡走高，国际黄金现货价格从 1 月初的 1151 美元/盎司低点开始攀升，9 月上旬价格达到一年来新高 1362.40 美元/盎司。综观 2017 年国际黄金市场行情走势，在美联储三度加息（3 月 15 日、6 月 15 日、12 月 13 日美联储分别加息 0.25%）背景下，美国特朗普政86、府经济政策、欧洲大选（法国、荷兰、英国、德国等大选）的不确定性，中东、朝鲜等地地缘危机频发等不断激发黄金避险需求；全球地缘政治形势不确定性等风险事件引发的避险需求和 2017 年美元阶段疲软主导了国际金价走势。展望未来世界经济在 2016 年触底后进入周期性弱势复苏阶段，2018 年全球经济将迎来金融危机爆发后全面复苏；随着投资、制造业和贸易持续复苏，黄金市场基本面也不断趋好。对于 2018 年国际金价走势，在美联储加息缩表背景下，弱势美元周期可能启动，国际原油价格有望继续攀升，而各种政治、地缘、金融、社会不稳定风险因素将继续加大金价的波41 动与反弹，预计国际黄金价格将总体继续维持震荡上行格87、局。如果没有重大突发事件发生，预计 2018 年国际金价主要波动区间在 1200-1400 美元/盎司，均价在 1300 美元/盎司左右。表 2-1 2007-2017 年成品金平均价格 序号 年 份 美元/盎司 元g 1 2007 年平均 721.00 170.21 2 2008 年平均 825.00 195.39 3 2009 年平均 951.00 213.42 4 2010 年平均 1185.00 267.3 5 2011 年平均 1606.00 327.8 6 2012 年平均 1668.82 339.46 7 2013 年平均 1411.00 281.68 8 2014 年平均 1288、66.19 251.7 9 2015 年平均 1160.11 235.61 10 2016 年平均 1250.74 267.77 11 2017 年平均 1257.11 275.60 2015-2017 年三年均价 1222.65 259.66 2013-2017 年五年均价 1269.03 262.47 2012-2017 年六年均价 1335.66 275.30 2011-2017 年七年均价 1374.28 282.80 2.1.5 项目产品价格确定 根据黄金市场价格走势，考虑到市场可能发生波动及本项目经济评价可靠性，确定本项目产品合质金销售价格按 260 元/g（2015-2017 年89、三年均价），并对价格进行敏感性分析。2.2 铜市场预测 2.2.1 铜的储量及分布 铜是一种存在于地壳和海洋中的金属。铜在地壳中的含量约为 0.01%，在个别铜矿床中，铜的含量可以达到 3-5%。自然界中的铜，多数以化合物42 即铜矿物存在。铜矿物与其他矿物聚合成铜矿石，开采出来的铜矿石，经过选矿而成为含铜品位较高的铜精矿。世界铜矿资源比较丰富，主要分布在北美、拉丁美洲和中非三地。从地区分布看，全球铜蕴藏量最丰富的地区共有五个即：南美洲秘鲁和智利境内的安第斯山脉西麓、美国西部的洛杉矶和大怦谷地区、非洲的刚果和赞比亚、哈萨克斯坦共和国、加拿大。从国家分布看，世界铜资源主要集中在智力、美国、赞比亚90、中国、独联体和秘鲁等国。其中,智利是世界上铜资源最丰富的国家，占世界储量的 1/4。美国居世界第二。赞比亚和中国分别居世界第三、第四位。我国铜生产地集中在华东地区，该地区铜生产量占全国总产量的51.84%，其中安徽、江西两省产量约占 30%。铜的主要消费地则在华东和华南地区，二者消费量约占全国消费总量 70%。2.2.2 铜的用途 铜是人类最早使用的金属。早在史前时代，人们就开始采掘露天铜矿，并用获取的铜制造武器、工具和其他器皿，铜的使用对早期人类文明的进步影响深远。铜具有良好的导电性，导电性能仅次于银，居第二位，是铝的 1.6 倍，导热性也仅次于银，是铝的 1.8 倍，铜具有良好的延展性，91、纯铜可拉成很细的铜丝，制成很薄的铜箔，铜还可以与锡、锌、镍等金属化合成具有不同特点的合金，即青铜、黄铜和白铜，与纯铜的导电性有所不同，借助于合金化，可大大改善铜的强度和耐锈蚀性。这些合金有的耐磨、铸造性能好，有的具有较好的机械性能和耐腐蚀性。由于铜具有上述优良性能，所43 以在工业上有着广泛的用途。电气行业是铜的主要工业消费部门，建筑业、工业、机械及运输部门也消耗大量的铜。由于铜的防腐蚀和导热性好，因此是汽车、发电机、电池、电扇以及取暖和制冷设备不可缺少的材料，铜还广泛应用于通讯设备如电话、电报、电视、通讯卫星的制造中。随着科学技术的日新月异，铜的应用范围不断拓宽，铜在医学、生物、超导及环境方92、面亦开始发挥作用。2.2.3 铜市场回顾（1）国际铜市场回顾 2012 年全球精铜消费增速大幅放缓，同期产量增幅扩大，全球精铜供求关系从 2011 年的少量短缺转向小幅过剩。但有个现象是，由于中国进口量巨大，造成中国以外的国家和地区精铜供应偏紧。2013 年全球精铜产量增长约 4.7%至 2076 万吨，增量主要来自中国、南美和非洲，主要精铜生产国中，亚洲的中国、印尼，非洲的刚果（金）、赞比亚，南美的秘鲁、巴西等国的产量均有两位数以上或接近两位数的增幅，此外，诸如智利、美国、加拿大等传统的精铜主要生产国，产量也有一定幅度的增加，推动全球精铜产量稳步增长。全球的精铜产能利用率来看，一季度同比有小93、幅增加，二季度则较去年同期略有下滑，三、四季度基 本与二季度持平，但同比略下滑。全年来看，2013 年全球产能利用率稍低于 2012 年，但 由于产能的提高，致使产量依然保持增长，目前估算2013 年全球精铜产量同比增 4.7%至 2076 万吨。消费方面，包括中国、美国、欧洲的意大利、法国等主要国家等在内的主要铜消费国家和地区均是低速增长甚至小幅下滑的格局，消费整体增幅不及产量增幅。估算 201344 年全球消费量为 2055 万吨，同比增 4.3%。2014 年，随着一些大型铜矿的投产，全球铜精矿供应增加，带动精铜的产量增长。估算 2014 年全球精铜产量同比增 3.8%至 2155 万吨94、。消费方面，亚洲仍然是精铜消费最大的地区，2014 年中国、日本、韩国、印度和中 国台湾的精铜消费量合计为 1158.7 万吨，占全球精铜消费量的 54.5%。2014 年，全球精铜消费增长主要来自中国、日本、中国台湾、韩国、意大利和土耳其。此外，全球第二大精铜消费国-美国经济形势的逐渐好转，也支撑了全球精铜消费的增长。目前估算2014年全球精铜消费量达到2125万吨，同比增长 3.4%。2015 年，以中国为首的精铜产量仍保持较快增长，带动全球精铜产量稳定增长，其他国家如亚洲的印度冶炼厂产能恢复，带动其精铜产量增长，刚果（金）受新建湿法铜矿山投产，产量也出现较快增长，但也有一些主要生产国如智95、利、日本、美国等，受铜价下跌的影响，产量有不同幅度的下滑，赞比亚则受到电力短缺的影响，限制了精铜产量的增幅。目前估算2015 年全球精铜产量同比增 1.9%至 2200 万吨。消费方面，2015 年，全球精铜消费量达到 2165 万吨，同比增长 1.9%。亚洲仍然是精铜消费最大的地区，2015 年全球精铜消费增长也主要来自亚洲地区。此外，美国作为全球最大的经济体和第二大铜消费国，其经济形势逐渐好转，也部分支撑了全球精铜消费的增长。2016 年，供应量依然稳步增加，主要得益于以中国为首的精铜产量继续保持增长，带动全球精铜产量稳定增长，其他国家如亚洲的印度和非洲的刚果（金）产量都延续 2015 年96、的较好增长态势，秘鲁、日本、印尼、45 伊朗也都出现增长，因此虽然一些传统的主要生产国如智利、美国、韩国等产量有不同幅度的下滑，赞比亚继续受到电力短缺的影响，但估算 2016年全球精铜产量同比仍有 2.0%左右的增幅至 2250 万吨。消费方面，2016年，全球精铜消费量达到 2220 万吨，同比增长 2.3%。2017 年全球铜精矿供需出现一定短缺，主要因产量同比增幅非常有限所致。2017 年全球供需还是出现了一定过剩，但过剩量较前几年缩减，而且总量不大，市场整体为紧平衡状态。表 2-1 全球铜供需平衡统计表全球铜供需平衡统计表 2015 2016 2017 2018 全年 Q1 Q2 Q397、 Q4 全年 Q1 Q2 Q3 Q4e 全年 e 全年 f 产 量 1,5401,540 389 413 418 420 1,6401,640 386 406 420 433 1,6451,645 1,7001,700 需求量 1,5051,505 384 401 411 414 1,6101,610 399 404 419 428 1,6501,650 1,6901,690 供需平衡 3535 5 12 7 6 3030 -13 2 1 6-5 5 1010 注：e 为预估值；f 为预测值 资料来源：安泰科资料来源：安泰科（2）国内铜市场回顾 据安泰科调整后的铜精矿产量数据为：2012 年国98、内铜精矿含铜总产量约为148.6万吨，同比增加19.1%；进口含铜量203.7万吨，同比增加18.4%；合计新增铜精矿供应量 352.3 万吨（按 96.5%回收率折算后为 340 万吨），同比增加 18.7%。国内的精铜消费增幅为 4.8%，达到 768 万吨，增幅进一步放缓，比上年回落 3 个百分点。国家统计局和有色金属工业协会数据显示，中国 2013 年 1-11 月累计产量为 623.8 万吨，同比增 14.3%。据安泰科从国内主要铜冶炼企业了解的产量数据显示，1-11 月 12 家生产阴极铜的企业累计生产阴极铜 443.27万吨，比上年同期增加 16.11%，其中，江西铜业占 25.99、02%、铜陵有色占46 24.60%、金川集团占 15.46%、大冶有色占 10.20%。初步估算 2013 年国内精铜产量为 623.3 万吨，同比增 11.0%；预估全年进口量为 317.3 万吨，同比下降 6.7%，出口量增 9.2%至 29.3 万吨，净进口量同比下降 8.1%至287.9 万吨；全年消费量较前期小幅上调，预估为 820 万吨，同比增加 6.8%。国家统计局和有色协会的产量数据显示，2014 年 1-11 月累计产量为716.7 万吨，同比增 11.5%，特别是下半年屡创新高，11 月份国内精铜产量已达到历史高点的 75.5 万吨，同比增 14.0%。据此推算，估计 2100、014 年我国精铜产量将达到 770.4 万吨，同比增长 12.7%。其中江西、安徽、山东、甘肃、云南和湖北省精铜产量均在 40 万吨以上。国内精铜产量为 682万吨，同比增 10.4%；预估全年进口量为 358.0 万吨，同比增 9.2%，出口量下降 11.3%至 26.0 万吨，净进口量同比增 14.0%至 332.0 万吨；全年消费量预估为 872.0 万吨，同比增加 6.3%。综合进口、生产、消费等情况来看，2014 年供应仍有过剩出现，全年精铜供应过剩 142 万吨，比 2013 年有较大增加。国家统计局数据显示，2015 年 1-10 月累计产量为 645.5 万吨，同比增 6.8101、%，据此推算，2015 年我国精铜产量将达到 785 万吨左右。有色协会的产量数据显示，2015 年 1-11 月累计产量为 686.6 万吨，同比增 5.7%，据此推算，2015 年我国精铜产量将达到 757 万吨左右。2015 年国内精铜产量为 741 万吨，同比增 7.6%；预估全年进口量为 355 万吨，同比下降1.1%，出口量下降 21.1%至 21 万吨，净进口量同比微增 0.5%至 334 万吨；全年消费量预估为 915 万吨，同比增 4.9%。综合进口、生产、消费等情况来看，2015 年供应仍有过剩出现，全年精铜供应过剩 160 万吨，比 201447 年有所扩大。国家统计局数102、据显示，2016 年 1-11 月累计产量为 768.1 万吨，同比增 7.4%，据此推算，2015 年我国精铜产量将达到 840 万吨左右。目前估算 2016 年国内精铜产量为 780 万吨，同比增 5.8%；预估全年进口量为 360万吨，同比下降 2.1%，出口量大增 98.1%至 42 万吨，净进口量同比下滑11.1%至 308 万吨；全年消费量预估为 1030 万吨，同比增 3.7%。综合进口、生产、消费等情况来看，2016 年供应仍有过剩出现，全年精铜供应过剩 68 万吨，比 2015 年缩减，主要因净进口量下滑较大。2017 年 1-11 月有国内铜精矿含铜产量为 150.8 万吨103、，同比增 4.64%，其中有 6 个省份产量超过 10 万吨 2.2.4 产品价格及后市展望（1）铜市场价格走势回顾 2012 年，铜价呈现的是没有明确方向的窄幅震荡格局，全年整体为区间震荡收敛走势，主要波动区间不足 1500 美元。LME 三个月期铜年末最后一个交易日收盘价较年初第一个交易日收盘价上涨约 1.8%，较 2011 年最后一个交易日上涨约 4.4%。2012 年，LME 当月期铜和三个月期铜平均价分别为 7950 美元/吨和 7946 美元/吨，同比分别下跌 9.87%和 10.05%。2013 年年初宏观经济方面整体提供利多，但对需求的担忧也压制价格，2 月 4 日创 出年内高104、点 8346 美元后铜价就开始向下，二季度各方压力不减反增，6 月 25 日创下年内低点 6602 美元，同时也为近三年来最低。下半年主要在 6900-7400 美元之间弱势震荡，其中三季度铜价探底回升，从二季度末的阶段性低位逐步回升，8 月下旬达到阶段高位，触及二季度震荡区间上沿 7400 美元附近；进入四季度，铜价有一定上攻意愿，重回7000 美元上方，12 月在年底粉饰账面等行为的支持下继续走高，但继续48 上行动力不足，缺乏持续性，承压于 9-10 月震荡区间下沿。2013 年 LME当月期铜和三个月期铜平均价分别为 7326 美元/吨和 7349 美元/吨，同比分别下跌 7.85%和105、 7.50%。2014 年，铜价较 2013 年运行重心下沉，一季度来看震荡徘徊，至 3月 7 日受中国首次出现企业债务违约，引发恐慌情绪蔓延，铜价出现断崖式下跌，短短五个交易日，铜价从 7000 美元上方跌至 6400 美元以下，3月中下旬价格逐步企稳并略有反弹。二季度价格虽然期间也有反复，但整体看是从 3 月份暴跌中强劲反弹，截至 7 月上旬，铜价已收回 3 月份的跌幅。三季度 LME 铜价一度冲高，绝大多数时间为震荡下行格局。四季度铜价一度从此前下行趋势中企稳，但 11 月末随着当时国际油价暴跌，连累整个大宗商品市场出现恐慌性抛售，加之美元不断走强，铜价创出年内新低，之后维持在年内低位附106、近弱势震荡。2014 年 LME 当月期铜和三个月期铜平均价分别为 6859 美元/吨和 6825 美元/吨，同比分别下跌 6.37%和7.14%。2015 年，铜价表现为冲高回落格局，5 月份创下年内高点后，开始持续回落，9-10 月虽然一度反弹，但 10 月中旬后再度下挫，并于 11 月 23日创出 4443.5 美元的年底新低，之后企稳并以震荡为主，略有反弹。2015年LME当月期铜和三个月期铜平均价分别为5501美元/吨和5493美元/吨，同比分别下跌 19.80%和 19.51%。2016 年前 10 个月，铜价都没有表现出明确方向性，以在近年来的低位附近震荡为主，主要波动区间为 4107、500-5100 美元。10 月底的 LME 年会上，中国经济和需求好于预期的观点得到一致认同，同时中美数据向好，市场对于未来全球、特别是美国和中国基建对基本金属需求增长的乐观情绪，加之年内其他有色品种涨幅都大于铜，在这样的背景下，处于价值洼地的铜市场无论是介入的安全性和涨幅预期，都是首选品种之一，加之还有周边黑 色和其他诸如油价等品种走高等提振，铜价一改颓势，涨势如虹，49 从 4700 美元下方连续拉涨，一度达到 6000 美元上方，甚至在对美国基建预期炒作的情况下，曾出现铜价与美元同涨同跌的共振现象。但是，随着库存大幅增加、市场对中国需求的担忧、投资者对特 朗普基建承诺逐步冷静认识、美元108、在美联储年底进行了年内第二次加息后连续走高、多头 获利离场等诸多因素的压制下，12 月铜价出现一定幅度回撤，年度均价也继续同比下跌，但年末收盘价较 2015 年收盘价上涨约 18%，是 2012 年以来首个出现年度涨幅的年份。2016 年 LME 当月期铜和三个月期铜平均价分别为 4863 美元/吨和 4867 美元/吨，同比分别下跌 11.60%和 11.41%。2017年LME当月期铜和三个月期铜平均价分别为6162美元/吨和6190美元/吨，同比分别上涨 26.72%和 27.20%，2017 年 SHFE 当月期铜和三个月期铜平均价分别为 49361 元/吨和 49309 元/吨，同比109、分别上涨 29.38%和 29.07%。（2）铜市场后市展望 2017 年，不仅仅是美国，欧洲和多个新兴国家经济恢复良好，作为传统的铜需求国家，欧美经济的强劲复苏有利于拉动铜的需求，新兴国家对基建等的要求也有助于铜消费提升，也为铜价反弹提供着基础。2018 年铜价既不会走出波澜壮阔的牛市，也不可能出现熊市，只可能是重心上移、外强内弱的格局，而震荡区间预计伦铜 6050-8438 美元/吨之间，泸铜指数 50500-63600 元/吨之间。2.2.5 本项目产品价格 2002008 8-20172017 年铜金属平均价格年铜金属平均价格 表 2-1 50 序号 年份 铜金属价格 美元/t 元/t110、 1 2008 平均 6887 54856 2 2009 平均 5171 41893 3 2010 平均 7550 59225 4 2011 平均 8834 66010 5 2012 平均 7946 57348 6 2013 平均 7349 53165 7 2014 平均 6825 48935 8 2015 平均 5493 40633 9 2016 平均 4867 38152 1010 20172017 平均平均 61906190 4936149361 2015-2017 年三年均价 5517 42715 2013-2017 年五年均价 6145 46049 2012-2017 年六年均价 6111、445 47932 2011-2017 年七年均价 6786 50515 根据铜金属市场价格走势，考虑到市场可能发生波动及本项目经济评价可靠性，确定本项目产品电积铜销售价格按 42667 元/t（2015-2017 年三年均价）计算，并对价格进行敏感性分析。2.3 银市场预测 2.3.1 银的储量及分布 全球约 2/3 的银资源是与铜、铅、锌、金等有色金属和贵金属矿床伴生的，只有 1/3 是以银为主的独立银矿床。因此有人预计未来银的储量和资源仍主要来自副产银的贱金属矿床，银从这些矿床中的提取将主要取决51 于贱金属市场的需求。2005 年世界银储量和储量基础分别为 27 万 t 和 57 万 112、t。储量主要分布在波兰、中国、美国、墨西哥、秘鲁、澳大利亚、加拿大和智利等国，他们约占世界总储量和储量基础的 80%以上，俄罗斯、哈萨克斯坦、乌兹别克斯坦和塔吉克斯坦等国也有不少银资源。按 2005 年世界银矿山产量19257.4t 计，现有的世界银储量和储量基础静态保证年限分别为 14 年和30 年，说明世界白银储量的保证程度并不很高。2.3.2 银的用途 银是一种应用历史悠久的贵金属，至今已有 4000 多年的历史。由于银独有的优良特性，人们曾赋予它货币和装饰双重价值，英镑和我国解放前用的银元，就是以银为主的银、铜合金。银在地壳中的含量很少，仅占0.07ppm。银在自然界中很少以单质状态存113、在，大部分是化合物状态。天然银多半是和金、贡、锑、铜或铂成合金，天然金几乎总是与少量银成合金。我国古代已知的琥珀金，就是一种天然的金、银合金，含银约 20%。银具有良好的柔韧性和延展性，其延展性仅次于金，能压成薄片，拉成细丝。纯银是一种美丽的银白色金属，它具有很好的延展性，其导电性和传热性在所有的金属中都是最高的，用于制合金、焊药、银箔、银盐、化学仪器等，并用于制银币和底银等方面。银的最重要的化合物是硝酸银。在医疗上，常用硝酸银的水溶液作眼药水，因为银离子能强烈地杀死病菌。另外，化合物 AgBr（溴化银）是相机底片的主要成分，化合物 AgI（碘化银）成粉末状撒入云层，可以起到人工降雨的效果。5114、2 我国白银消费结构统计见下图 2.3-1 图 2.3-1 资料来源：华经视点研究中心 2.3.3 银市场回顾 近年来我国白银产量连续多年以超过 10的速度递增，已经成为全球递增最快的国度。国内白银工业走入国际市场步伐在加快，白银深加工产业稳步发展。蓬勃发展的中国白银工业，已经成为世界白银工业瞩目的焦点和亮点，中国白银生产、流通消费现状及发展前景引起了全球白银行业人士的高度关注，外资纷纷介入，争夺中国白银资源。（1）国内银市场 我国主要产银企业 2010 年白银产量仍然稳步提升。近日有色金属协会数据显示 2010 年白银累计产量为 11617t，与去年累计同比增长 12.26%，保持良好增长势115、头。53 中国有色金属协会数据显示，2011 年我国白银的总产量 12348t，同比增长了 6.29%，但这个增幅比 2010 下降了 5.97 个百分点，而 2011 年的国内消费量 6088t，总的来看供应仍然过剩。中国有色金属工业协会发布统计数据显示，中国 10 月份白银产量为 1170t；110 月总产量为 10520t，同比增长 13.54%。2012 年国内生产白银 13158t，同比 2011 年增长 11.75%。2012 年第一季度产量同比增长较快，同期铅精矿矿产量同比增长 54%，增速较快的原因是矿山受利润驱使增加产量所导致，尤其内蒙古地区白银产量增长突出。2012 年国内116、白银工业消费达到 6360t,同比增长 4.5%。其中电子电器工业用量同比增长 5%。2013 年全年白银产量 15500t，产量超过 700 t 的企业有两家，分别是江西铜业和豫光金铅。2013 年江铜超过豫光成为最大的白银生产企业。2013 年国内白银工业消费达到 6775 t，同比增长 6.5%，高于 2012 年增幅。电子工业用银量达到 4060 t，同比增长 5.4%。2014 年中国白银供应增加，白银消费减少，白银行业投资提速。2014年，国内原生铜、锌产量继续保持增加，铅产量则因市场行情低迷，国家对于矿业秩序整顿导致矿山产量下滑，“十二五”期间淘汰铅冶炼 130 万t。受此影响，117、2014 年白银产量与 2013 年相比增速变缓，至 17800t，增幅为 9%。国内白银产量最高的企业仍将是江西铜业和豫光金铅，均产量超过 700t。据中国有色金属工业协会（CNIA）统计，2003-2013 年间，中国白银产量年均递增幅度达到 21%。54 中国银和铅铜金产量增速见下图 2.3.2 图 2.3.2 2004-2013 年中国银和铅铜金产量增速（数据来源：有色协会）同期，国内原生铜、铅、锌产量的年均增幅分别为 11%、11%和 9%。2000 年以来，中国铜铅锌产业的快速发展，积极拉动白银的产量增长。国外银市场 2010 年全球白银供应量达到 37509t，比 2009 年增118、长 7.5%，超过 2004年以来 4.6%的年增长率。由于全球经济危机，部分地区政治动荡，新兴国家通货膨胀，白银价格大涨，激发了更多矿山公司生产积极性。2010 年全球矿产白银产量为 32288t，增长 8.8%。原生银产量、黄金伴生产量和铅锌铜伴生产量均有不同程度增长。再生银产量为 5063t，比 2009 年减少 3.6%。根据世界白银协会公布的数据，2011 年全球白银供应量为 10.4 亿盎司，较 2010 年下降近 3.2%。同时，矿产银和再生银产量分别增加 0.2 亿和 0.28 亿盎司，其中，受银价高企的影响，再生银产量同比增加 12.2%，而矿产银受宏观经济形势的制约，产量增119、速放缓至 1.34%。此外，数据还显55 示，官方售银和生产者保值供应量下滑明显，两者合计下降了 0.724 亿盎司。综合来看，2011 年全球白银供应量下滑了 0.244 亿盎司。2012 年全球白银总产量 33650t，比 2011 年的 32366 t 增加了 1284 t，产量在千 t 以上的国家：墨西哥、秘鲁、中国、澳大利亚、俄罗斯、智利、玻利维亚、美国、波兰等九国。中国的矿产银产量列世界第五位，中国的再生银列世界第一位，占全球的 35%以上。2012 年，我国工业总消耗了白银 6527 t，比 2011 年消耗 6088 t 增长了 7%，白银需求维持稳定增长。2013 全球白银总120、供应下滑至 32420t,同比减少 0.6%。其中矿产银供应依然持续十年以来的增长，至 24600t，但增幅放缓，仅增长 0.5%，较 2012年下滑 3.5 个百分点。再生银供应达到 7620t，同比下滑 3.5%。2014 年全球白银总供应量有所增加，预计增幅为 3%，至 31529t。其中矿产白银受到新矿产项目持续投产的带动，产量创下新高，同比增长5.9%至 26998t；再生银供应量继续承压低迷的价格，萎缩至 5131 t，同比下滑 14%。2014 年前十大矿产银生产国总产量比 2013 年略有上涨，其中墨西哥、哈萨克斯坦产量有所下降，中国、俄罗斯、波兰白银产量同比去年持平，智利国营121、矿业公司 Portal Minero 上半年产量暴增，带动智利全国矿产银产量增加。由于各国加大白银开采力度，2014 年矿产白银产量将达到巅峰，由于价格低迷，开采成本的增加，2015 年矿山企业将面临减产或停产的问题，受此影响 2015 年矿产银产量将有所下滑。56 2.3.4 产品价格及后市展望（1）国外银市场价格 2014 年 LBMA 白银价格最高 2014 年 LBMA 白银定盘价最高为 2 月 24 日的 22.05 美元/盎司，最低为 11 月 5 日的 15.28 美元/盎司，振幅 44%；年均价 19.08 美元/盎司，同比 2013 年下降 19.36%；跌速低于 2013 122、年 23.9%的跌幅。2014 年 COMEX 期银主力合约开盘 20.05 美元/盎司，收盘 15.68 美元/盎司，全年收跌 4.37 美元/盎司；年内最高价出现在 2 月 24 日为 22.05 美元/盎司，最低价为 12 月 1 日的 14.15 美元/盎司。全年平均价 19.10美元/盎司，同比 2013 年下滑 19.95%，跌速低于低于 2013 年的跌幅 23.4%。（2）国内银市场价格 2014 年国内银价走势与国际价格走势相近，但整体行情好于国际。上海华通现货银价年初 4065 元/kg，年底 3450 元/kg，收跌 615 元/kg，最高为 4483 元/kg，最低为 123、3315 元/kg。年均价 4017 元/kg，同比下降 16.42%。2014 年上海期货交易所期银主力合约开盘 4118 元/kg，盘中最高为4483 元/kg，最低为 3155 元/kg，报 3522 元/kg，收跌 577 元/kg。年均价为 3985 元/kg，环比下降 18.59%。白银价格（2013-2017 年）走势图见图 2.3.3 57 图 2.3.3 白银价格（2013-2017 年）历史走势图（美元/盎司）近一年白银价格走势图见图 2.3.4 图 2.3.4 近一年白银价格走势图（人民币/克）20082008-2012017 7 年白银平均价格年白银平均价格 表 2.3124、-1 序号 年 份 美元/盎司 元g 1 2008 年平均 15.03 3.56 2 2009 年平均 14.43 3.30 3 2010 年平均 20.27 4.56 58 4 2011 年平均 35.33 7.57 5 2012 年平均 31.15 6.46 6 2013 年平均 23.86 4.81 7 2014 年平均 19.10 4.02 8 2015 年平均 15.68 3.41 9 2016 年平均 17.12 3.85 1010 20172017 年平均年平均 17.0517.05 3.923.92 2015-2017 年三年均价 16.62 3.73 2013-2017 年五125、年均价 18.56 4.00 2012-2017 年六年均价 20.66 4.41 2011-2017 年七年均价 22.76 4.86 （3）后市展望 在已经过去的 2017 年，全球经济形势比预期的要乐观，但是现在说未来稳定增长还上不稳妥，当前世界不少国家的经济依然在努力摆脱危机时留下的后遗症，而新问题又在不断出现。2018 年，欧洲和日本可能结束量化宽松的货币政策，美国也会延续货币政策正常化的进程，这些将给世界经 济增长带来新的挑战。总体判断，2018 年的世界经济不会出现大的转折，可能大体持平，略有下调。美国政府在特朗普总统的新政下，经济形势继续好转，美国税改政策正在推行，美联储未来的126、加息路途还在进行，这对未来美元走势都有较好支撑，对于白银价格有一定压力。但从供求关系来看今年以来经济复苏支撑白银工业消费增长，但由于银价增速不及黄金，未来投资需求仍将继续下降，而工业需求的增长不足以抵消投资需求的下降。而白银的供应情况受矿山品位下降，原料供应不足的影响，未来白银基本面可能会出现供应及需求同时下降的情况，而供求仍处于基本平59 衡状态，因此基本面对影响较小。预计全年价格在 14.5-22 美元/盎司之间波动，年平均价为 19 美元/盎司。国内白银以消耗库存量为主，银价维持在 3500-4800 元/千克之间，年均价在 4000 元/千克左右。2.3.5 本项目产品价格 根据白银市127、场价格走势，考虑到市场可能发生波动及本项目经济评价可靠性，确定本项目产品白银销售价格按 3710 元/kg（2015-2017 年三年均价）计算，并对价格进行敏感性分析。60 3 焙烧收尘焙烧收尘 3.1 概述 本工程采用一段焙烧工艺处理含硫、铜、金精矿，焙烧的目的是脱除S 和改变硫化物结构，生成多孔焙砂，有利于下一步的酸浸、氰化作业，提高铜、金的浸出率，回收精矿中有价元素。一段焙烧通过控制焙烧温度、空气量进行硫酸化焙烧，焙烧得到的焙砂去酸浸。焙烧产生的烟气经一级旋风、表冷器、二级旋风、静电除尘器收尘后生产硫酸，满足环保要求。3.2 生产规模、产品、原料、燃料及辅助材料 3.2.1 生产规模及128、产品 本项目中焙烧规模350t/d。全年按345天运行，年处理金精矿120.75 kt，焙砂 109.67 kt/a。3.2.2 原料 金精矿的化学成份如表 5-1 所示。表 5-1 金精矿化学成分(%)成分成分 Au(g/t)Ag(g/t)S Fe MgO CaO As Cd%39.6 236 30.18 27.1 1.31 2.7 0.07 0.012 成分成分 Al2O3 SiO2 Cu 全 C Pb Zn Hg 合计%1.44 25.3 2.01 0.97 2.00 1.52 小于 0.0002 100 61 3.2.3 燃料和辅助材料 沸腾焙烧炉开炉加热用燃料柴油，用量 30t/a。129、3.3 工艺流程 对于含铜金精矿采用一段硫酸化焙烧预处理，焙烧脱硫产生的二氧化硫烟气制硫酸，焙砂酸浸提铜后氰化浸金。该工艺可以实现金、铜、硫等有价金属资源的综合利用，焙烧收尘流程图见图 5-1。62 图 5-1 焙烧收尘工艺流程图 来自原料调浆的金精矿矿浆泵送至三个储浆槽，由软管泵泵送至矿浆分配槽，炉体给料方式分别采用炉顶给料和下部给料两种方式，按炉顶给料设计，下部给料预留接口。下部给料分为六路进入料枪，用压缩空气喷入炉内。利用一台罗茨鼓风机向沸腾炉炉底鼓风，提供金精矿硫酸化焙烧用的氧气并保证沸腾炉内物料处于正常的流态化。沸腾焙烧需要的空气由金精矿料浆 储浆槽 矿浆分配槽 焙 砂 沸腾炉 压缩130、空气 空 气 去 酸 浸 烟 气 一级旋风 表冷器 二级旋风 电除尘 去 制 酸 软化水 蒸汽汽包 蒸 汽 63 罗茨鼓风机鼓入风室后，并从风帽小孔中进入炉膛，空气使矿粉处于流态化悬浮状态并同时参与硫化矿的氧化反应。金精矿在沸腾炉内主要发生氧化焙烧反应进行脱硫，控制焙烧温度在 640左右，焙烧温度依靠硫化矿物的氧化反应放热来维持，并通过进料量和调浆浓度调整热量平衡，使焙烧处于自热平衡状态。通过焙烧，精矿中的硫化矿物转变成氧化物。炉内多余热量通过炉内盘管产生 0.5MPa 低压蒸汽，屋顶设 10t 汽包，蒸汽用于厂房采暖或发电。沸腾炉出来烟气经 1#高温旋风收尘器收下来尘经返料器送回沸腾炉内再次131、燃烧，烟气再分别经过表冷器、2#旋风收尘器后，烟气温度降至350左右，烟气仍含有 1030g/m3 左右的细烟尘(020)，烟气还需经过三电场高温电收尘器静电捕收烟尘（电收尘器的收尘效率大于 99.3%），电收尘进口温度控制为 320360，出口温度 280320。出电收尘器的烟气直接送净化工段。焙烧炉溢流焙砂经密封式返料器送至 1#酸浸槽。表冷器捕收焙砂和2#旋风收尘器收下来的尘分别由高温螺旋送至 2#酸浸槽，同时电收尘收集的尘由刮板输送机送至 2#酸浸槽。1#酸浸槽自流入 2#酸浸槽，再经 3#酸浸槽后去 1#酸浸浓密机。焙烧过程的主要反应如下：4FeS2+11O2 =2 Fe2O3+8S132、O2 4CuFeS2+15O2=4CuSO4+2Fe2O3+4SO2 2As2O3+2O2 =2As2O5 SO2+0.5O2=SO3 2CaCO3+2SO2+O2=2CaSO4+2CO2 64 2MgCO3+2SO2+O2=2MgSO4+2CO2 金精矿氧化焙烧使得细粒金的包裹体硫化矿氧化脱硫形成裂缝和孔隙状的焙砂，金颗粒部分表面裸露出来可以与氰化物溶液接触发生浸出反应。若矿石中有可吸附金的有机碳，在焙烧反应时氧化生成二氧化碳气体进入烟气。焙烧炉的烘烤及冷态炉开炉升温采用喷柴油燃烧进行。沸腾炉炉膛沸腾层设有六支燃油枪，该燃烧系统在炉子正常运行时一般停用。同时，在矿浆分配槽设紧急水管，在炉内沸133、腾层温度高时紧急降温，以防操作不当或精矿硫超高而出现的沸腾焙烧温度超过要求的焙烧温度。焙烧收尘工艺流程详见图初 80203005-01。焙烧主要技术操作条件：调浆浓度：70%；矿浆储存时间：36h；焙烧温度：640；电收尘器：进口温度 320360，出口温度 280320；3.4 主要技术指标 表 5-4 冶炼工艺设计技术指标表 序号序号 项目项目 单位单位 指标指标 备注备注 一一 设计规模设计规模 1 年处理能力 kt 120.75 金精矿 2 日处理量 t/d 350 3 年工作日 d/a 345 4 工作时间 h/d 24 65 序号序号 项目项目 单位单位 指标指标 备注备注 二二 134、焙烧收尘焙烧收尘 1 金精矿:Au g/t 39.6 Ag g/t 236 S%30.18 Cu%2.01 2 调浆浓度%70 3 回收率:Au%99.92 从精矿焙烧矿 Ag%99.92 从精矿焙烧矿 4 焙烧脱硫率%82.39 5 焙砂产率%90.82 6 收尘效率%99.95 3.5 冶金计算 基础资料基础资料 1）金精矿成分 表 5-5 金精矿化学成分(%)成分成分 Au(g/t)Ag(g/t)S Fe MgO CaO%39.6 236 30.18 27.1 1.31 2.7 成分成分 Al2O3 SiO2 Cu 全 C Pb Zn%1.44 25.3 2.01 0.97 2.00 1135、.52 2)金精矿：真比重 3300kg/m3，堆比重 1500 kg/m3；3)焙砂：真比重 2800kg/m3，堆比重 1600 kg/m3；4)当地大气压：98.57kPa；5)当地最热月平均气温：28.8；6）金精矿、焙砂的物相组成分别见表 5-6、表 5-7（以 100kg 干矿，金银单位为 g/t）；66 7)矿物焙烧过程化学反应 4FeS2+11O2=2Fe2O3+8SO2+1645 kcal/kgFeS2 4CuFeS2+15O2=4CuSO4+2Fe2O3+4SO2+1311kcal/kgCuFeS2 6FeAsS+14.5O2=2Fe3O4+3As2O3+6SO2+1448136、 kcal/kg FeAsS 4Fe3O4+O2=6Fe2O3+134 kcal/kgFe3O4 SO2+0.5O2=SO3+347 kcal/kgSO2 CaCO3=CaO+CO2-378 kcal/kg CaCO3 MgCO3=MgO+CO2-314 kcal/kg MgCO3 3.5.1 沸腾炉的热平衡计算 矿浆浓度定为 70%，焙烧炉小时处理量：14.58 t/h；焙烧温度定为：640；沸腾炉为硫酸化焙烧，经计算每吨矿石理论耗空气量 1492.8 Nm3/t-金精矿，计算得进入炉内空气量：26123.64Nm3/h。出炉烟气成分如表 5-8 所示。67 表 5-6 金精矿的物相组成 组137、成 Au*Ag*Cu Fe S SiO2 MgO CaO Zn Pb Al2O3 CO2 O C(org)其它 合计 1 Au*39.6 2 Ag*236 3 CuFeS2 2.01 1.77 2.03 5.80 4 ZnS 0.75 1.52 2.27 5 PbS 0.31 2 2.31 6 FeAsS 0 0 0 7 FeS2 23.65 27.10 50.74 8 Fe2O3 1.69 0.73 2.41 9 CaCO3 2.7 2.12 4.82 10 MgCO3 1.31 1.43 2.74 11 SiO2 25.3 25.3 12 Al2O3 1.44 1.44 13 Sb2S3 138、0 0 14 C（org）0.0022 0.0022 15 其它 2.16 2.16 合计 39.6 236 2.01 27.1 30.18 25.3 1.31 2.7 1.52 2 1.44 3.55 0.73 2.16 100 注：金银单位为 g/t。68 表 5-7 焙砂的物相组成 组成 Au*Ag*Cu Fe SS SSO42-SiO2 MgO CaO Zn Pb Al2O3 O C(有机)其它 合计 1 Au*43.60 2 Ag*259.85 3 Cu2S 0.20 0.05 0.25 4 CuSO4 1.75 0.87 1.75 4.37 5 CuO.CuSO4 0.06 0.0139、2 0.04 0.12 6 ZnS 0.11 0.23 0.34 7 ZnSO4 0.61 1.25 1.23 3.09 8 ZnO 0.05 0.01 0.06 9 PbS 0.02 0.26 0.28 10 PbSO4 0.26 1.70 0.53 2.49 11 PbO 0.04 0.00 0.04 12 FeS 0.68 0.39 1.06 13 FeSO4 0.68 0.39 0.77 1.84 14 Fe2O3 25.75 11.03 36.78 15 CaSO4 1.54 2.70 2.31 6.56 16 MgSO4 1.05 1.31 1.57 3.93 17 Al2O3 1140、.44 1.44 18 SiO2 25.30 25.30 19 其它 2.88 2.88 合计 43.60 259.85 2.01 27.10 0.57 4.74 25.30 1.31 2.70 1.52 2.00 1.44 19.25 0.00 2.88 90.82 69 表 5-8 焙烧理论烟气量及烟气成分 烟气成分 烟气重量,kg/h 体积，Nm3/h 百分比，%N2 25858.00 20686.40 63.5 O2 1294.58 906.21 2.8 SO2 6672.49 2335.37 7.2 SO3 725.27 203.08 0.6 CO2 517.63 263.52 0.141、8 H2O 6584.38 8193.90 25.1 合计 41652.35 32588.47 100.0 炉内热平衡见表 5-9 所示。表 5-9 焙烧炉热平衡 项 目 热量 Kcal/h 说 明 热 输 入 矿石反应热 15261492.42 空气显热 205918.62 矿石显热 83854.17 水显热 164609.56 小计 15715874.77 热 输 出 烟气带走 5082660.35 焙砂带走 1949669.95 水分带走 5777795.69 炉壳散热 417600.00 小计 13227726.00 从表 5-8 可知，热差=15715874.7713227726.0142、0=2488148.78kcal/h。以上表明：当精矿含硫 30.18%时，采用浆式进料，炉内燃烧热量富裕，需设盘管移走多余热量，项目按产 0.5MPa 蒸汽设计，理论产蒸汽约 3.9t。根据现场实际生产情况，汽包选型产蒸汽约 10t。考虑漏风系数取 1.1，出电收尘的的烟气成分如表 5-10。70 表 5-10 出电收尘的烟气成分 烟气成分 烟气重量,kg/h 体积,Nm3/h 百分比,%N2 29076.11 23260.89 64.9 O2 2272.24 1590.56 4.4 SO2 6672.49 2335.37 6.5 SO3 725.27 203.08 0.6 CO2 517.143、63 263.52 0.7 H2O 6584.38 8193.90 22.9 合计 45848.12 35847.32 100.0 3.5.2 物料平衡 焙烧收尘物料平衡见表 5-11。71 表 5-11 焙烧收尘物料平衡 名称 t/d Au(g/t)Ag(g/t)Cu S Fe g/t kg/d g/t kg/d%t/d%t/d%t/d 进料 金精矿 350.00 39.6 13.86 236 82.6 2.01 7.04 30.18 105.63 27.1 94.85 水（矿浆）150 干空气 808.79 空气带入的水 8.03 其他 0.72 合计 1317.54 13.86 82.6144、 7.04 105.63 94.85 出料 焙烧矿 317.88 43.60 13.86 259.85 82.6 2.21 7.04 5.85 18.60 29.84 94.85 混合烟气 999.66 87.03 合计 1317.54 13.86 82.6 7.04 105.63 94.85 72 3.6 主要设备计算与选型 3.6.1 设备选择的原则 (1)在满足工艺需要的前提下，根据设计流程的特点，主要设备的选择本着技术先进、高效节能、设备运转可靠、操作管理方便，对流程变化适应性强的原则。(2)按照金精矿焙烧流程的计算，焙烧冶炼生产流程的设计考虑了合同要求。3.6.2 焙烧收尘 1)炉底145、鼓风机 按照夏季温度 37，考虑管道漏风以及操作因素等，将风机选型留有富余 30%。罗茨风机鼓风量为：(26123.64)100/98.75(310/273)(1/0.785)1.3=39122.9m3/h，即652.0 m3/min。选择罗茨鼓风机：流量 659.4m3/min，升压 29.4KPa，功率 400kW，电机变频调速。2)焙烧炉 烟气温度取 600；当地大气压取 98.75kPa；炉膛设计线速度：0.50m/s（工况）；进炉空气量：26123.64 Nm3/h；炉出口烟气流量 32588.47Nm3/h；工况气量：32588.47(（873273）（10098.75）)=73 146、105723.33m3/h 炉膛面积：（105723.33/3600）/0.50=58.74m2 设计取；60 m2 炉膛直径：D8750mm。扩大段设计线速度：0.3m/s(工况)；扩大段面积：97.89m2；扩大段直径：D=11.17m。3)电收尘器 电收尘进口温度：360 电收尘出口温度：300 平均温度：330 烟气焙烧烟气流量：35847.32 Nm3/h，取 1.1 的系数 气体流量 Q1.135847.32（603273）（10098.75）=88360.72m3/h 电场气流速度平均为：0.55m/s 电场面积 S（88360.723600）0.55=44.63m2 电收尘选用147、 3 电场面积为 45m2 的高温电收尘器。3.7 车间配置 焙烧收尘车间的设备布置根据流程走向，成一字排布，这样有利于焙砂的收集和运输，罗茨鼓风机布置在房屋内以减少噪音。焙烧操作室设在一层。焙烧收尘配置详见图初 80203005-05 至初 80203005-06。74 3.8 存在问题及建议 本次设计有一个问题需进一步论证：进料方式：采用炉顶进料还是下部进料。炉顶进料优点是操作简单、无额外动力消耗；缺点是物料停留时间短、烟气含尘量高、存在物料焙烧效果差问题。炉体下部进料优点是物料停留时间长、焙烧效果好；缺点是消耗压缩空气动力，喷枪磨损等问题。本设计预留两种进料方式接口，投产后可随意切换。7148、5 4 制酸制酸 4.1 概述 本项目日处理 350t 难处理金精矿，采用浆式进料法焙烧工艺。从沸腾焙烧炉出来的烟气经炉气冷却器、旋风收尘器、电收尘器后进入硫酸车间。硫酸车间包括净化工段、干吸工段、转化工段、酸库、尾气烟囱。进入硫酸车间净化工段的烟气量为 35950Nm3/h，其中 SO2浓度约6.5%。制酸采用绝热蒸发、稀酸洗涤净化、两次转化两次吸收工艺。产品为工业硫酸，硫酸产量为 83460t/a（以 100%H2SO4计）。尾气中S02及 S03的排放浓度低于国家铜、镍、钴工业污染物排放标准GB25467-2010 中的相关规定，满足排放要求。4.2 设计基础 电收尘出口的烟气量及组成 149、表 4-1 成分 SO3 SO2 O2 N2 CO2 H2O 合计 质量kg/h 725.27 6672.49 2272.24 29076.11 517.63 6584.38 45848.12 体积Nm3/h 203.08 2335.37 1590.56 23260.89 263.52 8193.90 35847.32 比例%6.5 6.5 4.4 64.9 0.7 22.9 100 0.57 6.54 2.93 66.90 0.72 22.34 100 （1）进硫酸车间净化工段烟气量：35847.32Nm3/h（2）SO2浓度：6.5%。（3）烟气温度：300（4）烟气压力：-4000Pa 150、76 （5）烟气含尘：50mg/Nm3（6）工作制度：24h/d，345d/a 根据提供的烟气条件，经物料平衡计算得进转化烟气量及成份如下表:进转化烟气量及成份 表 4-2 成分 SO2 O2 N2 CO2 合计 Nm3/h 2312 2747.7 27614 263.52 32937.22%7 8.4 83.8 0.8 100.00 4.3 车间规模及产品方案 根据冶炼烟气量的计算，制酸系统硫酸产量为 83460t/a（以100%H2SO4计）。产品为工业硫酸。产品规格符合国标 GBT534 中的指标。制酸系统包括净化工段、干吸工段、转化工段和酸库、尾气吸收。4.4 工艺流程 4.4.1 工151、艺流程选择 根据冶炼烟气湿度大、含尘高的特点，制酸系统工艺采用以下工艺流程：a)烟气净化采用稀酸洗涤、绝热蒸发冷却、两级逆喷洗涤净化工艺流程。b)干燥和吸收采用一级干燥、两级吸收、循环酸泵后冷却工艺流程。c)转化采用“3+2”式五段接触转化工艺。具体流程：动力波洗涤器+一级填料塔+二级填料塔+一级电除雾器+二级电除雾器+干燥塔+SO2 鼓风机+一次转化+一吸塔+二次转化+77 二吸塔+尾气吸收塔+尾吸电雾+尾气烟囱。净化第一个设备是动力波洗涤器，为绝热蒸发过程，根据烟气情况，由于含水高，动力波洗涤器出口温度为75。在动力波洗涤器中高速上喷的液柱与向下的烟气逆流接触，液体被分散，气液接触面积急速152、扩大，气液之间达到充分的传热、传质，烟气中的尘粒等杂质进入液相。采用两级电除雾器是合适的，可供选择的电除雾器有塑料（PVC）电除雾和导电玻璃钢电除雾。净化流程是可靠的，并能适应烟气的流量变化，是经济合理的。净化系统排出的污酸量较大，这是由净化水平衡决定的，大约每日要排出 175m3 的污酸，此污酸经脱气塔后排出，送到污水处理后达标排放。工艺流程详见附图 4.4.2 工艺流程简述 4.4.2.1 工艺原理 以焙烧来的 SO2烟气为原料，生产制造 H2SO4。工艺由以下步骤组成：（1）SO2烟气的净化；（2）SO2转化为 SO3，按下面反应进行：SO2+1/2O2=SO3（3）SO3气体的吸收，通153、过与 H2O 化合生成 H2SO4，反应如下：SO3+H2O=H2SO4 4.4.2.2 流程简述（1）净化工段 78 净化工段采用动填填电电封闭酸洗净化流程。来自焙烧工段的烟气（315）首先进入动力波洗涤器的喷射管，自上往下流动，与自下往上喷出的洗涤液碰撞，在气-液界面处建立起具有一定高度的泡沫区，这里发生粒子的捕集及气体的吸收，达到烟气的净化，同时在绝热蒸发过程中烟气温度降至 72左右。洗涤液大部分直接进入动力波洗涤器集液槽循环使用，少部分洗涤液引入 FBL 过滤器进行液固分离，从而减少由于循环液中含固量增大而造成对设备、管道的磨损及管道的堵塞。过滤器中的清液流入稀酸槽。为了防止动力波洗涤154、器溢流堰的堵塞，将稀酸槽的稀酸由泵打入高位槽用于逆喷管顶部溢流堰及事故喷咀，少部分由泵打入 SO2 脱吸塔脱除 SO2后汇入地下污酸池再送去污水处理。斜管沉降器的底部浓缩液经底流泵送至酸浸槽。净化外排稀酸进入地下污酸池经泵送至污水处理工段。含饱和水蒸气的烟气进入填料洗涤塔进行冷却降温和进一步洗涤，为排出系统的热量，在填料塔循环泵后设置稀酸板式换热器，用循环水间接冷却。经冷却后的液体进入填料塔分酸槽自上往下淋洒，达到降温、除尘的目的，出口烟气温度降至 39左右。冷凝下来的水分，通过循环泵出口管上设置的管线串入动力波洗涤器。由于原料矿中可能含有砷，为了保证烟气的制酸指标，增加了一级填料塔洗涤。进一155、步净化烟气。二级填料塔的系统不需要设置稀酸板式换热器。经过两级填料塔的烟气进入一级和二级电除雾器，将其酸雾除去，使净化工段烟气出口的酸雾量5mg/m3，砷含量0.5mg/m3。然后通过烟气管道送往干吸工段的干燥塔。（2）干吸工段 来自净化工段二级电除雾器的烟气进入干燥塔的下部，自下往上流动，与自上往下喷淋的 93%H2SO4 通过填料层充分接触，利用浓硫79 酸吸水的性质，将其净化后烟气中的水分干燥达到 0.1g/Nm3 以下。经干燥后的烟气中夹带一定数量的酸沫，为此，在干燥塔的顶部设置了不锈钢纤维除雾器，烟气通过除雾器后将酸沫除去，送入 SO2 鼓风机。干燥循环酸由干燥塔的底部通过重力流入泵156、槽，然后由泵打入酸冷却器，经冷却后的硫酸送往干燥塔分酸装置循环使用。由转化工段来的一次转化烟气中95%的 SO2 已被转化成 SO3，经换热器冷却后SO3 烟气温度约为 190，送往一吸塔，采用 98%H2SO4 进行吸收。为除去由 H2SO4 蒸汽冷凝产生的细小雾粒，一吸塔顶部设置了纤维除雾器，吸收 SO3 后的烟气经除雾器除去雾粒后送往二次转化。由二次转化后的 SO3 烟气送往二吸塔，采用 98%H2SO4 进行吸收，为除去吸收过程中烟气带出的细小雾粒，二吸塔顶部设置高效纤维除雾器，吸收SO3 后的烟气除去雾粒后去尾气吸收。一吸塔吸收 SO3 后的循环酸和二吸塔吸收 SO3 后的循环酸由各157、自的塔底通过重力流入各自的吸收塔循环泵槽，然后由泵打入阳极保护酸冷却器，用冷却水间接冷却后，分别送往一、二吸收塔分酸装置，作为一吸、二吸塔循环酸使用。干燥塔循环酸吸收烟气中的水分后浓度有所降低，而一吸塔和二吸塔的循环酸吸收 SO3 后浓度有所提高，根据工艺操作要求各自需维持一定的酸浓度，为此采用干燥和吸收相互串酸和加水的方式进行自动调节。系统中多余的 98%酸或者 93%酸作为成品酸产出。制酸尾气用氢氧化钠溶液吸收。尾气从动力波尾吸塔上部进入，经喷淋吸收段与氢氧化钠溶液接触，进行吸收脱硫，反应生成亚硫酸钠。控制尾吸循环液的 pH 值。以保证尾气排放符合指标。脱硫后尾气经电除雾器除去酸雾达标后经158、通过 60 米高的玻璃钢烟囱排入大气。（3）转化工段 80 来自主鼓风机的炉气，依次经过、换热器管间，与三段、一段出口的高温转化气换热，温度升至 422进入转化器，经一、二、三段转化、换热后的转化气温度降至约 180后进入一吸塔，用 98%硫酸吸收其 SO3 后，再依次经过 V&、换热器换热，升温至 422后进入转化器四段、五段进行第二次转化。经五段转化后的气体经 V换热降至 150后进入第二吸收塔，用 98%硫酸吸收 SO3，经除雾器除沫、除雾后进入尾气吸收塔，经吸收达标后的尾气排放到大气。总转化率99.7%。在转化器的一段、四段进口处，分别设置电加热器各一台，用于转化系统的升温预热。为调节159、各段的反应温度，转化工段设置了一段、四段自调装置，以及必要的自调副线和阀门。罐区：酸罐区新建 5000t 酸贮罐 2 台，总贮酸能力为 10000t。由于周围地势无明显高差，利用酸计量槽装酸。经过计量磅秤计量。成品酸本次全部考虑汽车装酸。罐区设置围堰，均做防腐处理。围堰高度 1000mm，围堰有效容积约为 3500m3，大于单个酸罐的容积3140m3，可以在酸罐发生泄漏时防止硫酸泄漏至其他区域，危害生产安全。（4）循环水工段 制酸系统需要一套 2000m3/h 的循环水系统。干吸和净化工段循环水系统分开。4.4.2.3 工艺、设备特点（1）净化工段 a 动力波捕尘率高、允许气量波动范围大、净化160、效果好。b 稀酸换热器采用板式换热器，换热板材质为 254SMO 合金。具有传热效率高、结构紧凑、占地面积小、耐腐蚀特点。c 动力波、填料塔、一、二级电除雾器和管道采用玻璃钢防腐蚀81 材料，易于制作，经久耐用。（2）干吸工段 a 塔内分酸装置采用槽管式分酸器，带阳极保护，增加使用寿命。b 在一吸塔、二吸塔采用高效纤维除雾器，此种除雾器比传统的丝网捕沫器具有更高的铺集效率，增加了 S 的回收率。c 干吸塔采用碟形底结构，节省土建费用。d 浓酸冷却器设置于泵后，提高了传热效果，使冷却器换热面积相应减少，酸管道可缩短，相应降低了工程造价。e 干吸串酸方式：采用自调，自调阀根据酸浓表与液位自动控制。161、f 浓酸冷却器采用国产 316L 管壳式阳极保护冷却器。具有占地面积小、换热效果好等特点。（3）转化工段 转化工段采用了国内外广泛应用的 3+2/III，I，（IV）II 的转化换热流程。在一段转化入口及四段转化入口各设置了开工电加热炉，用于开车前的升温及必要的补热，有利于缩短升温时间。转化器采用碳钢内衬砖结构、增加了蓄热能力。转化器各触媒层留有一定的空间，以备扩产和环保要求。换热器采用空心环支撑缩放管结构，提高了传热系数，缩小换热面积，减少占地面积。4.5 设备选型计算（1）转化器计算选择见表 4-2。（2）塔类设备计算选择见表 4-3。82 （3）泵类设备计算选择见表 4-4。转化器计算选162、择结果表转化器计算选择结果表 表 4-3 序号 内 容 1 转化器一层入口烟气量Nm3/h 32937.2 2 设计空速 Nm/s 0.34 3 转化器规格（diH）i638018600 4 触媒填充系数 l/td 350 5 触媒量（m3）85 6 各触媒层 一层 二层 三层 四层 五层 7 烟气入口温度 420 470 440 420 410 8 烟气出口温度 561 515 450 430 411 9 转化率分配%68 90 95 99 99.7 10 触媒分配率%18 20 22 18 22 83 塔类设备计算选择结果表塔类设备计算选择结果表 表 4-4 序号 项 目 单位 动力波洗涤163、器 一级洗涤塔 二级洗涤塔 电除雾器 干燥塔 一吸塔 二吸塔 尾吸塔 尾 吸 电除雾器 1 喉 径 mm i1100/i4000 i4200 i4200 i4000 i4000 i4000 i1000/i3800 2 高 度 mm 14000 14800 14800 13500 16729 16729 16729 14000 13500 3 数 量 1 1 1 2 1 1 1 1 2 4 入口气量 Nm3/h 35847.32 43434 298051 298051 35317 32937 29643 29470 32417 5 入口烟气温度 350 72 40 40 55 180 150 5164、5 40 6 出口烟气温度 72 40 40 40 50 55 55 40 40 7 气速 m/s 25 1 1 0.8 1.02 1.15 1.05 25 0.6 8 喷淋酸量 m3/h 400 350 350 320 320 320 300 9 设备材质 Q235、石墨、FRP FRP FRP CFRP+Q235 钢壳内衬耐酸瓷砖 钢壳内衬耐酸瓷砖 钢壳内衬耐酸瓷砖 FRP CFRP+Q235 84 泵类设备计算选择结果表泵类设备计算选择结果表 表 4-5 序号 项目 动力波洗涤器循环泵 洗涤塔循环泵 稀酸循环泵 底流泵 排污泵 干燥酸循环泵 吸收酸循环泵 地下槽泵 备 注 1 扬量（m3165、/h）450 30 50 10 20 320 320 40 2 扬程（m）32 28 30 30 30 30 30 30 3 介 质 稀酸 稀酸 稀酸 含固稀酸 稀酸 浓酸 浓酸 浓酸 4 介质浓度（%）15 5 15 15 15 93 98 98 5 介质温度（）70 57 70 65 70 50 76 50 6 数 量 2 2 2 2 1 1 2 2 85 4.6 系统阻力一览表 系统阻力一览表系统阻力一览表 表 4-6 序号 管道、设备名称 设备阻力（Pa）入口压力（Pa）1 动力波洗涤器 2500-4000 2 一级填料洗涤塔 500-6500 二级填料洗涤塔 500-7000 3 一166、级电除雾器 500-7500 4 二级电除雾器 500-8000 5 干燥塔 2500-10.500 6 SO2鼓风机 -8500 7 III 换热器（壳程）1200 25000 8 I 换热器（壳程）800 23700 9 1#开工电炉 500 22800 10 转化器（一层）600 22200 11 I 换热器（管程）800 21500 12 转化器（二层）600 20600 13 II 换热器（管程）1000 19900 14 转化器（三层）800 18800 15 III 换热器（管程）1500 17900 16 一吸塔 2500 16300 17 换热器（壳程）1200 13600 167、18 换热器（壳程）800 12300 19 2#开工电炉 500 11400 20 转化器四层 800 10800 21 IV 换热器（管程）600 10100 22 转化器五层 800 9400 23 换热器（管程）1500 8500 24 二吸塔 2500 6900 25 尾气吸收塔 1500 4300 26 烟囱 2800 86 4.7 主要工艺技术指标 主要工艺技术指标表主要工艺技术指标表 表 4-7 序号 项 目 单 位 数 值 1 处理烟气量（入净化工段）Nm3/h 35847.32 2 烟气 SO2浓度（入净化工段）%6.5(湿基)3 硫酸产量（以 100%H2SO4计）t/a168、 83460 4 成品酸规格 93%或 98%5 硫回收利用率%98.65 6 其中 净化率%99 转化率%99.7 吸收率%99.95 7 触媒填装系数 l/td 350 8 触媒消耗 l/t 0.13 9 尾气吸收率%90 10 尾气中 SO2含量 mg/Nm3 400 11 尾气中酸雾含量 mg/Nm3 12.6 12 污酸排放量 m3/d 175 主主 要要 设设 备备 一一 览览 表表 表 4-8 序号序号 设备名称设备名称 型号及规格型号及规格 单位单位 数量数量 附电动机附电动机（千瓦（千瓦/台）台）备备 注注 净化工段净化工段 1 动力波洗涤器 i400014000 台 1 F169、RP 2 一级填料塔 i420014800 台 1 FRP 3 二级填料塔 i840 台 1 FRP 4 一级电除雾器 184 管（300）台 1 21.6+4.5x4 CFRP+Q235B 5 二级电除雾器 184 管（300）台 1 21.6+4.5x4 CFRP+Q235B 6 气体脱吸塔 i8004855 台 1 FRP 7 安全水封 i1100850 台 1 FRP 87 序号序号 设备名称设备名称 型号及规格型号及规格 单位单位 数量数量 附电动机附电动机（千瓦（千瓦/台）台）备备 注注 8 FBL 过滤器 i3300 台 1 FRP 9 高位槽 i20002700 台 1 FRP170、 10 稀酸循环槽 i30003000 台 1 FRP 11 动力波循环泵 250FUH-20-450/32 台 2 90 12 一级填料塔循环酸泵 200FUH-20-350/28 台 2 55 13 二级填料塔循环酸泵 200FUH-20-350/28 台 2 55 14 稀酸循环泵 50FUH-30-50/30 台 2 11 15 斜管底流泵 50FUH-30-50/30 台 2 11 16 排污泵 50FUH-30-50/30 台 2 7.5 17 稀酸板式换热器 200m2 台 2 干吸工段干吸工段 18 干燥塔 4000 H=16729 台 1 非标加工 19 一吸塔 4000 H171、=16729 台 1 非标加工 20 二吸塔 4000 H=16729 台 1 非标加工 21 干燥循环槽 4338 H=2210 台 1 非标加工 22 一吸循环槽 4338 H=2210 台 1 非标加工 23 二吸循环槽 4338 H=2210 台 1 非标加工 24 地下槽 4338 H=2210 台 1 非标加工 25 干燥酸管壳式换热器 F=225 m2 台 1 3 阳极保护 26 一吸酸管壳式换热器 F=225m2 台 1 3 阳极保护 27 干燥酸泵 LSB220-30 台 2 45 一开一备 28 中间吸收酸泵 LSB-220-30 台 2 45 一开一备 29 最终吸收酸泵172、 LSB-220-30 台 2 45 一开一备 30 成品酸地下槽泵 LSB-40-20 台 2 15 一开一备 31 二吸酸管壳式换热器 F=105m2 台 1 3 阳极保护 32 干燥循环槽酸泵 Q=320m3/h,H=30m 台 1 75 33 一吸循环槽酸泵 Q=320m3/h,H=30m 台 1 75 34 二吸循环槽酸泵 Q=320m3/h,H=30m 台 1 75 35 地下槽酸泵 Q=40m3/h,H=30m 台 1 15 88 序号序号 设备名称设备名称 型号及规格型号及规格 单位单位 数量数量 附电动机附电动机（千瓦（千瓦/台）台）备备 注注 36 碱液槽 3200 H=2173、000 台 1 非标加工 37 碱液泵 Q=20m3/h,H=20m 台 1 7.5 38 尾吸塔 台 1 39 尾吸电除雾器 184 管（300）台 1 21.6+4.5x4 CFRP+Q235B 40 尾吸循环泵 Q=300m3/h,H=30m 台 1 75 41 排污泵 Q=10m3/h,H=10m 台 1 4 42 烟囱 1020 x10 台 1 43 电动葫芦 行程 L=24 米 起吊高度 H=5 米 台 1 4 44 手动葫芦 行程 L=6米 起吊高度H=5 米 台 1 集水坑 1500 x1500 H=2000 带密封盖 台 1 混凝土(土建)转化工段转化工段 45 转化器 63174、80 H=18660 台 1 非标加工 46 钒触媒 S101、S108 m3 85 47 1 号开工电炉 功率：1200KW 台 1 48 2 号开工电炉 功率：600KW 台 1 49 换热器 F=358m2 台 1 非标加工 50 换热器 F=415m2 台 1 非标加工 51 换热器 F=1226m2 台 1 非标加工 52 换热器 F=89m2 台 1 53 V 换热器 F=1489m2 台 1 非标加工 54 SO2风机 Q=700m3/min,H=44kpa 台 2 55 风机电机检修葫芦 Q=10t H=9000 台 1 4 kw 酸库酸库 56 计量槽 4200 H=5000175、 台 1 非标加工 57 成品酸地下槽 4338 H=2210 台 1 非标加工 58 成品酸地下槽酸泵 Q=40m3/h,H=30m 台 1 15 59 贮酸罐 20000 H=10000 台 2 非标加工 循环水系统循环水系统 89 序号序号 设备名称设备名称 型号及规格型号及规格 单位单位 数量数量 附电动机附电动机（千瓦（千瓦/台）台）备备 注注 60 玻璃钢冷却塔 Q=1080m3/h,套 2 61 干吸循环水泵 Q=1080m3/h,H=54.5m 台 2 62 净化循环水泵 Q=1080m3/h,H=54.5m 台 2 63 潜水泵 Q=11m3/h,H=10m 台 1 64 冷176、却塔砂滤器 Q=110m3/h 台 1 65 手动葫芦 台 1 90 5 湿法冶炼湿法冶炼 5.1 氰化提金 5.1.1 概述 根据朝阳新都黄金冶炼有限责任公司提供的原料特性及产品方案，借鉴国内同类生产厂家的经验，设计确定湿法冶炼工艺流程为：焙砂酸性浸出浸渣洗涤过滤酸浸液萃取电积生产阴极铜；酸浸滤渣磨矿氰化浸出氰化渣洗涤过滤贵液锌粉置换金泥精炼，产品为合质金锭、银锭；湿法冶炼系统由焙砂酸浸、酸浸渣洗涤过滤、铜萃取电积、氰化、氰化渣洗涤过滤、锌粉置换、金泥精炼工序组成。5.1.1.1 设计依据（1）设计委托书。（2）现场调查资料。（3）国内、外相关工艺的生产实践。（4）国家及地方有关设计规范及标177、准。5.1.1.2 设计原则（1）结合现场实际情况，优化设计，在确保使用功能的前提下节省投资，做到切合实际、工艺可靠、安全适用、技术可行、经济合理。（2）选择节能、可靠、高效的工艺设备。（3）优化厂房布置，工艺布置紧凑，物料输送短捷顺畅。（4）严格执行国家及地方相关的政策、法规，节约能源，注重环境保护，坚持安全第一的方针。91 5.1.1.3 设计规模、产品方案及工作制度（1）设计规模 原料焙烧后焙砂 317.87t/d，进入氰化系统的焙砂为 284.49t/d。（2）产品方案 氰化产品为锌粉置换金泥，金泥经金精炼车间加工提纯，最终产品为合质金锭、合质银锭。（3）工作制度 年工作 345d，三178、班生产。（4）服务年限 20 年。5.1.2 原料性质 湿法冶炼原料为焙烧产出的焙砂。焙砂金品位 43.60g/t,银品位259.85g/t。焙砂主要物质组成见表 51、多元素分析见表 52。焙砂主要物质组成焙砂主要物质组成 表表 51 成分 Au(g/t)Ag(g/t)CuSO4 FeSO4 Fe2O3 CaSO4%43.60 259.85 4.81 2.03 40.50 7.22 成分 ZnSO4 PbSO4 MgSO4 Al2O3 SiO2 其它%3.40 2.74 4.33 1.59 27.86 3.17 焙砂焙砂多元素分析多元素分析 表表 52 成分 Au(g/t)Cu Pb Fe 179、Zn MgO O%43.60 2.21 2.00 29.84 1.67 1.44 21.20 成分 Ag(g/t)CaO S Sso4 SiO2 Al2O3 其它%259.85 2.97 0.63 5.22 27.86 1.59 3.17 92 5.1.3 设计工艺流程及主要技术指标 5.1.3.1 设计的工艺流程 根据本次改造工程焙砂原料特点及产品方案，并吸取国内外同类冶炼厂的生产实践，设计确定的湿法冶炼工艺流程为：焙砂酸性浸出浸渣洗涤过滤酸浸液萃取电积生产阴极铜；酸浸滤渣磨矿氰化浸出氰化渣洗涤过滤贵液锌粉置换金泥精炼，产品为合质金锭、银锭；氰渣经无害化处理后外售。5.1.3.2 主要技术操180、作条件（1）浆化酸浸洗涤 处理焙砂量 317.87/d 酸浸浓度 40%操作时间 2.0h 浸出硫酸酸浓度 1015g/l 酸浸渣铜含量 0.24%（2）氰化浸出 酸浸后焙砂量 284.49t/d 磨矿细度 -200 目占 92%浸出浓度 40 浸出时间 60 h；矿浆 PH 10.511 氰化钠浓度 0.4%（3）氰化矿浆浓密逆流洗涤 溢流量（贵液量）1991.46m3/d 洗水比 6 倍 浓密底流浓度 50 93 （4）锌粉置换 贵液量 1991.46m3/d 锌粉用量 4050g/m3贵液 醋酸铅用量 55.5g/m3贵液 置换金泥含金 12 5.1.3.3 主要技术经济指标及材料消耗（181、1）主要技术经济指标 处理焙砂量 317.87t/d 焙砂品位 Au：43.60g/t Ag：259.85g/t Cu:2.21%氰原品位 Au:48.71g/t Ag:290.34g/t 氰渣品位 Au：1.42g/t Ag：61.55g/t Cu:0.24%氰原量 284.49t/d 浸出率 Au：97.08%Ag：78.80%Cu:90.15%洗涤率 Au：99.98%Ag：99.98%Cu:99.73%置换率 Au：99.9%Ag：99.5%精炼回收率 Au：99.8%94 Ag：99.5%总回收率 Au：96.77%Ag：78.00%金属产量 Au：4627.47kg/a Ag：22182、226.15kg/a（2）材料消耗 液碱 10kg/t焙烧原矿 液体氰化钠 6kg/t焙烧原矿 锌粉 0.38kg/t焙烧原矿 碳酸氢铵 6.5kg/t焙烧原矿 5.1.3.4 近三年生产主要技术指标见表 5-3。新都黄金有限公司金、银近三年生产技术指标表新都黄金有限公司金、银近三年生产技术指标表 表 5-3 产品 年份 浸出率 洗涤率 置换率 冶炼回收率 总回收率 焙烧矿（金）2017 年 97.32 99.88 99.99 99.69 96.9 2016 年 97.43 99.87 99.99 99.76 97.06 2015 年 96.11 99.98 99.88 99.8 95.78 183、易选矿（金）2017 年 96.43 99.85 99.99 99.75 96.04 2016 年 95.08 99.82 99.99 99.78 94.69 2015 年 94.01 99.64 99.92 99.8 93.41 焙烧矿（银）2017 年 77.36 99.79 99.96 99.33 76.65 2016 年 78.1 99.82 99.96 99.68 77.68 2015 年 78.78 99.99 99.51 99.52 78.01 易选矿（银）2017 年 68.48 99.21 99.9 98.23 66.67 2016 年 57.54 99.27 99.87 9184、8.54 56.21 2015 年 55.95 99.65 99.51 99.52 55.21 95 5.1.4 设计工艺流程描述 酸浸结束后，矿浆自流至 2 台 NZ20 防腐浓密机和 2 台胶带过滤机中进行洗涤，酸洗浓密机溢流经压滤净化后送至铜萃取电积系统；胶带过滤机滤渣进入浆化槽浆化。在浆化调浆槽中加入(NH4)2CO3和液碱调整 PH 值，将焙烧酸浸产生的 PbSO4转化为酥松的 PbCO3，以减少 PbSO4对氰化浸金的影响，以利于金的回收。浆化矿浆由泵送至 2 台 500L 爱砂磨机，与传统球磨机磨矿、水力旋流器分级系统相比，爱砂磨机可实现连续窄粒级开路磨矿，可降低尾渣金品位，且节185、省水力旋流器分级过程，优化磨矿工艺。经过爱砂磨机磨矿分级后的矿浆送至氰化提金系统。氰化系统采用两浸两洗工艺，其中一浸采用四台 65007000mm搅拌槽进行浸出，浸出液自流至 1#浓密机，1#浓密机溢流贵液送至锌粉置换系统，底流泵入二浸，二浸采用三台 65007000mm 搅拌槽进行浸出，浸出液自流至 2#浓密机，2#浓密机与 3#浓密机、4#浓密机串联组成 CCD 洗涤系统，溢流液返回 1#浓密机，底流由泵送至氰渣过滤间的矿浆缓冲槽中，槽中矿浆泵入板框压滤机中过滤，滤液返回氰化系统；滤饼进行无害化处理后外售。湿法冶炼工艺设备形象系统图见附图可 1160湿冶4。5.1.5 物料平衡 96 表：186、5-4 酸浸洗涤物料平衡 工序 名称 t/d Au(g/t)Ag(g/t)Cu Fe H2O H2SO4 g/t kg/d g/t kg/d%t/d%t/d t/d t/d 进料 酸浸渣 284.50 48.72 13.86 290.34 82.60 0.24 0.69 26.67 75.88 0.00 0.00 酸浸液 509.17 0.00 0.00 6.40 21.35 476.82 4.60 水处理后洗涤液 1284.53 0.00 0.00 微量 微量 微量 H2SO4 5.1 0.00 0.00 0.00 0.00 5.1 合计 2083.30 13.86 82.60 7.09 9187、7.23 出料 酸浸渣 284.50 48.72 13.86 290.34 82.60 0.24 0.69 26.67 75.88 0.00 0.00 过滤后液 96.10 0.00 0.00 0.02 1.15 94.83 0.10 萃取贵液 1702.69 0.00 0.00 6.38 20.20 1666.51 9.60 合计 2083.28 13.86 82.60 7.09 97.23 97 表：5-5 氰化洗涤物料平衡 工序 名称 t/d Au(g/t)Ag(g/t)g/t kg/d g/t kg/d 进料 酸浸渣 284.50 48.72 13.86 290.34 82.60 贫液188、 1967.75 0.02 微量 0.08 微量 过滤后液 94.83 0 0 0 0 合计 2347.08 13.86 82.60 出料 氰化尾渣 284.50 1.92 0.55 61.55 17.51 贵液 1991.46 6.68 13.31 32.68 65.07 氰化尾液 71.12 0.04 微量 0.18 微量 合计 2347.08 13.86 82.58 98 5.1.6 生产能力和工作制度 湿法冶炼系统各工段生产能力和工作制度见表 56。生产能力和工作制度表生产能力和工作制度表 表表 5-6 工段名称 工 作 制 度 设计能力 t/d 年工作天数 天工作班 班工作时 焙砂酸189、浸 345 3 8 317.87 铜过滤洗涤 345 3 8 284.49 金氰化浸出 345 3 8 284.49 金逆流洗涤 345 3 8 284.49 锌粉置换 345 3 8 1991.46m3/d 金精炼 一批3 天 3 8 5.1.7 主要设备选择 5.1.7.1 设备选择的原则（1）在满足工艺需要的前提下，根据设计流程的特点，主要设备的选择本着技术先进、高效节能、设备运转可靠、操作管理方便，对流程变化适应性强的原则。（2）主要设备计算定额和参数，主要依据类似冶炼厂的生产定额，同时还考虑了精矿波动系数及各工序之间的合理衔接和平衡等因素。（3）尽量利用现有设备和设施，减少基建投资。190、5.1.7.2 主要设备选择计算（3）酸洗胶带过滤机 胶带过滤机 q=0.25t/m2h A=284.49x1.1/（0.25x24）=52.16m2。99 选用 2 台 28 m2胶带过滤机。（4）氰化浸出槽 矿量 284.49t/d，浸出矿浆浓度 40，浸出矿浆量为521.56m3/d，选 6.5x7 浸出槽 7 台，单台有效容积 208m3，总有效容积为 1456m3，浸出槽利用系数取 0.9。矿量波动系数 1.1。浸出时间为：t=1456/（521.56x1.1）/24=60.90h 选用 7 浸出槽可满足本次设计规模的要求。（5）贵液池、贫液池 矿量 284.49t/d，浸出浓度 4191、0%，氰化矿浆按 6 倍洗水计算，氰化洗涤率为 99.98%，贵液量 1991.46m3/d（82.97m3/h）。设计前贵液池 11.5x10.0 x4.0m，有效容积 460m3，后贵液池6.5x10.0 x4.0m 有效容积 260m3，合计可储存贵液 8.7 小时。设计贫液池 10 x8.0 x4.0m，有效容积 320m3，可储存贫液 3.85 小时。设备型号详见湿法冶炼设备表。（6）脱氧塔 贵液量 1991.46m3/d，脱氧系统使用1500 x3600 脱氧塔两台及其附属设备。喷淋强度为 1991.46/3.5325=563.75m3/m2d，满足生产要求。5.1.8 厂房布置及192、设备配置 1、车间组成 本次设计湿法冶炼工艺由酸浸渣洗涤过滤、铜萃取电积、金氰化浸出、氰渣洗涤过滤、锌粉置换、金精炼等车间（或区域）组成。2、厂房布置及设备配置 100 本次设计以现有总图布置为依托，综合考虑火法冶炼、烟气收尘、湿法冶炼之间的物料运输，优化厂房布置，各建筑物尽量集中，车间内部设备配置力求紧凑、合理，物料输送力求简短顺畅。5.1.9 辅助设施 5.1.9.1 药剂设施 药剂设施包括：（1）液碱、液体氰化钠储存及添加系统。（2）碳酸铵储存、制备及添加系统。（3）锌粉、醋酸铅制备及添加系统。5.1.9.2 试化验室和质检站 新建质检站及试化验室。5.2 铜萃取电积 5.2.1 概述 193、来自酸浸工段的含铜料液，送至铜萃取车间，采用“二级萃取-一级洗涤-一级反萃”工艺萃取铜，萃余液通过隔油槽除油后送酸浸车间和污水处理车间，反萃所得富铜液经隔油槽除油后送电积车间进行铜电积，年产阴极铜约 2129t。5.2.2 生产规模、产品、原料、燃料及辅助材料供应 1、生产规模及产品 酸浸液：1666.51 m3/d；产品：阴极铜：2129 t/a(GB/T467-2010，99.95%);2、辅助材料 101 本项目所用辅助材料主要有：（1）萃取车间 原料为萃取原液，是浸出液经过浓密洗涤、压滤净化后的料液。料液流量为 69.44m3/h。萃取原液成分如表 5-7 所示。表表 5-7 萃取原液194、成分萃取原液成分 料液 序号 指标名称 单位 数值 备注 含铜料液 1 含 Cu g/L 3.82 2 酸度 g/L 5.76 萃取车间使用的辅助材料主要有萃取剂、稀释剂、活性白土等。萃取剂 铜萃取剂有两大品牌，即科宁公司的 Lix 系列和捷利康 Acorga公司的 M 系列，目前 Lix 系列使用量在世界上约占 70%的份额，本萃取选用科宁(Cognis)公司的 Lix984N。Lix984N 物化性质和萃取性能如表 5-8 所示。表表 5-8 Lix984N 物化性质和萃取性能物化性质和萃取性能 分子量 萃取分相，S 70 密度(g/m3)0.910.92 反萃点(g/L)1.8 闪点()195、90 10V/O净 铜 交 换 量(g/L)2.7 10V/O 饱和容量(g/L)5.15.4 反萃液酸度(g/L)150160 萃取平衡点(g/L)4.4 反萃速度 30s，93%萃取速度 30s，93%Cu/Fe(分离系数)2000 稀释剂 溶剂煤油作为萃取剂的稀释剂，国产品牌首选 260#煤油，国内通常是 150kg 桶装。260#煤油性能如表 5-9 所示。表表 5-9 260#煤油性能煤油性能 序号 指标名称 单位 数值 备注 1 闪点 70.5 102 序号 指标名称 单位 数值 备注 2 沸点 195 3 密度 g/cm3 0.79 4 粘度(25)Pas 0.015 活性白土 196、活性白土用于三相处理系统中除杂。（2）电积车间 原料是富铜电解液，含铜 4045g/L，游离酸150g/L。电积车间的辅助材料包括古尔胶、硫酸钴、聚丙烯小球、硫酸等。古尔胶 在电积过程中加入古尔胶可使电铜表面致密光滑，增加铜的拉伸强度和延展性能。硫酸钴 在电积过程中加入硫酸钴的目的是保护铅不溶性阳极。聚丙烯小球（25mm）在电积过程中为了防止酸雾的挥发，在电解液的表面覆盖一层聚丙烯小球。硫酸 主要是补充电积过程外排除铁液造成的硫酸损失。表表 5-10 辅助材料一览表辅助材料一览表 序号 材料名称 单位 用量 来源 备注 1 Lix984N t/a 8.43 外 购 2 260#煤油 t/a 7197、3.73 外 购 3 古尔胶 t/a 0.21 外 购 4 硫酸钴 t/a 0.42 外购 5 阴极板 t/a 2.11 外 购 6 阳极板 t/a 16.85 外 购 7 活性白土 t/a 0.84 外 购 8 聚丙烯小球m3/a 2.53 外 购 103(25mm)9 硫酸 t/a 86.39 自 产 5.2.3 工艺流程 1、萃 取 酸浸料液精滤后送至铜萃取车间的一级萃取箱进行萃取，料液流量为 69.44m3/h。铜萃取设置 4 级，萃取段 2 级，洗涤段 1 级，反萃段 1 级。经过 2 级萃取以后，萃余液经萃余液隔油槽除油后去萃余液储槽。然后萃余液通过泵部分送至污水处理车间，部分返回198、酸浸搅拌浸出；萃取完成后负载有机相进入有机相储槽，然后泵送至洗涤级进行洗涤。设置洗涤级的目的是为了减少负载有机相对 Fe 和其他杂质的夹带，洗水循环使用，新水流量 3.47m3/h，外排洗水萃取后进入萃余液池。经过洗涤后的负载有机相进入反萃级进行反萃，流量约72.91m3/h，反萃液来自电积车间的电积贫液，含 Cu 3540g/L，含H2SO4 156g/L。反萃后的富铜液含 Cu 4045g/L，含 H2SO4 150g/L，自流流入富铜液隔油槽进行除油，除油后的富铜液送电积工段，富铜液去电积车间流量 60.76m3/h。萃取剂采用国内常用的进口萃取剂 Lix984N，与磺化煤油混合配制浓度199、 10%的萃取剂。萃取剂的萃取反应：2RH+Cu2+R2Cu+2H+上述反应是一个可逆反应，低酸度下发生萃取反应，高酸度下发生反萃反应。R2Cu+2H+2RH+Cu2+104 负载有机相进入反萃箱与电积贫液混合反萃，高酸度下反萃出有机相中的铜，使铜离子从有机相中转移到水相中。混合澄清后卸载有机相返回萃取铜，反萃后富铜液除油后返回到富铜液槽，然后泵送至电积槽电解回收铜，电积贫液回反萃箱循环使用。萃取过程产生的三相用自吸泵泵送至三相搅拌槽，经澄清、搅拌后泵送到压滤机，有机相进入有机循环槽，渣相去堆场，搅拌槽、三相输送泵、压滤机组成循环系统。2、电 积 除油后的富铜电解液泵送至富铜电解液储槽，富铜液200、通过泵输送至两排电解槽，每排 13 个，由布液管均匀布液。富电解液含 Cu 40g/L，流量61m3/h。电积采用永久不锈钢阴极，电积周期 7 天，产出的阴极铜用吊车送往清洗槽洗涤后人工剥板，剥下的阴极铜打包后用叉车送往仓库。电解槽供液采用槽底给液方式，由槽面一端溢流出的贫铜电解液通过液位差自流至电贫液槽。贫铜电解液泵送回萃取车间进行反萃工序。电积车间电解槽选用整体乙烯基酯树脂槽体，内空尺寸为420012001480mm，壁厚 70mm，每槽阴极 38 片，阳极 39 片，阴极尺寸 102010003.25mm，材质 316L，阳极为铅不溶阳极，尺寸为 10009608mm。为改善车间操作环境201、，电解槽液面覆盖聚丙烯小球作为覆盖剂来减少酸雾的挥发，聚丙烯小球在电解开始前直接加入到电解槽中。为降低电解液中的铁及其他杂质离子浓度，定期开路少量电贫液返回到萃余液槽。105 5.2.4 主要经济技术指标 表表 5-11 萃取电积萃取电积工艺经济技术指标工艺经济技术指标 序号 工艺名称 单位 参数 备注 一一 回收率回收率 铜萃取电积回收率%97.5 二二 各工段技术指标各工段技术指标 1 萃取萃取 萃取级数 4 反萃级数 2 洗涤级数 1 有机相配比 V/O Lix984N，0.15；260#煤油，0.85 萃取相比 O/A 1:1 洗涤相比 O/A 1.5:1；新水洗涤相比 20:1 反萃202、相比 O/A 1.2:1 萃取混合时间 min 3 反萃混合时间 min 3 澄清速率 m3/m2h 3.2 萃取回收率%98 2 电积电积 富铜液成分 g/L Cu：4045，H2SO4：150 电积后液成分 g/L Cu：3540，H2SO4：156 年产阴极铜 t/a 2129 年工作天数 d 345 日通电时间 h 24 电解槽作业率%92 电流效率%85 电积前后电解液含铜变化 g/L 5 槽电压 V 1.82.2 电积回收率%99.5 电流密度 A/m2 170 直流电耗 kWh/t-Cu 2000 同极距 mm 100 阳极消耗 kg/t-Cu 8 阴极消耗 kg/t-Cu 1 203、古尔胶 g/t-Cu 100 阴极铜质量 Cu%99.95 5.2.5 物料平衡 1、萃取电积车间金属铜日平衡见表 5-12。106 表表 5-12 萃取萃取电积电积车间金属车间金属铜日铜日平衡表平衡表 工序名称 收入 产出 物料名称 数值 m3/d 铜含量kg/m3 铜金属量 kg 物料名称 数值 m3/d 铜含量kg/m3 铜金属量 kg 萃取-洗涤 浸出料液 1667 3.82 6372 萃余液 1750 0.10 175 再生有机相 1750 2.25 3937 负载有机相 1750 5.79 10135 新水 83 0.00 0 小计 3500 10310 小计 3500 10310204、 反萃 负载有机相 1750 5.79 10135 再生有机相 1750 2.25 3937 电铜贫液 1457 35.77 52130 富铜液 1458 40.00 58328 补充酸液 1 0 小计 3208 62265 小计 3208 62265 电积 富铜液 1458 40.00 58328 电铜 6172 99.95%6169 电铜贫液 1457 35.77 52130 排铁液 1 35.00 28 损失 0 小计 1458 58328 小计 1458 58328 总计 6372 6372 2、萃取电积车间硫酸日平衡见表 5-13。表表 5-13 萃取萃取电积电积车间车间硫酸日硫酸日205、平衡表平衡表 工序名称 收入 产出 物料名称 数值 m3/d 硫酸含量kg/m3 硫酸量 kg 物料名称 数值 m3/d 硫酸含量kg/m3 硫酸量 kg 萃取-洗涤 浸出料液 1667 5.76 9594 萃余液 1750 10.91 19084 萃铜 6197 1.53 9490 新水 83 0.00 0 小计 19084 小计 19084 反萃 电铜贫液 1457 156.48 228056 富铜液 1458 150.00 218729 补充酸液 1 203.59 163 反萃铜 6197 1.53 9490 小计 228219 小计 228219 107 电积 富铜液 1458 150206、.00 218729 电铜贫液 1457 156.48 228056 电铜 6169 1.53 9447 排铁液 1 150.00 120 损失 小计 228176 小计 228176 总计 19204 19204 5.2.6 主要设备计算及选型 1、设备选型原则 设备选择充分考虑保证生产可靠，维修方便，高效和节能的国产定型设备。主要定额、参数及计算公式均按照设计规范及相关规定和国内外类似生产实践选取来进行计算。2、主要设备选择 1）萃取车间(1)萃取箱 萃取箱、反萃箱均为单混合室单澄清室，设计参数如表 5-14 所示。表表 5-14 萃取箱设计参数萃取箱设计参数 序号 指标名称 单位 数 值207、 备注 1 萃取箱级数 萃取 2 级、洗涤 1 级、反萃 1级 2 萃取系列 个 1 3 料液处理量 m3/h 72.91 包括外排洗涤水量 4 萃取相比 O/A 1 5 混合时间 min 3 6 澄清速率 m3/m2h 3.2 计算结果：萃取箱、反萃箱尺寸 混合室有效容积 108 混合室容积 V有效=Qt/60=7.29m3 其中：Q原料液与有机相两项料液总流量，m3/h；t混合时间，min，3min 混合室尺寸 混合室选用圆形槽，两相料液由槽底导流管导入。D=(4*V有效/3.14/1.2)1/3=1.98m 设计取 D=2.0m，H0=2.4m。其中：H0=1.2D，H0、D 分别为混合208、室的高度和直径的有效尺寸，m；V有效混合室有效容积，m3 澄清室尺寸 澄清室面积 S=Q/R=45.57m2 其中：S澄清室面积，m2；Q原料液与有机相两项料液总流量，m3/h；R澄清速率，m3/(m2h)；长宽比取约 1.5，计算得长度 L=8.5m，宽度 B=5.6m；考虑溶液量的波动设计澄清室长度 L=10m，宽度 B=5.6m。(2)有机循环槽 萃取有机物流量72.91m3/h(设计值)，有机循环槽按存储11.5 小时有机物设计，设计尺寸为 5.08.02.0m，材质为整体玻璃钢。(3)隔油槽 富铜液和萃余液除油采用隔油槽形式，料液按停留 12h 设计，萃余液隔油槽设计尺寸为 5.01209、1.01.5m。富铜液隔油槽设计尺寸为 5.011.01.5m。隔油槽材质为整体玻璃钢。2）电积车间 109(1)电解槽 设计参数：产量：2200t/a 阴极铜(设计值)年工作天数：345 天 日通电时间：24h 电解槽尺寸：内空 420012001480m，壁厚 70mm 同极中心距：100mm 两端电极距槽端距离：200mm 阴极电流密度：170A/m2 阴极面积：1m2 电解槽作业率：92%电流效率：85%计算结果：每电解槽内阴极数=（(4200-2200)/100)=38 片 电解槽电流强度=3817012=12920A 电解槽总数=22001060.9995/345/24/0.92/210、12920/0.85/1.186=22.16 个；设计选取 22 个电解槽。(2)电解液循环槽 设计参数：电积前后电解液中含铜变化：5g/L 计算结果：每槽电解液流量=22001060.9995/345/24/60/22/5/1000=0.04m3/min 电解液总流量=22001060.9995/345/24/5/1000=53.11m3/h 电解液循环槽分贫铜电解液储槽、富铜电解液储槽两部分，槽 110 体尺寸为 5.08.02.0m，布置于萃取车间。(3)整流器 设计参数：槽电压：1.82.2V 电解序列：1 个 每序列电解槽个数：22 个 每槽阴极数：38 片 阴极电流密度：170A/211、m2 阴极单面面积：2m2 计算结果：每序列的电解电压=222.01.1=48.4V，设计取 55V。电解电流强度=170382=12920A，考虑到原料中铜成分变动，预留扩产能力，设计电流强度取 20000A。设计选用可控硅整流器 1 台，设计参数为 20000A/55V，30%起调。5.2.7 车间配置 1、萃取车间布置 萃取车间按功能分萃取箱区、储槽区、三相处理区。其中萃取箱区和储罐区为两层布置，萃取箱区位于+3.50m 平面，储槽区布置于萃取平台下方。具体配置详见附图。2、电积车间布置 电积车间布置在 45m15m 的厂房内，电解槽配置在主厂房内，配电室、整流器配置于厂房端头，便于导电212、铜排布置。电积车间主厂房为二层结构，配置 22 个电解槽，分为两组，1 个电解序列。主 111 厂房配置 1 台 Q=5t，Lk=13.5m 的双梁起重机。为通风良好，车间采用强制通风。具体配置详见附图。该配置设备紧凑，物流顺畅、电缆与工艺管线较短，便于操作与管理。5.2.8 存在问题及建议 除油方式：关于富铜液净化设备需进一步考察确定，以保证选取一种经济高效的电解液净化设备。5.3 金精炼 5.3.1 金精炼工艺流程概述 锌粉置换获得的金泥采用氯化提纯工艺，金精炼提纯车间设计面积为 958.5m2，氯化法主体工艺流程为：预浸除杂水溶液氯化氯化渣转化银电解得到银锭，氯化液还原得到金粉，金粉干燥213、后浇铸得到金锭。设计的金精炼原则工艺流程详见附图可 1160湿冶8，设计的金精炼设备配置平面图见可 1160湿冶9。主要反应返程式如下：1、金的氯化反应 2Au+NaClO3+6Hcl=2Aucl3+NaCl+3H2O 2、金的还原反应 3Na2SO3+2AuCl3+3H2O=2Au+3H2SO4+6NaCl 5.3.2 金精炼工艺过程描述 经锌粉置换得到的金泥送到金精炼厂房预浸釜脱除铜、铅、锌等贱金属，预浸液送污水处理，预浸渣经水溶液氯化分离金银，水溶液氯化渣经过滤、浆化转化、干燥后，用中频感应电炉熔铸成银阳极板，112 再进行银电解，产出最终产品银锭。银阳极泥返回到水溶液氯化釜，以便回收银214、阳极泥中的金，水溶液氯化液在还原釜内通过还原反应，产出金粉，通过吸滤、干燥后，用中频感应电炉熔铸成产品金锭。还原后液通过二次置换回收金，产出的置换渣返回到预浸釜，二次置换后液送污水处理。5.3.3 金精炼工艺流程特点（1）贱金属杂质与金银分离彻底，产品纯度高，产品附加值高，可直接生产国标 1金，金锭纯度大于 99.99%，银锭纯度大于 99.90%。（2）工艺流程简单，操作技术易掌握，设备紧凑，组合先进合理，厂房占地少，投资少。（3）操作周期短，生产环境好。（4）操作过程实现机械化，工人劳动强度低。5.3.4 主要工艺过程操作参数设备选择（1）预浸釜 液固比 45：1 盐酸浓度 4N 反应时间215、 2h 操作温度 9095 处理的金泥渣量 400kg/批 选用 V=2000 升的预浸釜 1 台。（2）氯化釜 水溶液氯化液固比 4：1 作业时间 46h 操作温度 9095 113 选用 V=1500 升的氯化釜 1 台。金精炼其它设备选择详见设备附表。（3）主要材料消耗 盐酸 3t/a 氯酸钠 2t/a 亚硫酸钠 1.5t/a 114 6 选矿选矿 辽宁新都黄金有限责任公司位于辽宁省朝阳市，地处辽冀蒙三省交界处，距锦州港 90 公里，交通便利，公司隶属于辽宁黄金公司。公司始建于 1985 年，设计日处理原矿 50 吨，后经改造，目前日处理原矿 100 吨。本次整体搬迁改造工程选矿厂建设地216、点位于辽宁省朝阳市双塔工业园区。选矿厂原料由周边矿山企业提供，按性质分为易选块矿及易选精矿。当处理易选块矿时，设计采用两段开路碎矿+两段闭路磨矿+浸出洗涤+氰渣浮选的选矿工艺流程，年工作 115 天。当处理易选精矿时，设计采用一段闭路磨矿+精矿脱水+浸出洗涤+氰渣浮选的选矿工艺流程，年工作 230 天。产出的贵液与冶炼厂焙烧矿浸出贵液合并后统一处理。选矿厂按作业划分可分为：碎矿工段、磨矿工段、氰化工段以及浮选工段。碎矿工段露天布置，并设露天堆场。主厂房内依次设磨矿车间、精矿脱水车间、浸出车间以及堆存易选精矿的暖库。浮选车间位于主厂房东南方向。6.1 设计的依据及设计原则 6.1.1 设计依据（217、1）国家及地方有关政策、法律、设计规范及标准；（2）辽宁新都黄金有限责任公司辽宁新都黄金有限责任公司整体搬迁改造项目可行性研究编制委托书；（3）建设单位提供的相关数据及调查收集的相关资料；（4）原选矿厂的生产实践。115 6.1.2 设计原则 为使本项目建设取得预期的经济效益和社会效益，结合项目的具体情况，同时为了节省基建投资、降低生产成本、提高选矿回收率，本次设计遵循如下设计原则：认真贯彻执行国家、地方和行业有关政策、法规、标准及技术规范；对矿产资源进行合理利用；充分重视环境保护工作使选矿厂在生产过程中排弃的各种废弃物达标排放；重视安全工作，确保选厂投产后安全运行。采用成熟、可靠的选矿工艺，218、提高选矿经济技术指标，增加企业效益；采用国内外成熟的新技术，选择先进、高效的工艺设备。同时注意节省投资，降低生产成本。6.2 设计规模及服务年限 设计规模：100t/d；服务年限：20a；6.3 选矿厂现状 6.3.1 工艺流程 选矿厂按照原矿性质不同，采用不同的选矿工艺流程。当处理易选块矿时，采用两段开路碎矿+两段闭路磨矿+浸出洗涤+氰渣浮选的工艺流程，产出的贵液与冶炼厂焙烧矿浸出贵液合并后统一处理。选矿工艺流程如图 7-1。116 无害化处理回 水磨矿分 级磨矿粗碎原 矿(易选块矿)矿 堆净 化脱 氧置 换浸 出洗 涤洗 涤洗 涤金 泥贵 液由冶炼专业处理筛 分-12mm细碎+12mm调 219、浆粗 选精 选扫选I压 滤精 矿（堆存）浓 缩扫选II尾 矿（去尾矿处理）图 6-1 易选块矿选矿工艺流程 （2）当处理易选精矿时，采用一段开路磨矿+精矿脱水+浸出洗涤+氰渣浮选的工艺流程，产出的贵液与冶炼厂焙烧矿浸出贵液合并后统一处理。选矿工艺流程如图 7-2。117 调 浆粗 选精 选压 滤精 矿（堆存）无害化处理浓 缩扫选II尾 矿（去尾矿处理）扫选I洗 涤净 化脱 氧置 换浸 出调 浆洗 涤洗 涤洗 涤金 泥浸 出贵 液原 矿(易选精矿)调 浆由冶炼专业处理磨 矿浓 缩压 滤调浆回水处理回 水回 水 图 6-2 易选精矿选矿工艺流程 6.3.2 主要设备 选矿厂现有主要设备见表 6-1220、。选矿厂主要设备表选矿厂主要设备表 表 6-1 序号 名称 规格 功率（kw）数量（台）1 锤式破碎机 PC600400 18.5 1 118 2 颚式破碎机 PEX150750 15 1 3 溢流型球磨机 MQY1224 55 2 4 螺旋分级机 1000 5.5 1 5 溢流型球磨机 MQY1530 95 1 6 旋流器 150 1 7 单层浓密机 12m 3 1 8 三层浓密机 9m 4 1 9 浸出槽 30003000 4 11 10 艾砂磨 500L 200 1 6.3.3 选矿厂存在的问题 新都公司是东北地区唯一一家采用焙烧氰化提金工艺处理难浸金精矿的冶炼企业，周边有多家金铜矿，资221、源优势较为明显。多年来，在辽、吉、黑、冀、内蒙等地培育了较为稳定的原料供给客户，并形成了较强的区域竞争力。公司原矿来源稳定，易选精矿及易选块矿均属易浸矿，经过多年生产，使得现有工艺流程先进，生产技术指标稳定。选矿厂存在的问题：（1）碎矿作业物料转运均由人工完成，劳动强度大；（2）现有设备陈旧，规格偏小，设备数量多，不利于生产管理。6.4 原矿 辽宁新都黄金有限责任公司选矿厂加工原料购自周边矿山。按原矿性质分为易选块矿及易选精矿。矿石性质同现有选矿厂，以下为建设单位提供的资料。119 6.4.1 矿石的物理机械性质（1）易选块矿：供矿粒度：-100mm；矿石密度：2.80t/m；矿石硬度：911222、；松散系数：1.60。（2）易选精矿 矿石供矿粒度：-200 目 55%；矿石密度：3.20t/m；矿石硬度：911；松散系数：1.60。6.4.2 供矿条件 原矿运输：汽车运输；日供矿量：100t/d；6.5 设计工艺流程、工艺指标及主要操作条件 6.5.1 设计的工艺流程 当处理易选块矿时，设计采用两段开路碎矿+两段一闭路磨矿+浸出洗涤+氰渣浮选的选矿工艺流程；当处理易选精矿时，设计采用一段开路磨矿+精矿脱水+两浸两洗的选矿工艺流程；设计的选矿工艺流程见附图可 1160-选-1、可 1160-选-2。6.5.2 流程描述（1）易选块矿 120 原矿经铲车转运至受料仓 1，料仓排矿进入 1 223、台 PEX150750 颚式破碎机。破碎后的产物经No.1号带式输送机给入1台SZZ900 x1800自定中心振动筛。振动筛筛上物料进入 PC600400 锤式破碎机进行细碎，细碎产物堆存。当原矿中含有大块矿石时，在露天堆场设置一台 PE400600 颚式破碎机完成大块破碎工作，颚式破碎机给料及排料均由铲车装载转运。最终碎矿产品粒度：-15mm。堆场堆存物料通过铲车装载经带式输送机输转运至受料仓 2，受料仓 2 排矿经带式输送机输送至 MQY1545 溢流型球磨机。球磨机排矿进入 1 台 FLG-1200 螺旋分级机分级，球磨机与螺旋分级机构成一段闭路循环。分级机溢流自流至 1 号渣浆泵泵池，224、经泵送至 500L 艾砂磨。艾砂磨排矿经泵送至 4 号 12m 浓密机。最终磨矿产品细度：-325 目 90%。4 号 12m 浓密机溢流进入贵液处理系统，浓密机沉砂进入 4 台45005000 浸出槽浸出，浸出后矿浆进入 2 号、3 号 12m 浓密机进行逆流洗涤，氰渣进入综合回收系统。氰渣经综合回收处理后，进入浮选作业。浮选作业采用一粗+二精+二扫浮选工艺。粗选选用 3 台 GF-3 机械搅拌式浮选机，扫选 I选用 2 台 GF-3 机械搅拌式浮选机，扫选 II 选用 2 台 GF-3 机械搅拌式浮选机，精选 I 选用 2 台 GF-0.35 机械搅拌式浮选机，精选 II 选用1 台 GF225、-0.35 机械搅拌式浮选机。精选尾矿和扫选精矿顺序返回，扫选尾矿进入尾矿处理系统，浮选精矿经泵送至精矿脱水系统。浮选时间 40min。精矿脱水采用浓缩+压滤两段脱水。浮选金精矿经泵送至 6m 浓缩机进行一次脱水，沉砂调浆后经泵输送至 BMZ50/800 板框式压滤机进行二段脱水。压滤后金精矿堆存外售。121（2）易选精矿 易选精矿室内堆存，经抓斗起重机装载至受料仓 3，受料仓下设1 台 GBH80-4 中型板式给料机，给料机排矿进入 1 台 GTS1540 圆筒筛进行调浆作业，筒筛排料端设置 1 台 ZKX936 直线振动筛，振动筛筛下经泵送至两台 5500 搅拌槽调浆，调浆后矿浆自流至 1226、 号泵池，经泵送至 500L 艾砂磨。艾砂磨排矿经泵送至脱水脱药系统最终磨矿产品细度：-400 目 90%。易选精矿采用浓缩+压滤两段脱水脱药作业。艾砂磨排矿进入 1号 12m 浓密机，浓密机沉砂进入 XMGY200/1250 厢式压滤机继续脱水脱药，压滤机滤饼经调浆后进入一段浸出作业。一段浸出作业采用 4 台 45005000 浸出槽，浸出后矿浆进入 2号 12m 浓密机进行洗涤。2 号 12m 浓密机底流进入二段浸出。二段浸出作业采用 4 台 45005000 浸出槽，浸出后矿浆进 3 号 12m浓密机进行逆流洗涤，氰渣进入综合回收系统。氰渣经综合回收处理后，进入浮选作业。设计流程同易选块227、矿。为节约基建投资，设计两种原料处理流程中部分主要设备共用。其中包括 MQY1545 溢流型球磨机、4 台 45005000 浸出槽、2 号、3 号、4 号 12m 浓密机及氰渣浮选设备等。6.5.3 设计的主要工艺指标及主要操作条件（1）当处理易选块矿时，选矿厂主要技术经济指标见表 6-2，表6-3。选矿主要技术参数见表 6-4。易选块矿主要技术经济指标（氰化）易选块矿主要技术经济指标（氰化）表 6-2 原矿品位 g/t 浸出率%洗涤率%氰化回收率%Au Ag Au Ag Au Ag Au Ag 122 29.00 46.00 94.00 56.00 99.64 99.64 93.66 55228、.80 易选块矿主要技术经济指标（综合回收后浮选）易选块矿主要技术经济指标（综合回收后浮选）表 6-3 名称 产率 品位 g/t 回收率%Au Ag Cu%S%Au Ag Cu S 原矿 100.0 1.74 20.24 0.26 5.55 100.0 100.0 100.0 100.0 精矿 7.00 8.00 110.0 0.91 23.13 32.18 38.04 24.50 29.17 尾矿 93.00 1.27 13.48 0.21 4.23 67.82 91.96 75.50 70.83 易选块矿设计选矿主要技术参数易选块矿设计选矿主要技术参数 表 6-4 给料粒度 磨矿细度 浸出229、时间 浸出浓度 浮选时间 粗选浓度-100mm-325 目 90%30h 40.00%40min 20%（2）当处理易选精矿时，选矿厂主要技术经济指标见表 6-5，表6-6。选矿主要技术参数见表 6-7。易选精矿主要技术经济指标（氰化）易选精矿主要技术经济指标（氰化）表 6-5 原矿品位 g/t 浸出率%洗涤率%氰化回收率%Au Ag Au Ag Au Ag Au Ag 39.00 116.00 94.77 56.00 99.64 99.64 94.43 55.80 易选精矿主要技术经济指标（综合回收后浮选）易选精矿主要技术经济指标（综合回收后浮选）表 6-6 名称 产率 品位 g/t 回收率230、%Au Ag Cu%S%Au Ag Cu S 原矿 100.0 2.04 51.04 0.50 25.19 100.0 100.0 100.0 100.0 精矿 7.00 12.00 290.0 1.75 45.00 41.18 39.77 24.50 8.00 尾矿 93.00 1.61 33.06 0.41 19.19 64.10 60.23 75.50 70.83 设计选矿主要技术参数设计选矿主要技术参数 表 6-7 给料粒度 磨矿细度 浸出时间 浸出浓度 浮选时间 粗选浓度-200 目 55%-400 目 90%48h 40.00%40min 20%6.6 生产能力和工作制度 选厂处理231、能力及选矿工作制度见表 6-8。123 选矿工作制度选矿工作制度 表 6-8 项目 工作制度 年作业率%处理能力t/d 年工作天数 日工作班数班数 班工作时数 易选块矿 碎矿 115 3 5 19.69 100.00 磨矿分级 115 3 8 31.51 100.00 浸出洗涤 115 3 8 31.51 100.00 综合回收后浮选 115 3 8 31.51 100.00 浮选精矿脱水 115 3 2 7.88 7.00 易选精矿 磨矿分级 230 3 8 63.01 100.00 精矿脱水 230 3 8 63.01 100.00 浸出洗涤 230 3 8 63.01 100.00 综合232、回收后浮选 230 3 8 63.01 100.00 浮选精矿脱水 230 3 2 15.75 7.00 6.7 主要设备选择 6.7.1 设备选择的原则（1）设备能力与规模相适应，兼顾考虑上、下工序选用设备的负荷率相对均衡；（2）设备选择及确定规格时，型号尽量统一，易于备品备件的采购；（3）设备选型满足先进、高效、节能，设备性能稳定、可靠，易于操作，以保证顺利投产和正常生产；（4）主要设备立足于国内成熟的生产设备；（5）尽量采用原有可利用设备。6.7.2 设备选择 6.7.2.1 破碎筛分设备的选择 设计采用两段开路破碎工艺。粗碎采用 1 台 PEX150750 颚式破碎机，细碎采用 1 台233、 PC-64 锤式破碎机，筛分作业采用 1 台 SZZ9001800 自定中心振动筛。当原矿中含有大块矿石时，设计采用 1 台 124 PE400600 颚式破碎机作为大块破碎设备。破碎筛分设备的选择见表 6-9。破碎筛分设备的选择破碎筛分设备的选择 表 6-9 序号 作业名称 设备名称、规格型号 台数 功率(kW)1 粗碎 颚式破碎机 PEX150750 1 15 2 细碎 锤式破碎机 PC-64 1 18.5 3 筛分 自定中心振动筛 SZZ9001800 1 2.2 4 大块破碎 颚式破碎机 PE400600 1 30 6.7.2.2 磨矿分级设备的选择 磨矿分级采用两段一闭路磨矿工艺。234、当处理易选块矿时，一段磨矿分级作业采用 1 台 MQY1545 溢流型球磨机与 1 台 FLG-1200 螺旋分级机构成闭路循环。二段磨矿采用1 台 500L 艾砂磨。当处理易选精矿时，磨矿作业采用 1 台 500L 艾砂磨。磨矿设备的选择见表 6-10，分级设备的选择见表 6-11。磨矿设备表 表 6-10 序号 作业名称 设备名称、规格型号 台数 功率(kW)备注 1 一段磨矿 溢流型球磨机 MQY1545 1 110 易选块矿 2 二段磨矿 艾砂磨 500L 1 200 同时作为易选精矿一段磨矿 分级设备表 表 6-11 序号 作业名称 设备名称、规格型号 台数 功率(kW)备注 1 一235、段分级 螺旋分级机 FLG-1200 1 7.5 易选块矿 6.7.2.3 氰化设备的选择 当处理易选块矿时，氰化浸出采用一段浸出+一段洗涤工艺。浸 125 前浓密采用 1 台 12m 浓密机。浸出作业采用 4 台 4550 机械搅拌式浸出槽，洗涤作业采用 1 台 12m 单层浓密机以及 1 台 12m 双层浓密机。当处理易选精矿时，氰化浸出采用两段浸出+两段洗涤工艺。一段浸出作业采用 4 台 4550 机械搅拌式浸出槽，一段洗涤作业采用 1台 12 米浓密机。二段浸出作业采用 3 台 4550 机械搅拌式浸出槽，二段洗涤作业采用1台12m单层浓密机以及1台12m双层浓密机。浸出设备的选择见表236、 6-12。浸出设备表 表 6-12 序号 作业名称 设备名称、规格型号 台数 备注 1 一段浸出 浸出槽 4550 3 易选精矿 2 一段洗涤 浓密机12 1 易选精矿，同时作为易选块矿浸前浓密 3 二段浸出 浸出槽 4550 4 易选精矿，同时作为易选块矿一段浸出 4 二段洗涤 浓密机 12 1 易选精矿，同时作为易选块矿洗涤 5 二段洗涤 双层浓密机 12 1 易选精矿，同时作为易选块矿洗涤 6.7.2.4 浮选设备的选择 综合回收后的浮选作业采用一粗+二精+二扫浮选工艺。粗选选用3 台 GF-3 机械搅拌式浮选机，扫选 I 选用 2 台 GF-3 机械搅拌式浮选机，扫选II选用2 台G237、F-3 机械搅拌式浮选机，精选I选用2台GF-0.35机械搅拌式浮选机，精选 II 选用 1 台 GF-0.35 机械搅拌式浮选机。浮选设备的选择见表 6-13。浸渣浮选设备表 表 6-13 序号 作业名称 设备名称、规格型号 台数 功率(kW)备注 1 粗选 浮选机 GF-3 3 11 126 2 扫选 浮选机 GF-3 4 11 3 精选 浮选机 GF-0.35 3 1.5 6.8 厂房布置及设备配置 6.8.1 车间组成 选矿厂搬迁改造项目按作业划分可分为：碎矿工段、磨矿工段、氰化工段以及浸渣浮选工段。碎矿工段露天布置，并设露天堆场。主厂房内依次设磨矿车间、精矿脱水车间、浸出车间、浸渣浮238、选车间以及堆存易选精矿的暖库。6.8.2 厂房布置及设备配置 厂房布置本着满足生产要求，节省基建投资、降低经营成本的基本原则。充分利用原有车间剩余空间，力求做到合理、紧凑、实用。设备配置体现了流程要求，尽可能利用场地使物料运输顺向和矿浆自流，减少输送动力。详见主厂房配置图及浮选车间配置图。6.9 辅助设施 6.9.1 贮矿设施（1）缓冲仓 1：有效容积 3m，可贮矿量 6t，贮存时间约 0.9h；（2）缓冲仓 2：有效容积 5m，可贮矿量 10t，贮存时间约 2.4h；（3）缓冲仓 3：有效容积 10m，可贮矿量 20t，贮存时间约 4.8h；6.9.2 药剂设施（1）药剂种类及用量：氰化：1239、27 液体氰化钠（折纯）：块矿 2.5kg/t、精矿 4kg/t 液体氢氧化钠（折纯）：3.50kg/t 浮选：硫酸铜 黑药 黄药 2 号油 亚硫酸钠 水玻璃 300g/t 75g/t 150g/t 75g/t 30g/t 50g/t（2）药剂的制备及添加 药剂的贮存采用二级管理模式，以矿区内药剂贮存仓库为主，同时在药剂制备间内设小型药剂贮存场地。氰化药剂的制备由冶炼专业统一考虑。选矿药剂工作制度为年工作 345 天，每天 3 班，每班 8 小时。浮选药剂集中制备、集中添加。药剂制备设在单独的制备间内。其中硫酸铜（10%浓度）、黄药（5%浓度）、黑药（5%浓度）、亚硫酸钠（5%浓度）、水玻璃（240、5%浓度）等通过 1000 药剂搅拌槽加水稀释，2#油无需稀释，制备完成后，经泵扬送至药剂添加槽内，通过自动加药机控制添加量、并添加至各加药点。6.9.3 化验室 化验室是选矿厂不可缺少的辅助生产部门，其基本任务是承担各种原料、产品、水质等分析检验工作。6.9.4 检修设施 选矿设备检修以小修为主，由机修车间承担，大、中修外委。磨矿车间设置 1 台 10 吨电动单梁起重机，暖库设置 1 台 5 吨抓斗桥式起重机。6.9.5 压风设施 氰化工段设置压风设施，设计采用三台 SL200A 空压机，当处理 128 易选精矿时，空压机开二备一。当处理易选块矿时，空压机开一备二。6.10 存在的问题及建议241、（1）本次设计选取的选矿工艺技术指标及作业参数均来自企业生产实践。当原矿性质发生变化时，建议业主及时调整作业参数及工艺技术指标。（2）原矿中含有部分大块矿石，设计选用一台 PE400600 颚式破碎机作为大块破碎设备，增加了基建投资和运营成本。如大块矿石含量较少，可将大块矿石改为人工破碎。（3）为了节约设备投资，设计将易选精矿与易选块矿共用一套磨矿及氰化系统。由于碎磨工艺要求不同，当处理不同矿石时，需将部分设备闲置，同时需将球磨机等设备彻底清理，对生产管理带来不便。129 7 尾矿设施尾矿设施 7.1 设计原则、依据 7.1.1 设计原则（1）认真贯彻中华人民共和国矿产资源法及基本建设的方针、242、政策，贯彻环境保护法，贯彻土地法、森林法、水法、水土保持法、防洪法及国家现行的冶金矿山设计规范及规定，保护环境，消除污染；（2）在满足生产要求和确保安全的前提下，充分利用荒地和贫瘠土地，不占、少占和缓占农田，并应提出闭库后复垦及生态恢复计划；（3）采用安全可靠、符合国情、经济合理的新技术、新工艺、新设备及新材料；（4）尾矿水充分回收利用；外排水水质标准按现行国家标准 污水综合排放标准GB8978 的有关规定执行。7.1.2 设计依据（1）设计委托书；（2）尾矿库安全监督管理规定 安监总局令（第 75 号令）（2015年 7 月修正）；（3）尾矿设施设计规范（GB50863-2013）；（4）尾243、矿设施施工及验收规范（GB50864-2013）；（5）碾压式土石坝设计规范（SL274-2001）；（6）尾矿库安全技术规程（AQ2006-2005）；130（7）建设项目安全设施“三同时”监督管理暂行办法（2011年 2 月 1 日国家安全生产监督管理总局 36 号令）；（8）一般工业固体废物贮存、处置场污染控制标准（GB185992001，2013 年环境保护部第 36 号更改版）；（9）防洪标准（GB50201-2014）；（10）现场收集的其他资料。7.1.3 选矿工艺资料及尾矿特性 冶炼厂排尾量：易选矿浮选尾矿（黑渣）93t/d 中和渣（白渣）168t/d 冶炼厂服务年限：20 年244、 冶炼厂工作制度：345 日/年，3 班/日，8 小时/班 尾矿真比重：易选矿浮选尾矿（黑渣）2.78t/m3 中和渣（白渣）2.61t/m3 冶炼厂排尾浓度：易选矿浮选尾矿（黑渣）18.89%中和渣（白渣）5%磨矿细度：易选矿浮选尾矿（黑渣）-400 目占90%尾矿堆比重：易选矿浮选尾矿（黑渣）1.2t/m3 中和渣（白渣）1.2 t/m3 7.2 尾矿处置方案 辽宁新都黄金有限公司冶炼厂生产时所产生的尾矿渣分别为焙砂氰化渣（红渣）、易选矿浮选尾矿（黑渣）和中和渣（白渣）三种（文中以下简称红渣、黑渣和白渣）。其中黑渣、白渣经压滤机压滤后，由汽车运输至尾矿库堆存。红渣在冶炼厂内经过无害化处理后245、外 131 卖。由于市场环境多变，当红渣无法外卖时，经过无害化处理后的红渣由汽车运输至尾矿库堆存。7.3 尾矿库库址选择 7.3.1 尾矿库库址选择依据原则 根据 尾矿设施设计规范（GB 50863-2013）第 3.1.2 条之规定。尾矿库址的选址应遵循以下原则：（1）不宜位于大型工矿企业、大型水源地、重要铁路和公路、水产基地和大居民区的上游；（2）不宜位于居民集中区主动导风向的上风侧；（3）应不占或少占农田，并应不迁或少迁居民；（4）不宜位于有开采价值的矿床上面；（5）汇水面积应小，并应有足够的库容；（6）筑坝工程应小，生产管理应方便；（7）应避开地质构造复杂、不良地质现象严重区域；（8）246、尾矿输送距离应短，宜能自流或扬程小。7.3.2 尾矿库所需库容 冶炼厂尾矿库每日所需堆存的的黑渣和白渣总量为 261.0t，年排尾矿量 9.0104t，服务年限为 20.0a，堆积干密度 1.2t/m3，服务年限内排尾总量所需有效库容为 150.0104m3。7.3.3 尾矿库库址选择 尾矿库址位于冶炼厂东北侧约 3.6km 处的封闭沟谷内。库区所在沟谷近东西走向，其坝址以上流域长度 0.855km，汇水面积 0.315km2，沟底坡度 8.8%。132 席家台村位于尾矿库下游 2.0km 处，紧邻村子东侧是雹神庙河，该河常年无水。石板泉子村位于尾矿库所在沟口北侧上游方向 250m处，尾矿库初247、期坝到该村的直线距离为 800m，该村最低处标高187.32m，尾矿库所在沟口标高 180.19m，并且尾矿为压滤后干排，故如果尾矿库出现溃坝事故，对该村也不会造成危险。图图 7.1 尾矿库平面位置尾矿库平面位置 7.3.4 尾矿库设计概况 本次设计的尾矿库为沟谷型尾矿库，尾矿坝由初期坝和堆积坝组成。初期坝为不透水土坝，采用库区取土碾压筑坝。初期坝坝高16.0m，坝顶宽 4m，坝轴线长 61.4m。初期坝上游比为 1:2.0，下游坡坡比为1:2.5，堆积坝坝高 27m，堆积坝平均坡比 1:4.0，采用压滤后的采用上游法筑坝，即尾砂由尾矿坝前向库内碾压堆存。考虑库区征地限制，本次设计整体规划，分248、期实施。整体规划按服务年限 20 年考虑并在先期完成库区除征地限制区以外其他地域征地，尾矿库一期按服务年限 6 年实施，6 年后征地限制解除，通过库区加高扩容完成剩余二期工程。尾矿库排水设施分两部分组成，一部分为库外分洪系统，采用截水沟和排水管联合方式排水，尾矿库区外分洪系统排出的雨洪水直接石板泉子 席家台 尾矿库位置 133 排放至尾矿库下游沟谷；另一部分为尾矿库库内排水系统，采用排水斜槽和排水方涵联合方式排水，将尾矿库内的雨洪水排放至尾矿库下游的蓄水库内。尾矿输送采用汽车输送。尾矿处置方案为压滤干堆。由于辽宁新都黄金有限公司生产所产生的易选矿浮选尾矿（黑渣）经过处理后为 II 类一般工业固249、体废弃物，中和渣（白渣）为 I类一般工业固体废弃物，但考虑原料性质的变化，因此尾矿库需全库进行防渗处理，设计采用高密度聚乙烯土工膜，厚度为 1.5mm。7.4 尾矿库 本次尾矿库可行性研究设计内容包括尾矿库库址选择、尾矿输送、尾矿压滤、尾矿排放、尾矿库库容计算、尾矿坝和尾矿库排水。设计中充分考虑了沟谷建库的自然条件及服务年限的特点，本着技术可行经济合理的原则，在保安全生产的前提下，尽可能延长该场址的服务年限。本次设计的尾矿库为沟谷型尾矿库，尾矿库初期为不透水土坝，采用库内取土碾压筑坝。尾矿排放采用坝前排放的方式进行，压滤后的尾矿渣由初期坝向库区上游碾压堆存。尾矿库总坝高 43.0m，全库容 1250、69.8104m3。由于冶炼厂排放的尾渣经过处理后为 II 类一般工业固体废弃物，因此需对尾矿库全库进行防渗处理。尾矿库排水设施分两部分组成，一部分为分洪区排水系统，采用截水沟和排水管联合排水；另一部分为尾矿库库区排水系统，采用钢筋混凝土排水斜槽接排水涵管的排水系统将尾矿库内的雨洪水排放至尾矿库下游蓄水库内。7.4.1 库容计算 冶炼厂产生易选矿浮选尾矿（黑渣）93t/d 和中和渣（白渣）168t/d；134 服务年限排尾总量 180.0104t，堆积干密度 1.2t/m3，服务年限内所需尾矿库有效库容为 150.0104m3。尾矿库按平面图测算，尾矿库库容为 157.48104m3，库区清表251、及库区内取土筑坝后全库容 169.8104，库容利用系数 0.9，其有效库容为 152.82104m3，可满足冶炼厂 20.0 年生产堆存尾砂的需要。表表 7-1 库容计算库容计算 标高 面积 平均面积 高差 全库容 有效库容(m)(m2)(m2)(m)(m3)(m3)218 283 0 0 0 0 223 1983 1133 5 5665 5098 228 7009 4496 5 28145 25330 233 14669 10839 5 82340 74106 238 25260 19964.5 5 182163 163946 243 34686 29973 5 332028 298825252、 248 48186 41436 5 539208 485287 253 71987 60086.5 5 839640 755676 258 98414 85200.5 5 1265642 1139078 261 107670 103042 3 1574768 1417291 7.4.2 尾矿库等级 依据尾矿设施设计规范（GB50863-2013），尾矿库总坝高 H43 m，全库容 V169.8104m3。该尾矿库等别为四等。表表 7-2 尾矿库等别表尾矿库等别表 等 别 全库容 V（104m3）坝高 H（m）三 1000V10000 60H100 四 100V1000 30H60 五 V10253、0 H30 7.4.3 尾矿库防洪标准 表表 7-3 尾矿库防洪标准尾矿库防洪标准 尾矿库各使用期等别 三 四 五 洪水重现期(年)200500 100200 200 135 辽宁新都黄金有限责任公司尾矿设施按规范取为四等尾矿库。根据规范第 6.1.1 条“当确定的尾矿库等别的库容或坝高偏于该等下限，尾矿库使用年限较短或失事后对下游不会造成严重危害者，防洪标准可取下限；当确定的尾矿库等别的库容或坝高偏于该等上限，尾矿库使用年限较长或失事后对下游会造成严重危害者，防洪标准应取上限。”之规定，故本次设计防洪标准采用四等尾矿库上限，即采用 200年一遇洪水设防。7.4.4 尾矿坝设计 7.4.4.1254、尾矿初期坝 初期坝坝顶标高 234.00m，坝底标高 218.00m，坝高 16.0m，坝顶宽 4.0m，坝轴线长 61.4m。初期坝上游坡比 1:2.0、下游坡比 1:2.5，下游坡采用 400 厚干砌块石护坡，初期坝下游坡 222.00m 标高及上游坡 226.00m 标高处各设 2.0m 宽马道；初期坝为不透水土坝，坝体上游坡面铺设 1.5mm 厚 HDPE 土工膜构成防渗层。初期库容11.0104m3。，服务期 1.4a。尾矿初期坝设坝肩及坝面排水沟，坝肩矩形排水沟断面为0.40.4m，初期坝范围内山坡降雨迳流水直接进入坝肩排水沟，汇入下游水系。初坝面排水沟由纵向和横向坝面排水沟组成，255、坝面排水沟断面为 0.40.4m 矩形。坝肩、坝面排水沟均为 MU10 浆砌石结构。坝面排水沟的雨水及渗滤液汇入蓄水库内存放。7.4.4.2尾矿堆积坝 堆积坝坝高 27m（标高 234.00-261.00m）。尾矿排放至初期坝顶标高 234.00m 时，开始利用尾矿采用上游法筑坝增容，外坡 1:3.5，尾矿堆积坝 244.00m 标高及 254.00m 标高分别设 5.0m 宽马道，整体 136 坡比控制在 1：4.0，坝顶按 1%坡度倾向库内。设计在尾矿堆积坝 244.00m、254.00m 标高处设排渗设施。排渗管为“槽孔式管”型式。槽孔式排渗管垂直坝面向库内布设，沿坝体轴线方向每间隔 1256、5m 布设一根，排渗管布置坡度为 2%。排渗管由相同直径的渗水管段和导水管段构成，排渗管截面外径 75mm，内径65mm。排渗管总长 100m，每根排渗管的设计导水管段长 60m，其余为渗水管段。排渗管中的渗滤液进入坝面排水沟中，由坝面排水沟汇入蓄水库内存放，渗滤液不外排。尾矿库堆积坝设坝肩及坝面排水沟，坝肩排水沟断面为 0.40.4m矩形，山坡降雨迳流水直接进入坝肩排水沟，汇入下游水系。初坝面排水沟与坝肩排水沟相连，坝面排水沟断面为 0.40.4m 矩形，坝肩、坝面排水沟均为 MU10 浆砌石结构。尾矿库正常运行时尾矿库内禁止蓄水。尾矿堆积坝在堆积过程中随着坝体的增高，尾矿堆积坝外坡进行覆土257、，覆土厚度 400mm，覆土后种植沙棘等耐旱植物。7.4.4.3尾矿拦水坝 尾矿初期坝下游设拦水坝，该拦水坝为碾压式不透水土坝，坝轴线长 53.3m，拦水坝位于尾矿库下游方向约 114.0m 处。拦水坝体顶宽 4.0m，坝顶标高 222.0m，坝底标高 206.0m，最大坝高 16.0m，上、下游坝坡坡比均为 1：2.0。下游坡采用 400mm 厚干砌块石护坡，拦水坝上游坡铺设 1.5mm 厚 HDPE 土工膜。拦水坝下游坡 214.00m 标高及上游坡 215.00m 标高处各设 2.0m 宽马道；在拦水坝左岸设溢洪道，溢洪道下游设消力池一座。溢洪道宽 2m，深 1.5 米，消力池尺寸 5m258、10m。溢洪道和消力池均为钢筋混凝土结构。蓄水库容积3.69104m3。137 7.4.5 尾矿库洪水计算 7.4.5.1库区洪水计算 尾矿库洪水计算采用尾矿坝设计手册中简化推理公式及辽宁省中小河流(无资料地区)设计暴雨洪水计算方法 1998 年版中公式分别计算，洪水计算结果选取两种计算方法中较大值。尾矿库库区汇水面积 0.12km2,沟长 0.593km，沟底坡度 8.9%。一、辽宁省中小河流(无资料地区)设计暴雨洪水计算方法 1、设计洪峰流量计算公式 FiQPPP278.0=ppPPi面,=YJLX=ppppnnnnPP12121124624P=面面 P三P面FPKKP三 P24P面FPK259、KP24 P6P面FPKKP6 P1P面FPKKP1 式中：PQ 设计洪峰流量 P 设计洪峰径流系数 Pi 设计面暴雨强度 F 集水面积 面p,P 固定汇流历时的设计面暴雨量 汇流时间 L 河流长度 J 河道平均坡度 YX,地面汇流系数 2、设计洪峰流量基本计算参数 水文分区:2 区 138 地区参数：X0.57 Y0.65 三P80mm 三Cv0.65 KP=0.5%3.92 24P70mm 24Cv0.65 KP=0.5%3.92 6P 50mm 6Cv0.60 KP=0.5%3.62 1P 30mm 1Cv0.58 KP=0.5%3.51 10P16.5mm 10Cv0.50 KP=0.260、5%3.06 Cs/Cv3.5 Cv KF1.0 3、尾矿库洪峰流量计算 洪水计算表洪水计算表 表表 7-4 项 目 200 年一遇 频率 P（）0.5 设计三日面雨量 P 三 P 面（mm）313.6 设计 24 小时面雨量 P24P 面（mm）274.4 设计 6 小时面雨量 P6P 面（mm）181.0 设计 1 小时面雨量 P1P 面（mm）105.3 设计 10 分钟面雨量 P10P 面（mm）50.49 短历时暴雨指数 n1p 0.70 短历时暴雨指数 n2p 0.70 短历时暴雨指数 n0p 0.58 汇流时间（h）0.839 历时设计面雨量面PP（mm）100.32 设计面暴雨261、强度Pi（mm/h）119.57 设计洪峰径流系数P 0.77 洪峰流量 Q（m3/s）3.1 24 小时洪水总量(104m3)2.25 4、尾矿库洪水总量计算 一次洪水总量计算公式：()PPWWW24P=三三 FPWPPP面三三三1.0=()()()FPPWPPPP面面三三三2424241.0=基本计算参数 139 洪峰径流系数 三0.5%0.64，(三24)0.5%0.35 尾矿库洪水总量计算 W三0.5%2.41104m3，W(三24)0.5%0.16104m3 计算结果 设计洪水总量 W0.5%2.25104m3。二、尾矿库洪水计算采用简化推理公式进行计算。1、设计暴雨计算 2424H262、KHpP=2、设计雨力计算 暴雨递减指数 n1=0.58，n2=0.7，按下式计算雨力。212424nPPHS=式中：SP 设计雨力，mm/h；H24P 设计频率 24 小时暴雨量，mm；n 暴雨递减指数；3、设计径流深计算 ppRHh2424=式中：hR 设计迳流深，mm；p24 迳流系数；H24P 设计频率 24 小时暴雨量，mm；4、损失参数及产流历时计算 损失参数计算：YnRPhSX=式中：损失参数，mm/h；n 暴雨递减指数；X 系数；140 Y 系数；hR 设计迳流深，mm；SP 设计雨力，mm/h；产流历时计算：()2121npcSnt=重算损失参数：()2412424ppH=5263、洪峰流量计算 ()FDJmLFSAQCBpp=31 式中：pQ 最大流量，m3/s;A 系数；B 系数；C 系数；D 系数；pS 雨力，mm；F 汇水面积，km2；L 主河道长度，km；J 主河道平均坡度；损失参数，mm/h；m 汇流参数；6、汇流历时计算 4131278.0pQmJL=7、洪水及洪水过程线计算结果 141 表表 7-5 设计洪水计算成果表设计洪水计算成果表 项 目 计算数据 项 目 计算数据 尾矿库等级 4 模比系数 KP 3.92 平均坡度 J 0.089 频率雨量 24P 274.4 河道长度 L 0.593 雨 力 SP 105.76 年均降雨 H24 70 流量系数264、 m 0.5 洪水设计频率 200 年一遇 迳流系数 24 0.65 变差系数 Cv 0.65 迳流深 hR 192.36 偏差系数 Cs Cs3.5 倍 Cv 汇流历时 0.584 递减指数 n1 0.58 产流历时 tc 18.747 递减指数 n2 0.7 入渗率 4.077 洪峰流量 QP 4.68 洪水总量 WP 2.14 图图 7.2 洪水过程线洪水过程线 8、洪水总量计算公式：FHWPPP24241.0=2.14104m3 三、洪水计算结果 通过以上两种洪水计算方法比较，设计采用简化推理公式法洪水计算成果。(m3/s)(h)142 7.4.5.2拦水坝区洪水计算 拦水坝区汇水面积265、 0.0174 km2，采用坡面汇流公式计算。坡面汇流洪水计算公式 洪峰流量计算公式()FSQPP1278.0=(F0.1km2)，212424nPPHS=式中：PQ 设计洪峰流量 PS 暴雨雨力 Pn2短历时暴雨指数 F 汇水面积 PQ=0.51 m3/s 洪水总量计算公式 FHWPPP24241.0=0.31m3 7.4.5.3分洪区洪水计算 由于分洪区由 7 个小的沟叉组成，各个小的沟叉汇水面积较小，故采用坡面汇流公式计算。坡面汇流洪水计算公式 洪峰流量计算公式()FSQPP1278.0=(F0.1km2)，212424nPPHS=式中：PQ 设计洪峰流量 PS 暴雨雨力 Pn2短历时暴266、雨指数 F 汇水面积 洪水总量计算公式 FHWPPP24241.0=143 表表 7-6 分洪区洪水计算表分洪区洪水计算表 项项 目目 200 年一遇年一遇 分洪分洪 1 区区 分洪分洪 2 区区 分洪分洪 3 区区 分洪分洪 4 区区 分洪分洪 5 区区 分洪分洪 6 区区 频率 P（）0.5 0.5 0.5 0.5 0.5 0.5 汇水面积（km2）0.068 0.061 0.019 0.021 0.085 0.023 多年平均24小时降雨（mm）70 70 70 70 70 70 24 小时降雨值 H24（mm）274.4 274.4 274.4 274.4 274.4 274.4 短历267、时暴雨指数 n2P 0.7 0.7 0.7 0.7 0.7 0.7 暴雨雨力 SP（mm/h）105.74 105.74 105.74 105.74 105.74 105.74 洪峰流量 Q（m3/s）1.98 1.87 0.55 0.61 2.47 0.67 洪峰径流系数 24 0.65 0.65 0.65 0.65 0.65 0.65 洪水总量（104m3）1.21 1.12 0.34 0.37 1.51 0.41 7.4.6 尾矿库排水设施设计 设计的排水分为两部分，库内排水采用钢筋混凝土排水斜槽+排水方涵联合排水，库区周边采用截水沟及排水管排水，用于清浊分流，减少降雨入库水量。7.4.268、6.1库内排水设施 库内排水采用排水斜槽排水方涵型式，钢筋混凝土平盖板式排水斜槽净断面 1.01.2m，长 90m。排水方涵净断面为 1.01.2m，长度 350m，排水斜槽与排水方涵通过直径 2.0m 的转流井连接。7.4.6.2拦水坝排水设施 尾矿拦水坝内的雨洪水通过溢洪道排入下游水系，溢洪道宽b=2.0m，高 H=1.5m。（1）拦水坝溢洪道泄水能力 溢洪道进口泄水能力校核 溢洪道进口处为堰流，堰上水头 H=1.2m，采用宽顶堰流公式计算。144 1.52QmbgH=式中：淹没系数，自由出流=1.5 侧收缩系数 0.94 流量系数 m0.32 重力加速度 g9.81 m/s2 溢洪道宽 269、b=2.0 水 头 H1.2m 计算结果 Q3.5m3/sQ3.323m3/s 溢洪道泄水能力校核 溢洪道敷设坡度 0.27，故排泄设计洪水时，采用明渠均匀流泄流公式计算。RiACQ=式中：过流面积 A2.7m2 谢才系数 1166110.563.640.014CRn=水力半径 R0.5 水力坡降 i0.25 计算结果 Q33.74m3/s Q3.323 m3/s 7.4.6.3截水沟及排水管排水设施 截水沟采用浆砌石结构，沿尾矿库周边布置。尾矿库沟岔内设浆砌石挡水坝用以拦挡雨水，使雨水顺利通过截水沟及排水管排至尾矿库下游。排水管采用DN800多重管增强复合压力管，环刚度20KN/m2，PN1270、.0MPa。（1）1#分洪区域的截水沟水力计算 1#分洪区域对应的截水沟所需下泄流量为：Q0.5%=1.98m3/s。截水沟水力计算采用明渠均匀流泄流公式计算。1#截水沟断面 145 A=0.8m0.8m。2#截水沟断面 A=1.0m1.0m。RiACQ=式中：过流面积 A1.0m2 谢才系数 1166110.3348.900.017CRn=水力半径 R0.33 坡降 i0.01 计算结果 Q2.81m3/s Q0.5%1.98m3/s。（2）2#分洪区域的截水沟水力计算 2#分洪区域对应的截水沟所需下泄流量为：Q0.5%=3.85m3/s。截水沟水力计算采用明渠均匀流泄流公式计算。3#截水沟271、为梯形断面，底宽 2.0m，深 1.0m，边坡 1:1.0。RiACQ=式中：过流面积 A3.0m2 谢才系数 1166110.7355.750.017CRn=水力半径 R0.73 坡降 i0.001 计算结果 Q5.25m3/s Q0.5%3.85m3/s。排水管水力计算：1.52QAgH=式中：过流面积 0.483m2 泄流系数 0.3 压力水头 H4.0m 计算结果 Q5.1m3/s Q0.5%2.47m3/s。（3）3#分洪区域的截水沟水力计算 3#分洪区域对应的截水沟所需下泄流量为：Q0.5%=0.61m3/s。截水沟水力计算采用明渠均匀流泄流公式计算。4#、5#截水沟断面 146 272、A=0.8m0.8m。RiACQ=式中：过流面积 A0.64m2 谢才系数 98.442.0017.0116161=RnC 水力半径 R0.2 水力坡降 i0.02 计算结果 Q1.02m3/s Q0.5%0.61m3/s。（4）4#分洪区域的截水沟水力计算 4#分洪区域对应的截水沟所需下泄流量为：Q0.5%=2.47m3/s。6#截水沟断面 A=0.8m0.8m。截水沟水力计算：RiACQ=式中：过流面积 A0.64m2 谢才系数 1166110.2747.190.017CRn=水力半径 R0.27 坡降 i0.2 计算结果 Q7.02m3/s Q0.5%1.98m3/s。排水管水力计算：1273、.52QAgH=式中：过流面积 0.483m2 泄流系数 0.3 压力水头 H4.0m 计算结果 Q5.1m3/s Q0.5%2.47m3/s。（5）5#分洪区域的截水沟水力计算 5#分洪区域对应的截水沟所需下泄流量为：Q0.5%=0.67m3/s。截水沟水力计算采用明渠均匀流泄流公式计算。7#、8#截水沟断面尺寸：147 A=0.8m0.8m。RiACQ=式中：过流面积 A0.48m2 谢才系数 37.4624.0017.0116161=RnC 水力半径 R0.24 坡降 i0.18 计算结果 Q4.62m3/s Q0.5%0.67m3/s。通过计算，库区截水沟和排水管能够满足 200 年一274、遇降水的泄流要求。7.4.7 库区调洪演算 7.4.7.1 泄流计算公式（1）排水斜槽+排水涵管泄流量计算公式 排水斜槽由于沿山坡修建，泄流流态及泄流量随泄流水头的大小而异。当水头较低时，排水斜槽内水位低于斜槽边墙上缘，此时排水斜槽为自由泄流流态（薄壁堰泄流）；当水头增大，水位淹没斜槽入口时，泄流量受斜槽断面控制，成为半压力流；当水位继续升高，排水斜槽呈满流时，即呈现压力流态。水位未淹没盖板上缘时采用薄壁堰泄流计算公式：5.212g2)(m8.0snHctgtgQ+=s 水位淹没盖板上缘时采用薄壁堰泄流计算公式：21QQQ+=5.111)8.0(ttHctghbmQ+=半压力流计算公式：bx2275、g2 HmQ=148 压力流计算公式：ycg2 HQ=2224322121)2()292.0(11PRcLgnPRclgggxx+=明渠均匀流计算公式：RiACQ=式中：Hs自由泄流水头，m；自斜槽侧壁过水部分最低点起算；Ht自由泄流水头，m；自盖板上缘最高点起算；Hb半压力泄流水头，m；库水位与斜槽进口断面中心标高差；Hy压力泄流水头，m；库水位与斜槽出口断面中心标高差；b 梯形堰底宽，m；sin21hbb+=h 平盖板厚度或拱盖板外缘拱高，m；b1斜槽净空宽度，m；斜槽倾角，度；itg1=i 斜槽坡度；m1堰流量系数，宽顶堰（HH,105.2堰顶水头）直角堰口 HPm+=11108.030276、.0 圆角堰口 HPHPm+=5.12.13101.036.0 m2孔口流量系数，平盖板 0.52，拱盖板 0.55；149 ns淹没系数；hn斜槽进口断面处槽内水面高出溢流缘最低点高度;H斜槽进口断面处两侧三角形断面堰泄流水头，m;x斜槽断面面积，m2;g涵管断面面积，m2;c涵管出口断面面积，m2;1斜槽末端局部水头损失系数;2涵管入口局部水头损失系数;3涵管断面变化局部水头损失系数;4涵管转角局部水头损失系数;Cx、Rx、l斜槽谢才系数、水力半径、长度;Cg、Rg、L涵管谢才系数、水力半径、长度;A过流面积，m2；R水力半径；i水力坡降；C谢才系数，611RnC=xcP=1，scP=2 277、7.4.7.2 尾矿库调洪库容 表表 7-7 调洪库容表调洪库容表 水面标高 水面面积 调洪高度 调洪库容 259 2300 0 0 260 22850 1 12575 260.5 41210 1.5 28590 150 7.4.7.3 尾矿库调洪曲线 图图 7.3 尾矿库调洪计算曲线尾矿库调洪计算曲线 表表7.8 尾矿库调洪计算结果尾矿库调洪计算结果 使用期 滩顶标高 261m 洪峰流量 Qm(m3/s)4.68 洪水总量 Wp(104m3)2.14 干滩平均纵坡(%)1.0 正常水位(m)259.0 最高洪水位(m)259.44 调洪水深 h(m)0.44 最大下泄流量 q(m3/s)2.278、813 安全超高 H(m)1.56 干滩长度 L(m)156.0 m3/s h 洪水过程线 泄流过程线 151 调洪结果表明：尾矿库终期遭遇设计标准的洪水时，安全超高 1.56m，最小干滩长度 156m，均满足四等库标准要求，尾矿库的防洪是安全的。7.5 尾矿浓密与输送 尾矿输送方案有三种选择，一种是压滤间设在冶炼厂附近，尾矿压滤后由汽车运输至尾矿库堆存。另一种是由冶炼厂排出的矿浆经地表明设压力管道输送至设在尾矿库的压滤间进行压滤，压滤后的尾矿进入尾矿库堆存。第三种是由冶炼厂排出的矿浆经地埋压力管道输送至设在尾矿库的压滤间进行压滤，压滤后的尾矿进入尾矿库堆存。通过经济技术方案对比，推荐方案一作279、为设计输送方式。尾矿经压滤后由自卸汽车经环城公路滨河路乡级公路送至库区，全程约12.5km。尾矿运输道路充分利用现有道路。表表 7-9 尾矿方案比选尾矿方案比选 序序号号 项目名称项目名称 单位单位 方案方案 方案方案 方案方案 汽车运输汽车运输 管道运输管道运输（明设）（明设）管道运输管道运输（地埋）（地埋）一 方案的主要内容 压滤间设在冶 炼厂区尾矿压滤后由自卸汽车运至尾矿库堆存。尾矿通过泵加压输送至尾矿库 压滤间压滤后进入尾矿库堆存。尾矿通过泵加压输送至尾矿库压滤间压滤后进入尾矿库堆存。二 方案主要优缺点 优点：管理方便，压滤间供电、采暖便利 缺点：运距较大。优点：后期运行简单。缺点：管280、道途径环境较敏感地带；管道需架空安装，压滤间距离办公区较远，供电、采暖不便。优点：后期运行简单，地埋管道不占用征地。缺点：管道途径环境较敏感地带；压滤间距离办公区较远，供电、采暖不便。2 尾矿建设期 a 1 152 3 矿山服务年限 a 20 三 建设投资 万元 31.6 589 1608 建设投资净年值 万元/a 3.7 69.2 188.9 四 经营成本费用 万元/a 169.2 36.9 50.3 五 成本费用年值 万元 173 106 239 六 推荐方案 方案一 7.5.1 易选矿浮选尾矿（黑渣）的矿浆输送 尾矿浆由冶炼厂排出后压力扬送至尾矿压滤间一侧的浓密间，浓密间底流由泵压力输送281、至尾矿压滤间搅拌槽。冶炼厂浮选尾矿为金精矿和块矿两种，这两种矿以 2:1 的比例进入冶炼厂生产流程之中，在易选矿浮选尾矿（黑渣）的矿浆输送计算中尾矿真比重采用均值即3.2t/m3进行计算。冶炼厂浮选尾矿（黑渣）的矿浆浓度均值为 18.89%。尾矿水力输送采用压力输送，冶炼厂尾矿排放点至浓密间的管路输送长度 20.0m，浓密间至尾矿压滤间的管路输送长度 50.0m。矿浆流量波动系数 K0.91.1，计算中设计管径断面时取大值，管道水力坡降时取小值。表7-10 基本数据计算成果表 序号序号 名名 称称 单单 位位 数数 量量 1 干尾矿量 td 93 2 尾矿颗粒密度 tm3 2.78 3 矿浆浓282、度 18.89 4 尾矿浆密度 tm3 1.150 5 尾矿浆重量稠度 23.42 6 尾矿浆水固比 4.27 7 比重修正系数 1.294 8 尾矿浆含水量 th 16.55 9 尾矿浆最小流量 m3h 15.98 10 尾矿浆平均流量 m3h 17.76 11 尾矿浆最大流量 m3h 19.54 153 7.5.1.1压力输送 采用常用的 BC克诺罗兹公式计算：()475.0243.31157.0NdNKDCDQ+=表表7-11 计计 算算 结结 果果 表表 7.5.1.2输送管道 输送管道采用 DN=95mm（75mm）无缝钢管，管长 20.0m（采用双管布置，一用一备）。扬程计算：Hk283、Hrk+LIk+hj+hn+hy 式中：Hk-压力输送所需扬程（m）H-输送自然高差（m）H=5m rk-矿浆容重（t/m3）rk=1.150t/m3 L-扬送距离（m）L=40.0m Ik-输送尾矿浆坡降（MH2O/M）Ik=0.0512MH2O/M hj-局部损失（m）hj=2m hn-泵站损失（m）hn=6m hy-剩余水头（m）hy=2m 尾矿浆压力扬送至浓密机中，自然高差 H6m；矿浆容重 rk1.150t/m3；扬送最大距离 L20.0m，输送尾矿浆坡降 Ik序号序号 项目名称项目名称 单位单位 最小流量最小流量 平均流量平均流量 最大流量最大流量 1 矿浆流量 m3/s 0.00284、444 0.00493 0.00542 2 临界管径 mm 63 66 69 3 临界流速 m/s 1.43 1.44 1.45 4 设计管径 mm 95（75）95（75）95（75）5 过流面积 m2 0.00425 0.00425 0.00425 6 计算流速 m/s 1.43 1.44 1.45 7 清水坡降 MH2O/M 0.0434 0.0439 0.0445 8 矿浆坡降 MH2O/M 0.0499 0.0505 0.0512 154 0.0512MH2O/M。计算结果尾矿浆压力输送所需扬程 Hk18m，输送最大流量 Q19.54m3/h。选用 50UHB-ZK20-20 型渣浆285、泵，流量Q=20m3/h，扬程 H=20m，功率 4KW，（一用一备）。7.5.1.3浓密间至尾矿压滤间 表表7-12 基本数据计算成果表基本数据计算成果表 7.5.1.4压力输送 采用 BC克诺罗兹公式计算：()475.0243.31157.0NdNKDCDQ+=表7-13 计 算 结 果 表 序号序号 名名 称称 单单 位位 数数 量量 1 干尾矿量 td 93 2 尾矿颗粒密度 tm3 3.2 3 矿浆浓度 50 4 尾矿浆密度 tm3 1.524 5 尾矿浆重量稠度 100 6 尾矿浆水固比 1.0 7 比重修正系数 1.294 8 尾矿浆含水量 th 4.16 9 尾矿浆最小流量 m286、3h 4.92 10 尾矿浆平均流量 m3h 5.47 11 尾矿浆最大流量 m3h 6.01 序号 项目名称 单位 最小流量 平均流量 最大流量 1 矿浆流量 m3/s 0.00137 0.00152 0.00167 2 临界管径 mm 35 36 37 3 临界流速 m/s 1.66 1.74 1.81 4 设计管径 mm 57（41）57（41）57（41）5 过流面积 m2 0.000923 0.000923 0.000923 6 计算流速 m/s 1.48 1.65 1.81 7 清水坡降 MH2O/M 0.131 0.162 0.196 8 矿浆坡降 MH2O/M 0.138 0.287、171 0.206 155 7.5.1.5输送管道 输送管道采用 DN=57mm（41mm）无缝钢管，管长 50.0m（采用双管布置，一用一备）。扬程计算：HkHrk+LIk+hj+hn+hy 式中：Hk-压力输送所需扬程（m）H-输送自然高差（m）H=5m rk-矿浆容重（t/m3）rk=1.150t/m3 L-扬送距离（m）L=50.0m Ik-输送尾矿浆坡降（MH2O/M）Ik=0.206MH2O/M hj-局部损失（m）hj=2m hn-泵站损失（m）hn=3m hy-剩余水头（m）hy=2m 尾矿浆压力扬送至浓密机中，自然高差 H5m；扬送最大距离 L50.0m，输送尾矿浆坡降 Ik288、0.0512MH2O/M。计算结果尾矿浆压力输送所需扬程 Hk22.3m，输送最大流量 Q6.0m3/h。选用40UHB-ZK10-30 型渣浆泵，流量 Q=10m3/h，扬程 H=40m，功率 3KW，（一用一备）。7.5.2 中和渣（白渣）的矿浆输送（硫酸钙）尾矿浆由冶炼厂污水处理站排出后压力扬送至压滤间搅拌槽。尾矿水力输送采用压力输送，管路输送长度 100.0m。矿浆流量波动系数 K0.91.1，计算中设计管径断面时取大值，管道水力坡降时取小值。7.5.2.1尾矿输送计算数据 156 表表7-14 基本数据计算成果表基本数据计算成果表 7.5.2.2压力输送 采用常用的 BC克诺罗兹公式289、计算：()475.0243.31157.0NdNKDCDQ+=表表7-15 计计 算算 结结 果果 表表 7.5.2.3输送管道 输送管道采用 DN=205mm（185mm）超高分子聚乙烯管，管长100.0m（采用双管布置，一用一备）。7.5.2.4输送设备选择 扬程计算：HkHrk+LIk+hj+hn+hy 序号 名 称 单 位 数 量 1 干尾矿量 td 168 2 尾矿颗粒密度 tm3 2.61 3 矿浆浓度 5 4 尾矿浆密度 tm3 1.032 5 尾矿浆重量稠度 5.26 6 尾矿浆水固比 19 7 尾矿浆最小流量 m3h 122.11 8 尾矿浆平均流量 m3h 135.68 9290、 尾矿浆最大流量 m3h 149.25 序号 项目名称 单位 最小流量 平均流量 最大流量 1 矿浆流量 m3/s 0.0339 0.0376 0.0414 2 临界管径 mm 216 227 237 3 临界流速 m/s 0.928 0.935 0.941 4 设计管径 mm 205(185)205(185)205(185)5 过流面积 m2 0.00395 0.00395 0.00395 6 计算流速 m/s 1.26 1.40 1.54 7 清水坡降 MH2O/M 0.0269 0.0269 0.0269 8 矿浆坡降 MH2O/M 0.014 0.013 0.0126 157 式中：H291、k-压力输送所需扬程（m）H-输送自然高差（m）H=5m rk-矿浆容重（t/m3）rk=1.032t/m3 L-扬送距离（m）L=100.0m Ik-输送尾矿浆坡降（MH2O/M）hj-局部损失（m）hj=2m hn-泵站损失（m）hn=3m hy-剩余水头（m）hy=2m 尾矿浆压力扬送至压滤间搅拌槽顶，自然高差 H5m；矿浆容重 rk1.032t/m3；扬送最大距离 L100.0m，输送尾矿浆坡降 Ik0.014MH2O/M。计算结果尾矿浆压力输送所需扬程 Hk14.8m，输送最大流量 Q149m3/h。选用 125UHB-ZK150-30 型渣浆泵，流量Q=150m3/h，扬程 H=3292、0.0m，功率 30KW，（一用一备）。7.5.3 尾矿浓密 设计选用 12m 浓密机将黑渣浓度由 18.89%浓缩至 50%后进入压滤机压滤。尾矿浓密机位于浮选车间南侧，浓密机底部封闭采暖。7.6 尾矿压滤 7.6.1 压滤设备选择 7.6.1.1易选矿浮选尾矿（黑渣）压滤设备选择 冶炼厂浮选尾矿为金精矿和块矿两种，这两种矿以2:1的比例进入冶炼厂生产流程之中，在易选矿浮选尾矿（黑渣）的压滤设备计算中尾石比重采用均值即2.78t/m3进行计算。冶炼厂排放的易选矿浮选尾矿（黑渣）输送至压滤间搅拌槽，再由给料泵压力送入压滤容室，压滤后的干饼经螺旋输送机卸料后，由 158 铲车运至尾矿库内堆存。滤293、液送至冶炼厂回水池后重复使用。经计算选用 XMZ-250/1500-U型隔膜压滤机2台(使用1台备用1台)，可满足尾矿压滤之需要。（一）给矿原料性质及技术参数。矿石比重：3.2t/m3 矿浆重量浓度：50 选厂排放矿浆量：5.60m3/h 尾矿平均粒度：-400目占90%处理单循环时间：45min 压 紧 松 开 卸 饼 入料 过滤 压榨 二次压榨 合 计 4min 4min 7min 5min 10min 8min 7min 45min 一台压滤机单循环处理干矿量4.8t。（二）XMZ-250/1500-U型隔膜自动压滤机技术指标 过滤面积 250m2 单面滤室深度：40mm 有效过滤面积与294、标准过滤面积比 0.9:1 压滤机有效容积 5m3 滤饼含水率 20 电机功率：11kw （三）设计压滤机能力校核 单循环处理量：5.0 m31.2t/m310.84.8t 每日处理量：4.8t22h60/45min140.8t 1 台压滤机可以满足生产需要。159 表表7-16 XMYG250/1500U型压滤机工作情况型压滤机工作情况 设 备 名 称 台数 日处理量 滤饼水 分 工作时间（h）配电功率（kw）XMYG250/1500U 压滤机 2 93t 20 22 111 搅拌槽 30003000 1 22 12.2 50ZJ-I-19 渣浆泵 2 22 111 7.6.1.2中和渣（白295、渣）压滤设备选择 冶炼厂污水处理站排放的中和渣（白渣）压力输送至压滤间搅拌槽，再由给料泵压力送入压滤容室，压滤后的干饼经螺旋输送机输送至临时堆场后由铲车运输至尾矿库堆存，滤液压力扬送至冶炼厂回水池重复使用。经计算选用 XMZ-250/1500-U型隔膜压滤机3台(使用2台备用1台)，可满足尾矿压滤之需要。（一）给矿原料性质及技术参数。矿石比重：2.61t/m3 矿浆重量浓度：5 选厂排放矿浆量：140m3/h 尾矿平均粒度：-400目占90%处理单循环时间：45min 压 紧 松 开 卸 饼 入料 过滤 压榨 二次压榨 合 计 4min 4min 7min 5min 10min 8min 7m296、in 45min 一台压滤机单循环处理干矿量4.8t。（二）XMZ-250/1500-U型隔膜自动压滤机技术指标 过滤面积 250m2 单面滤室深度：40mm 有效过滤面积与标准过滤面积比 0.9:1 压滤机有效容积 10m3 滤饼含水率 30 160 电机功率：11kw （三）设计压滤机能力校核 单循环处理量：4.8 m31.0t/m320.87.68t 每日处理量：7.68t22h60/45min225.3t 表表 7-17 XMYG250/1500U 型压滤机工作情况型压滤机工作情况 设 备 名 称 台数 日处理量 滤饼水 分 工作时间（h）配电功率（kw）XMYG250/1500U 压297、滤机 3 168t 30 22 211 搅拌槽 40004000 2 22 22.2 80ZJ-A-36 渣浆泵 2 22 130 2 台压滤机可以满足生产需要。7.6.2 压滤附属设备 冶炼厂排放的易选矿浮选尾矿（黑渣）和中和渣（白渣）均排放至压滤间进行压滤后干式排放至尾矿库中堆存。压滤工艺附属设备包括：电动起重机1台，起重重量10t；48m3回水槽1个；16m3回水槽1个；B=400mm螺旋输送机 5台；ZW-905W螺杆式空压机1台，20m3储气罐1台；1m3储气罐1台；事故泵KZJL65-30立式泥浆泵l台，50型铲车1台。7.6.3 压滤间 压滤间建在冶炼厂西侧，紧邻浮选车间。厂房长298、30m，宽24m，高12m。压滤间厂房建筑采用轻钢结构，轻钢坡屋面。厂房及设备基础采用钢筋混凝土结构。161 7.7 尾矿堆存与排放 尾矿压滤间排放的黑渣、白渣和红渣分区域由推土机推放入尾矿库中。其中黑渣的排放位置位于尾矿库前部即与尾矿初期坝相接区域内，即由尾矿初期坝向尾矿库尾部以 10m 为单位，层厚 0.5m 碾压式向沟尾部排放，排放时呈阶梯状前进，堆放黑渣时保证距离堆积坝滩顶 100m 范围内无白渣排放。白渣堆放区域开始时为尾矿库尾部向前以 10m 为单位排放、晾晒、碾压的顺序堆存，层厚 0.5m，排放时呈阶梯状，要保证白渣的晾晒时间，具体晾晒时间由矿方工作人员根据现场实际情况调整，若白299、渣含水率较高可将尾厚调小，尾部支沟堆存满后，可与黑渣分区域向尾矿库沟尾部水平式推移堆存，堆存依然以 10m 为单位，层厚0.5m。根据目前市场情况，冶炼厂红渣能够做到完全外卖，考虑市场环境多变，当红渣不能够外卖时，红渣将堆放在尾矿库内。红渣排放以10m 为单位，层厚 0.5m 进行碾压。建议矿方积极开拓红渣外卖市场，同时对黑渣和白渣的物理性质和化学成分进行分析研究，探索利用尾矿烧制水泥、尾矿制造建筑制品及建筑材料的可能性，以便充分合理延长尾矿库服务年限。7.8 回水 为了节省宝贵的水资源，尾矿回水分两部分，第一部分为浓密间的回水，冶炼重量浓度达到 18.98%的尾矿浆（易选矿浮选尾矿黑渣），经300、浓密后产生的尾矿澄清水 16.55m3/h，浓密间的回水量扣除蒸发损失和输送中的损失，按 75%计算，设计回水流量 Q12.66m3/h，浓密间的回水自流至压滤间回水池，输送距离约 20m；第二部分为压 162 滤间的回水，冶炼厂重量浓度达到 50%的尾矿浆(易选矿浮选尾矿黑渣），经压滤后产生尾矿澄清水 4.16m3/h，污水处理站重量浓度达到 5%的尾矿浆（中和渣白渣），经压滤后产生尾矿澄清水80.25m3/h。压滤间的白渣回水泵送至冶炼厂酸性水处理车间，输送距离约 100.0m；压滤间的黑渣回水泵送至冶炼厂易选矿车间回水池循环使用，输送距离约 50.0m；7.9 蓄水库水量储存与使用 设计301、在尾矿库下游设拦水坝一座，形成的蓄水库用于储存尾矿库内渗滤液以及降雨的水量。蓄水库容积3.69104m3，能够容纳200年一遇的洪水，保证库区水不外排。尾矿渗滤液和雨天库区降雨汇流至蓄水库中暂存，晴天时用于库区降尘及绿化。7.9.1 多年平均降雨时尾矿库水量平衡 尾矿库水量平衡涉及尾矿带入水量、库区降水带入水量、蒸发带出水量、尾矿库沉寂尾砂残留水量、库区渗漏水量、尾矿库中水的盈余量等因素，其水量转换关系较为复杂，为了便于水量平衡分析，特将尾矿库概化为一个水文单元系统，在这个系统中分析系统水量的输入和输出变化，输入和输出影响因子尽量利用直接检测资料。其数学表达式为：（Ww+Wj）-（Wy+Ws+302、Wk+Wh）=W Ww-尾矿带入水量 Wj-尾矿库区降雨量 Wy-尾矿库区蒸发量 Ws-尾矿库区渗漏量 163 Wk-尾矿库尾砂残留水量 Wh-尾矿库回水量 W-尾矿库水的盈余量（1）库区大气降水（Wj）及蒸发水量（Wy）根据朝阳市气象1980年-2000年统计资料，朝阳市双塔区累年平均降雨量482mm，对应的蒸发量为2000mm，尾矿库为干堆尾矿库，尾矿库库区周边设有截水沟。因此，尾矿库库内降雨蒸发量按陆域蒸发量计算。朝阳市双塔区累计平均降雨量和蒸发量情况见表4-18，尾矿库汇水面积120000m2，库内汇水面积内降雨量：9月至翌年5月降雨量=库内汇水面积降雨量0.65的径流系数；6月至8月303、降雨量=库内汇水面积降雨量；蒸发量=库内汇水面积月蒸发量。朝阳市由于北部蒙古高原的干燥冷空气经常侵入，形成了典型的大陆性气候，半干燥半湿润易干燥地区，根据多年的气象观测资料表明：朝阳市的年降雨量呈下降趋势，干旱还将进一步加剧。表表7-18 朝阳双塔区朝阳双塔区朝阳多年平均各月降雨量与蒸发量朝阳多年平均各月降雨量与蒸发量 月份 1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 11 12 降雨量（mm）2.0 2.4 6.3 22.5 39.0 79.9 153.4 104.4 43.4 19.4 6.7 2.6 蒸发量（mm）17.5 28.7 70 146.6 184.2 164.7 142.6 1304、23.5 111.5 87.4 46.8 19.7 蒸发量折减系数 0.5 0.5 0.5 0.56 0.58 0.6 0.63 0.65 0.67 0.63 0.62 0.5（1）尾矿库库区渗漏量（Ws）尾矿库区渗漏水量以库底渗漏为主，本项目尾矿库库底铺设1.5mm 厚 HDPE 土工膜防渗层，因此，计算时不考虑库底下渗量。（2）尾矿带入水量(Ww)每天随尾矿进入尾矿库的废水量为 49.5m3，每月 1485m3。164（3）尾矿残留水量（Wk）冶炼厂每天产生尾矿 196t，每年生产 345 天，尾矿产量为67620t/a，尾矿平均堆积密度 1.2t/m3,尾矿残留水量按尾矿量的 10%计算305、，则每月为 588 m3。（4）回水量 尾矿库为干式排放尾矿库，尾矿库运行中产生少量渗流液。冶炼厂每天产生黑渣尾矿 93t，白渣尾矿 115t，黑渣压滤后含水率 20%，白渣压滤后含水率 30%。尾矿含水 49.5 m3。其中蒸发损耗按 50%计算，蒸发损耗 24.7 m3/d。尾矿含水率达到 10%时，尾矿含水 19.6m3，因此尾矿库每天产生渗滤液 5.2 m3，156m3/月。渗滤液通过排渗设施排入下游的蓄水库内，然后全部回喷尾矿库内降尘，不外排。（6）尾矿库水量平衡分析 表表 7-19 尾矿库水量平衡分析尾矿库水量平衡分析 月份 1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 11 12 合306、计 降雨量（m3）156 187 491 1755 3042 9588 18408 12528 5208 1513 522 203 53603 蒸发量 1050 1722 4200 9851 12820 11858 10780 9633 8964 6607 3482 1182 82149 渗滤液（m3）156 156 156 156 156 156 156 156 156 156 156 156 1872 尾矿带入水量（m3）1485 1485 1485 1485 1485 1485 1485 1485 1485 1485 1485 1485 17820 尾矿残余水量（m3）588 588 5307、88 588 588 588 588 588 588 588 588 588 7056 蓄水库累计盈余量：(Ww+Wj）-（Wy+Ws+Wk+Wh）=-19654（m3）。盈余月份为7、8月份，累计盈余水量10523 m3。亏水月份为1、2、3、4、5、6、9、10、11、12月份，累计亏水27213 m3。尾矿库库区降雨暂存于蓄水库内，通过库区降尘及绿化消耗，能够做到库区废水不外排。165 7.9.2 偏丰水年时尾矿库水量平衡 根据朝阳市气象资料，尾矿库所在地双塔区偏丰水年的典型年出现的年份为 1986 年。该年的降雨量为 579.7mm，该年的月降雨量分配见下表。表表4-20 朝阳双塔区朝308、阳双塔区偏偏丰水年各月降雨量与蒸发量丰水年各月降雨量与蒸发量 月份 1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 11 12 降雨量（mm）0.0 0.6 13.7 29.6 35.4 78.4 175.2 124.7 103.4 10.2 3.5 5.0 蒸发量（mm）17.5 28.7 70 146.6 184.2 164.7 142.6 123.5 111.5 87.4 46.8 19.7 蒸发量折减系数 0.5 0.5 0.5 0.56 0.58 0.6 0.63 0.65 0.67 0.63 0.62 0.5 表表 4-21 尾矿库水量平衡分析尾矿库水量平衡分析 月份 1 2 3 4 5309、 6 7 8 9 10 11 12 合计 降雨量（m3）0 46.8 1068 2308 2761 9408 21024 14964 12408 795.6 273 390 65448 蒸发量 1050 1722 4200 9851 12820 11858 10780 9633 8964 6607 3482 1182 82149 渗滤液（m3）156 156 156 156 156 156 156 156 156 156 156 156 1872 尾矿带入水量（m3）1485 1485 1485 1485 1485 1485 1485 1485 1485 1485 1485 1485 1782310、0 尾矿残余水量（m3）588 588 588 588 588 588 588 588 588 588 588 588 7056 蓄水库累计盈余量：(Ww+Wj）-（Wy+Ws+Wk+Wh）=-7809（m3）。盈余月份为7、8、9月份，累计盈余水量19019 m3。亏水月份为1、2、3、4、5、6、10、11、12月份，累计亏水35730 m3。尾矿库库区降雨暂存于蓄水库内，通过库区降尘及绿化消耗，能够做到库区废水不外排。7.9.3 回喷系统 设计在蓄水库内设浮船式回水泵站一座，将蓄水库内收集到的渗滤液及雨天库区降雨扬送至尾矿库降尘及绿化使用。166 7.10 尾矿库防渗 由于冶炼厂排放的尾311、矿渣（易选矿浮选尾矿黑渣、红渣）属于国家规定的 II 类一般固体废弃物的标准范围之内，因此整个库区按 II类一般工业固体废弃物处置场的标准进行防渗处理。库区底部的树木、草皮、树根、乱石、坟墓及建筑物等全部清除，库区与土工膜接触面 20mm 范围内不允许有石子、尖锐物品等，防止土工膜破坏。库区基层面处理完后，铺设 HDPE 土工膜防渗层（膜厚1.5mm）。土工膜锚固沟尺寸 0.8m0.8m，内填粘土夯实。库区内铺设的土工膜与尾矿初期坝前坡防渗土工膜有良好的连接，防止渗漏及绕渗。由于尾矿库使用年限较长，如一次性铺设土工膜防渗层不仅初期投资较大，且土工膜后期维护难度较大，因此本次尾矿库防渗层分三期铺312、设，每期铺设均可满足冶炼厂五年生产需要。一期铺设至标高 244.0m；二期铺设至标高 254.0m；三期铺设至标高 256.0m；四期铺设至标高261.0m。7.11 尾矿库监测及看守设施 7.11.1 尾矿坝监测 尾矿库尾矿坝体的监测是尾矿库管理的重要组成部分，为了监测尾矿库坝体的稳定情况，根据规范要求尾矿库坝体需设置坝体浸润线和位移观测设施。7.11.1.1位移观测设施 尾矿初期坝位移观测设施平行坝轴线设置，设置在尾矿初期坝坝顶标高 234.0m 处，位移观测点每组由 3 个动点和 2 个定点构成；尾矿堆积坝位移观测点设在标高 244.0m 及 254.0m 处，每组由 3 个动点 167313、 和 2 个定点构成。动点均匀布置在坝轴线位置，定点设在坝轴线动点延长线的坝体两侧的岸坡稳定处。7.11.1.2浸润线观测孔 浸润线观测孔设置 3 组，堆积坝 244.0 标高及 254.0m 标高马道处各设 3 个浸润线观测孔，用以监测堆积坝浸润线。7.11.1.3水质监测井 水质监测井是尾矿库管理的重要组成部分，为了监测尾矿库下游水质情况，根据规范要求尾矿库下游需设置水质观测设施。设计水质观测井为4个。水质对照井位于尾矿库上游方向262.0m标高以上；尾矿初期坝下游以及库区渗水可能影响范围的库区两侧各设1个水质观测井。7.11.2 尾矿库看守与供配电及通讯 7.11.2.1尾矿库看守 尾矿314、库的看守包括尾矿拦水坝的坝体浸润线和位移观测、防洪设施管理、库区水位控制、尾矿库、尾矿库区域内的巡视等；库区内的巡视包括库周山体巡视，汛期水位等，发现滑坡、水位骤涨等异常现象及时汇报，及时处理。7.11.2.2管理机构 设置专门的管理机构及专门的管理看守人员；汽车运输司机 3人，看坝工 2 人，管理人员 1 人，尾矿库管理看守人员配置移动通讯电话。看坝房设在初期坝左侧山坡，尾矿拦水坝上及初期坝上各采用两台 TG2-A500 W 探照灯照明。168 7.11.2.3救援物资及防汛演练 汛期应配备相应的救援物资，确定安全防洪措施。尾矿库管理应做好场区安全事故防范措施，做好山体滑坡、水位骤涨等应急救315、援预案，并应定期进行演练，并做好记录，根据尾矿库管理中的实际情况，及时修订和完善应急救援预案。7.12 尾矿库的日常管理要求 尾矿库一经运行，必须全天 24h 管理，一旦发生安全隐患或问题应及时上报。矿山运行后应设立完善的安全管理机构，包括对尾矿库的管理机构。尾矿库应有专人负责管理。尾矿库的日常管理应形成台账，准确记录日常管理情况。7.12.1 尾矿汽车运输 汽车运输过程中应采取防扬尘、防雨、防渗（漏）措施。汽车运输可采取聚氯乙烯阻燃防水布等防渗漏材料对汽车车厢进行四周和底部防渗。运输车辆应配备防雨设施，并保证运输过程全程覆盖，避免扬尘，防止雨水淋入。运输车辆离开场地前应对车身进行清洗，清洗后316、废水收集后输送至水处理车间规范化处置。7.12.2 筑坝管理 该尾矿库采用上游筑坝法加高坝体。要求尾矿堆积坝填筑前应做好坝体放线工作，同时筑坝前应认真清理两侧岸坡处的坝基，清除草皮、树根、腐殖土。上述工作完成后方可筑坝。尾矿堆积坝的平均坡比、子坝坡比均应达到设计要求。7.12.3 尾矿库的防洪管理 认真做好排洪设施的疏浚与管理工作。尾矿库区上游不得堆积垃 169 圾、无可靠防护措施不得堆积废渣，防止出现泥石流堵塞排洪系统酿成溃坝事故。做好库区水位管理工作。正常运行期间，库区不应存水。任何时候排水斜槽盖板不得提前安装，避免人为抬高库水位。7.12.4 渗流管理 经常检查尾矿库，尾矿坝体渗流是否正317、常，流量是否稳定，水质是否清澈。发现问题及时上报处理。定期检查坝体浸润线埋深，当埋深达不到设计要求时，应上报并会同设计方面妥善处理。7.12.5 坝体位移监测与管理 定期监测坝体位移，发现异常及时上报。7.12.6 坝面管理 随着坝体的加高，应及时按设计要求修建坝面、马道及坝肩排水沟，形成坝面排水网络，防止雨水冲击坝面。对已经形成的雨水冲沟应及时修复。应及时进行尾矿坝的坝面复垦工作，减少尾矿库扬尘、防止坝面雨水冲刷。除了上述要求外，还应认真贯彻尾矿库安全监督管理规定（国家安全生产监督管理总局令第 38 号）等有关文件精神。7.13 存在的问题与建议 1、下步设计前，需对库区做详细的地质勘查，并318、提交报告。2、充分利用储存于蓄水库的水进行库区降尘工作。3、当红渣无法外卖时，尾矿库的服务年限将大大缩减，应及时办理尾矿库扩容手续或者另选新库址。170 7.14 附图 1、尾矿库总平面图 2、尾矿库库区断面图 3、初期坝横断面图 4、拦水坝横断面图 5、尾矿库库容曲线 171 8 总图运输总图运输 8.1 设计依据及基础资料（1）辽宁新都黄金有限责任公司整体搬迁改造工程可行性研究报告书及附图。（2）相关工艺专业条件图。（3）甲方 2018 年 4 月提供的场地地形图，地形图采用 1954 北京坐标系统。(4)甲方 2018 年 6 月提供双塔工业园区道路规划图。(5)甲方 2018 年 8 319、月提供冶炼厂占地范围。8.2 区域概况 8.2.1 地理位置 朝阳市位于辽宁西部，地处辽冀蒙三省交界处，地理坐标为东经1185012117和北纬 40254222之间，东西跨度 165千米，南北跨度 216 千米，边界周长 980 千米。北与内蒙古自治区赤峰及通辽接壤；南与本省葫芦岛及河北秦皇岛毗连；东与本省阜新、锦州为邻；西与河北承德、秦皇岛交界。辖双塔、龙城两个市辖区，建平、朝阳两个县和喀喇沁左翼蒙古族自治县，代管北票、凌源两个县级市。面积 19736 平方千米，人口 344 万。新都公司位于朝阳市内，距锦州港 90 公里，距大连港、天津港及中朝、中蒙、中苏边界较近，且交通便利，独特的地理320、位置决定了该项目利用国外资源的优势。172 8.2.2 社会经济 交通：境内 10 条国省干道、6 条铁路纵横交错，铁路客货运输十分方便。高速公路乘车 4 小时即可抵达北京、40 分钟到锦州笔架山港。朝阳机场可以起降中型客机。四通八达的立体交通网络，大大缩小了朝阳与海内外交往的时空差。现代化的通讯网络，可以使往来客商随时、随地与世界每一个角落沟通。产业基础：农业形成了种植业、养殖业、林果业等三大支柱产业。工业形成了冶金、煤炭、轻工、机械、电子、建材、纺织、化工、医药、食品饮料、造纸等门类比较齐全的工业体系。工业产品 300 多种，主要产品有钢和钢材、轮胎、柴油机、汽车、装载机、建材机械、药品、321、煤炭、机制纸、电子元件、棉布、食品等。出口产品已发展到 14 大类 160 多个品种，远销欧、亚、美等 60 多个国家和地区。通讯条件：利用朝阳市各种通讯网络，通讯条件良好。工农业条件：区域内工农业基础良好，劳动力资源丰富。8.2.3 自然地理 气象：朝阳市位于辽宁西部，属于温带半干旱季风气候，冬季漫长达 5 个月以上，春秋两季短促，多风少雨，温差大，日照长，辐射强。年平均气温 8.3，极端最高温 41.1，极端最低气温-36.9，为大陆性气候，降水少，风沙大。年平均降水量 500mm，年蒸发量 2000mm，平均风速冬季 3.0m/s，夏季 2.6m/s，最大风速 24m/s，年主导风向为南322、风，次主导风向为西北风。水文：朝阳市境内主要河流有大凌河、小凌河、青龙河、老哈河。境内集水面积为 19777 平方千米，多年平均地表径流量为 13.22 亿立方米。四大河系当中，流域面积 100 平方千米以上的河流有 69 条，总长 173 度为 2560 千米。大凌河是朝阳市最大的一条河流，是辽宁省第三大河流，流经朝阳的总长度为 226.7 千米。地质：朝阳市地表层峦叠嶂，丘陵起伏，峡谷相间，沟壑纵横，只有小块山间平地和沿河冲击平原，结构为“七山一水二分田”。土地自然类型多样，山地、丘陵、岗地、川地、平地交错分布，土地利用类型亦是多元化。朝阳市境内主要山脉有努鲁儿虎山、凤凰山、杜岭山、大青山323、和大黑山。当地抗震设防烈度为度，朝阳市冻土层厚度 1.2m。8.2.4 厂址选择 对于辽宁新都黄金有限责任公司整体搬迁改造建设项目的选址，中国黄金集团公司、新都黄金有限责任公司、长春黄金设计院等单位做了大量工作，对朝阳市以及朝阳市周边地区进行了详细的走访调研，初步选择了龙城工业园区、双塔工业园区、二道沟金矿平房区三个可供选择的厂址。龙城工业园区周边没有合适的尾矿库库址，园区周边 4km 范围内适合堆放尾矿的沟谷不是已被利用，就是土地政策不允许；二道沟平房区虽然有现成尾矿库可以利用，但周边 4km 范围内没有适合的冶炼厂厂址，平地和丘陵地带多为基本农田、山地多为林地。三个厂址方案相比较，双塔工业324、园区厂址优势较明显，厂址东北约 3.5km 有一荒沟，适合作为尾矿库，厂址位于工业园区内，符合国家冶炼厂选址相关政策；园区配套设施齐全，为企业生产和建设提供了良好的外部条件；园区地理和交通位置优越，适合大宗材料的运输，无论是海运、铁路运输还是公路运输，都能方便快捷和企业衔接；优越的地理位置和外部环境有利于吸引人才和留住人才。综合考虑诸方面因素，优先选择在双塔工业园区内建厂的厂址方案。174 厂区占地面积 299 亩，尾矿库库区占地面积 315 亩，尾渣运输道路占地面积 24 亩。8.3 总体布置 8.3.1 企业组成 本项目属冶炼工程，设计处理能力为：450t/d（精矿焙烧 350t/d，易选325、矿氰化 100t/d），产品方案为合质金、合质银、阴极铜、硫酸、浮选精矿。主体工程包括金精矿堆场、原料车间及焙烧系统、焙烧制酸系统、焙砂酸浸洗涤、脱水浸出车间、铜萃取车间、置换车间、易选块矿堆场与破碎系统、易选金精矿堆存、氰化洗涤系统、炼金室、循环水系统、酸性水处理间、含氰贫液处理间、精矿脱药水处理间、浮选车间等。辅助设施主要包括总降压变电所、车间变电所、综合办公设施、检斤站、地中衡、石灰乳制备、中心试化验室、机修电修、仓库、食堂、浴池等。8.3.2 总体布置的原则及主要依据（1）总体布置的原则 建筑物之间根据工艺生产流程特点进行合理布置，有利生产，方便生活，减少物料不必要的运输周转，节约能源326、，有利于消防和生产安全；充分考虑现状地形和气候条件合理进行厂区总平面和竖向布置；在满足各种防护距离的前提下做好厂区的绿化和美化。（2）依据：业主提供的 1：1000 现状地形图、冶炼厂占地范围图、双塔工业园区道路规划图、各工艺专业的图纸。175 8.3.3 企业总体布置 本项目总图布置根据用地实际情况将生产区与生活区分开布置。生产区位于厂址北部，主导风向的下风向。生产区按生产流程划分精矿堆存系统、易选块矿破碎系统、精矿焙烧及收尘系统、硫酸制备系统、氰化系统、萃铜和电积、综合回收车间、污水处理系统、浮选车间等。在总体布局中，除尾矿库位于厂区东北约 3.5km 的山沟中，其它设施均布置在厂区内。精327、矿堆存系统和易选块矿堆场布置于生产区的西北侧，其东侧布置有氰化系统、焙烧系统和制酸系统；综合回收系统、渣堆场、污水处理系统及白灰间位于氰化系统南侧，酸罐区位于氰化系统东侧；萃铜和电积系统布置于厂区东北；行政生活区位于厂区的西南部，主导风向上风侧；炼金、综合仓库、总降、试化验室位于生活区南部；雨水收集池位于厂区东南部自然沟谷处。8.3.4 总体布置的卫生环保措施 1）生产厂区和行政生活区分区布置，二者之间的距离在 40m 以上，中间拟建绿色隔离带。2）生产厂区内各工业场地根据工艺结合地形和气象条件布置，污染较重工业场地远离行政生活区，修筑道路通达各工业场地，并形成环路，道路宽度大于 4m，坡度小328、于 5%。3）各独立建筑物之间距离大于10m，室内地坪高于室外0.15-0.30m，修筑道路到达各建筑物。4）在厂区东南部原地形低洼处设雨水收集系统，初期雨水不外排。8.3.5 企业占地 企业除尾矿库布置于厂区西北约 3.5km 的山沟中，其它场地皆布置 176 在厂区内，厂区占地 299 亩，均为工业园区用地。8.3.6 冶炼厂外围环境影响以及安全保障、应急措施 冶炼厂位于双塔工业园区内，原始地形为缓丘陵地带，原为农业用地，主要种植玉米。冶炼厂位于园区中部东侧地带，其南、北和西侧为园区内的其它企业，东侧为山地；距冶炼厂最近的村庄为其北侧的村庄，直线距离约 600m。冶炼厂建有污水处理系统，实329、现了清污分流和污污分流，生产废水经污水处理厂处理达标后部分排放，其余全部回用；初期雨水和地面冲洗水也进入污水处理系统，处理达标后回用；冶炼厂工业区周围设有雨水拦截系统，防止外部汇水进入工业厂区；工业厂区内部设置雨水收集系统，将工业区内部汇集的雨水集中收集到雨水收集池，处理达标后排放；由于本工程对于各种污废水均采取了有效的治理回用措施，生产废水基本回用，生活污水经处理达标后排放（纳入园区污水处理系统），因而不会对周围环境造成不利影响。生产厂区各车间和各种废渣临时堆场均按要求设置防渗、防腐保护层，防止各类废水、油污、渗滤液进入地下水，并分别设置事故池，确保事故状态下废酸、重金属离子和其它有害元素不330、外排到外环境。厂区设置地下水长期观测井，一旦发现污染物进入地下水，立即采取抽水应急措施，防止污染物扩散。危险化学品的经营、运输、储存过程中严格执行 危险化学品管理条例等有关规定。综上所述，设计中采取了各种安全措施，防止企业的运行对外环境的不良影响，避免对外环境造成大的危害。8.4 总平面和竖向布置 厂区为工业园区用地，受园区的规划道路的限制，本次厂区用地范围为一近似梯形形状。总占地约 299 亩。由于厂区所在地的原始地形极不规则，为了更好地规划厂区，厂区所在场地从北向南按 1%坡度进行 177 场平。本项目总图布置根据用地实际情况将生产区与生活区分开布置。大的分区原则是南部布置行政生活区，北部331、布置生产工业区；东侧以负重大的设备和建筑为主，西侧以堆场等轻荷载建筑和场地为主。生产区按生产流程划分为焙烧金精矿堆场以及原料车间、易选块矿堆场以及氰化综合厂房，精矿焙烧及收尘车间、制酸系统、综合回收车间和氰渣堆场、白灰间及污水处理系统、炼金室、附属等。8.4.1 总平面布置 焙烧金精矿堆场焙烧金精矿堆场、原料车间原料车间：位于厂区西北侧，包括：33500 焙烧金精矿堆场（包括宜选块矿堆场），堆场地面采用混凝土硬化，设简易维护结构；原料车间负责金精矿的配矿与调浆工作，金精矿经浆化输送至焙烧炉。场地标高205.36m-203.09m，坡度 1%，修筑道路通达料场和原料车间，道路宽度6m，坡度小于 332、5%。精矿焙烧及收尘系统：精矿焙烧及收尘系统：位于原料车间的东侧，场地标高 204.3m-204.6m，按工艺流程布置，包括：风机房、焙烧炉，收尘系统紧接焙烧炉布置。收尘系统主要设备有表面冷却器、旋风收尘器、电收尘器等。精矿焙烧及收尘系统外有环形道路布置在四周，路面宽 6m，为混凝土道路。制酸系统制酸系统：位于焙烧系统的东侧。硫酸车间利用焙烧烟气制硫酸，硫酸车间与焙烧收尘系统通过管道相连，酸罐位于硫酸车间东南侧，独立成区，硫酸通过管道输送至酸罐。制酸系统外布置有环形道路，各独立建筑物之间的距离大于 10m，酸罐区外围布置环形道路，方便酸罐车的运行。综合性厂房和易选块矿堆场：综合性厂房和易选块矿333、堆场：178 易选块矿堆场和精矿堆场毗邻，易选块矿堆场采用混凝土硬化处理。综合性厂房布置于焙烧收尘系统的南侧，场地标高 203m-204m，包括焙烧矿氰化洗涤系统、置换车间、易选块矿破碎及磨矿系统、易选金精矿堆存场地及氰化洗涤系统、精矿脱药水处理等。在综合性厂房南北和西侧布置运输道路，混凝土路面，路面宽 6m。萃铜与电积：萃铜与电积：萃铜和和电积车间布置于厂区东北，厂房四周均有道路通过，场地标高 205m。污水处理及白污水处理及白灰间、尾矿压滤和综合回收：灰间、尾矿压滤和综合回收：布置于综合性厂房南侧，包括场地标高 203m。其中污水处理系统和白灰间布置于西侧，尾矿压滤和综合回收厂房布置于东侧，场地标高203m；综合回收南部区域布置渣场，包括红渣堆场、白渣堆场、黑渣堆场以及事故渣渣场，各渣场独立分区，外围用砖围墙进行封闭，场地采用混凝土硬化，分别修筑道路到达各渣场，各车间之间的距离大于 1