复杂多金属尾矿坝资源回收利用研究报告.doc

复杂多金属矿尾矿坝
资源回采利用产业化研究报告

目 录
一、工作报告
1.1项目来源及资助经费_________________________________
1.1.1项目来源_________________________________________
1.1.2项目合同书_______________________________________
1.1.3资金来源_________________________________________
1.2试验研究的目的意义_____________
1.2.1 研究的目的_______________________________________
1.2.2研究的意义________________________________________
1.3、项目研究起止时间___________________________________
1.3.1试验研究___________________________________________
1.3.2立项_______________________________________________
1.3.3设计________
1.3.4招投标情况_________________________________________
1.3.5项目实施内容及各阶段进展情况_______________________
1.4、经费使用情况____________________________________
1.4.1经费来源___________________________________________
1.4.2经费使用情况_______________________________________
1.5项目组成员及分工____________________________________
二、技术研究报告
2.1 前言_______________________________________________
2.2 技术研究路线和内容以及结论_________________________
2.2.1前期试验内容及结果______________________________
2.2.2实施内容的前期论证及初步设计______________________
2.3现场生产情况________________________________________
2.3.1现场试生产指标情况________________________________
2.3.2考察期间药剂使用情况______________________________
2.3.3现场生产结果______________________________________
2.3.4高浓度选硫和ZM-2应用产投比分析___________________
2.4实施过程中磨矿介质的试验结果________________________
2.4.1原有磨矿情况______________________________________
2.4.2球磨机磨矿介质的作用____________
2.4.3新磨矿介质的试验__________________________________
2.4.4新磨矿介质产投比__________________________________
2.5技术创新点__________________________________________
2.6 总体指标与国内外同类先进技术指标的比较以及其成熟度
2.6.1主要的技术经济指标_________________________________
2.6.2技术的成熟程度___________________________________
26.3国内情况及比较___________________________________
2.7经济社会效益分析和对科技进步的意义_________________
2.7.1经济效益分析_____________________________________
2.7.2社会效益分析_____________________________________
2.7.3对科技进步的意义_________________________________
2.8推广应用的条件和前景_______________________________
2.8.1推广应用条件________
2.8.2项目前景_________________________________________
2.9存在的问题_________________________________________
三、附件
1、科技查新报告___________________________________________
2、多金属尾矿坝回采选硫工程技术评价报告___________________
3、多金属尾矿库回采选硫工程环境评价报告___________________
4、天诚公司多金属尾矿库回采选硫工程验收意见___
5、集团公司关于多金属尾矿坝回采选硫工程的环境评价报告_____
6、发表过的论文___________________________________________
­

工作报告
1.1项目来源及资助经费
1.1.1项目来源
白银有色集团选矿公司多金属尾矿坝于1978年由兰州有色冶金设计院设计，位于多金属选矿作业区东南侧约1.5km处，尾矿坝傍山而建，总有效容积为510万立方米。该坝自子坝高程超出基坝以来，浸润线随之升高，曾先后出现过几次较大规模的险情。1987年，有色金属总公司将该坝定为全国十大危坝之一。为了从根本上解决多金属尾矿坝的“危库”问题，集团公司利用国土资源部、财政部拨付的专项治理资金，于2007年5月对多金属尾矿输送完成了技术改造，多金属尾矿坝将不再行使贮存尾矿功能。
截止2007年5月份，多金属尾矿坝共堆存尾矿441.6万吨，该坝虽已不再堆放新生产尾矿，但作为一个重大污染源，对周边环境的污染将会长期存在，仍需要投入大量资金用于进行危库安全、复垦固沙等方面的长期维护和治理，其中富含的硫资源，也尚未回收和加以利用。
2005年10月份，天诚公司就向集团公司上报了《多金属尾矿坝回采利用项目建议书》，集团公司对该项目非常重视，要求天诚公司对此项目进行更为细致的研究和分析，并要求在《多金属尾矿危损库治理工程》结束后进行运作。
多金属尾矿坝回采利用项目由天诚公司自行组织相关人员进行多次论证，并向集团公司上报了可行性研究报告，集团公司经过审核，将此项目作为白银公司的资源综合利用专题项目，于2006年7月20日正式立项。
1.1.2项目合同书
2006年8月5日集团公司与选矿公司签订了项目合同书，合同要求：
建成一条多金属尾矿坝回采选硫生产线，年处理量40万吨，硫精矿品位40％，回收率指标75％。
1.1.3资金来源
当时天诚公司（选矿公司前身）已是相对控股的有限责任公司，公司要求由天诚公司自筹资金进行项目实施。
1.2试验研究的目的意义
1.2.1 研究的目的
通过小型试验，研究多金属尾矿坝资源回收利用的方向和思路，寻找最佳的选别工艺条件，提出回收利用的方案，进行更为详实的技术可行性分析，进行初步设计。
1.2.2研究的意义
通过多金属尾砂回采开发，将尾矿输送到铜系统浮选，可解决我公司铜系统因深部采矿量不足，现有工艺流程无法克服输送问题及频繁开停车矛盾，解决因此造成能源和人力资源巨大浪费的问题。实现铜系统现场进行一对球磨机改造的生产模式，保证一对球磨生产的连续性，避免或延缓对尾矿输送系统进行改造投资费用。
集团公司要求小铁山每月需要的充填砂量为6000－7000M3。铜系统处理的深部矿量进一步降低后，充填砂的供给将彻底不能保证，整个生产组织会陷入极度的被动之中。通过回采尾砂供给，每月充填砂供砂能力达到13500 M3以上，完全可以满足充填需求，对铜系统生产组织的要求也显著降低。
尾矿坝是一个重大污染源。如果不进行回选，尚需投入大量资金进行危库安全、复垦固沙等方面的治理。回采工程实施后，多金属尾矿库最终将会消失，可以彻底解决原尾矿库滑坡、坍塌、泥石流、甚至垮坝等的重大灾害的发生，坝体中的重金属离子对下游水体的污染和坝面扬砂对白银地区天气气候的影响也会有所改观。
1.3、项目研究起止时间
1.3.1试验研究
2005年元月份，由选矿公司企划技术部负责项目可行性研究分析，进行前期小型试验及初步设计等技术工作。2005年6月份，完成尾矿坝资源回收利用小型试验，验证了项目的可行性。
1.3.2立项
多金属尾矿坝回采选硫项目作为白银公司的资源综合利用专题项目，在2006年7月20日正式立项。
1.3.3设计
多金属尾矿坝回采选硫工程施工图设计由集团公司委托白银有色建筑设计院进行设计，于2006年3月开始，6月结束，并通过了集团公司组织设计会审。
1.3.4招投标情况
多金属尾矿坝回采选硫项目招投标工作由集团公司计划技术部和装备工程部组织实施，由装备工程部进行比价采购主体设备、管材。经过招投标，择优选择白银有色建筑安装公司第二项目部为项目的具体施工单位，聘用白银铜盛监理公司、白银质量监督站为该项目的工程施工管理及质量监督单位，天诚公司作为项目的建设单位参与项目的施工管理和协调工作。
1.3.5项目实施内容及各阶段进展情况
工程于2006年7月25日起开始施工，工期为60天。2007年8月5日全线建成。
（1）主要实施的内容有：
1）输送系统
生活水部分：输送设备、附属设施的安装； 2050米钢管线的修复、架空对接、支撑固定；标高1872米处100M3生活水池构建、排淤井、放水井及下水管线埋设。
生产水部分：输送设备、附属管路设施的安装； 2500米高分子超高增强复合管线架空、对接敷设、支撑固定及全线石棉被保温；生产水操作泵房、电器控制站修建；硫脱水4个35m*50m*3m一级沉淀池堆建，溢流水输送泵房修建及500米输送、回量钢管的铺设；标高1872米处300M3生产水池构建；排淤井、放水井及下水管线埋设。
造浆管线：8600米管沟地开挖、矿浆管路的铺设及深埋，沿线9个放矿井的5个排气阀井修建；安装放射源浓度仪、压力表检测仪器；穿越矿山铁路悬空段固定、保温，3处铁路岔口地下保护性管路埋设；辣石崖沟2000多米道路的修茸，排洪水的改向。
2）回采造浆设施
180M3可贮矿230吨钢筋混凝土原矿仓构建； 800*4000mm板式给矿机、800mm电动滚筒皮带运输机安装及35米皮带走廊构建； 10/0.4KV变配电所构建、照明、动力配电、防雷、接地设施预设； 7m*21m*9m造浆主厂房的构建、厂房内1500*3000MQY球磨机、3T吊车、及渣浆泵基础构建，设备的安装； 0.525MW常压供暖锅炉厂房、设备及附属设施安装；办公室、厕所、澡堂生活设施构建；回采作业区挖山取土、厂地平整。
3）选别施工
￠2500*2500mm搅拌槽基础构建及安装；一粗一扫一精工艺流程设备配置、生产矿浆管路、药剂管线安装排设；原、精、尾采样机安装使用。
（2）辅助内容
2007年4月10日完成该系统的安全技术操作规程。
2007年5月15日完成了浮选系统的清水试车方案。
2007年5月19日完成了岗位操作工的技能培训和安全教育工作及上岗前的考试。
2007年6月4日起进行设备联动试车，对系统中出现的各类问题进行处理。
（3）试生产调试及结果
1）试生产调试
2007年8月5日至11月18期间，天诚公司断续进行了试车及生产调试，在整个试生产期间，对回采尾砂选硫系统生产的核心：生产、生活水的供给、尾砂的采运、坝体的稳定性、近万米造浆管线的输送、尾砂的选别、富集关键工序，组织多次、积极有效试车，整改落实生产期间出现的各种故障、问题，认真总结、摸索积累生产经验，优化试车方案，打通了生产流程。
2）试生产结果
共处理尾砂量12370吨，硫回收率达到78.45%，产出硫精矿1384.964吨，该项目设备各项参数、工艺技术指标基本上达到了设计要求。
1.4、经费使用情况
1.4.1经费来源
该项目总投资预算690.62万元，由天诚公司全额投资。
1.4.2经费使用情况
工程总造价为726.2万元。在施工过程中，为解决环境污染，硫脱水溢流水减污排放问题，对生产水沉淀系统进行了进一步优化，增加沉淀工序，改一次沉淀为二次沉淀，改造费用为25.4万元；回采总图中挖方取土工程量加大增加16.5万元；皮带走廊、矿仓挡墙等图纸设计变更17.6万元；选别工艺改造增加9.6万元；高浓度备用管线土建14.98万元；球磨机厂房设施增加8.7万元；辣石崖管沟损害恢复5.6万元，穿越铁路土建2.4万元；厂区电缆沟、管沟6.8万元，合计工程费用增加部分为128.1万元，扣除预算中预留补充工程设计60万元，不可预见费12万元，实际增加投资35.58万元，工程总造价预计上升至726.2万元。
项目费用由选矿公司全部承担，进入公司成本。
1.5项目组成员及分工
复杂多金属尾矿坝资源回收利用项目组成员
姓　　名
工作单位
职务及职别
完成的主要工作
王　勇
选矿公司
公司经理
项目组织
李　娟
选矿公司
公司副经理
项目组织及协调
杨爱民
选矿公司企划技术部
主任
实施方案及协调
李永祥
选矿公司企划技术部
责任工程师
实施方案及协调
冯国刚
选矿公司企划技术部
工程师
项目实施
穆晓晖
选矿公司企划技术部
工程师
试验研究
赵天岩
选矿公司供应部
主任
设备及材料供给

技术研究报告
2.1 前言
多金属选矿系统投产以来，截止2007年共处理小铁山多金属矿石630.9万吨，产生尾矿量441.6万吨，集中堆放在多金属尾矿坝。由于服务年限到期和该坝已演变为危损库，该坝贮存尾矿功能已丧失，但作为一个重大的污染源和危害点，对周边环境的污染和安全隐患将会长期存在，需要投入大量资金对危库安全、复垦固沙等方面进行长期维护和治理，多年连续生产，使昔日多金属尾矿坝成为了一个富含绢云母、黄铁矿等有用矿物及铜、铅、锌、金、银等多种有价元素的小型矿山，作为一个重要的二次硫资源基地，具有较大的回收价值和开采潜力。
2.2 技术研究路线和内容以及结论
2.2.1前期试验内容及结果
（1）尾矿坝矿砂的性质
1）试样的采取
对多金属尾矿坝该划网格线，每6米一个点，绘制纵横网络线，进行平面采样，每个点采样不低于3公斤，取样450个点，纵深方向用挖机挖槽采样，每3米取1矿样，最大深度为6米，取样50个点，共取样约1500公斤，晒干、混匀、缩分，最终取样200公斤待用。
2）尾砂性质分析
1、硫物相分析
分析结果见表2-1。
表2-1　　　　　　　　尾砂硫物相分析
名　称
硫化物
自然硫
硫酸盐
全硫
品位（%）
8.15
0.028
0.475
8.653
分布率（%）

94.78
0.29
4.93
100.00
2、原矿比重
原矿比重为：2.72。
3、尾砂粒级分布
表2-2　　　　　　尾砂粒级分布表
粒　　级
含量（％）
硫品位（％）
金属分布率（％）
＞0.3mm
3.5
3.85
1.65
0.074mm-0.3mm
21.44
8.64
22.71
0.074mm-0.048mm
22.45
12.35
34.00
0.048mm-0.038mm
24.16
9.52
28.20
0.038mm-0.019mm
11.46
7.88
11.07
0.019mm-0.010

13.06
6.35
10.17
<0.010mm
3.93
6.78
3.27
合计
100
8.15
100
从表2-2数据看出,尾矿中的硫大部分以硫化物的形式存在,其氧化率很低,只有3%左右,属于易选矿石，从粒级分布表看出，75％左右的硫分布在0.074-0.010mm料级间，可以用浮选方法进行回收。
（2）尾矿选硫试验
尾砂-200目细度为75%，长时间堆存，板结成团、块状，入磨时间为2分钟后矿浆内无团、块物料，呈自然松散状。
1）调整剂的选用
尾矿在高钙环境中进行堆存，硫矿物在上一级作业中呈亲水性，表面活性受石灰抑制，多年石灰虽经变质，但硫矿物的可浮性并没有得到完全恢复，还需对尾砂中的硫矿物进行预先活化，以恢复其表面活性。
1、硫酸铜作调整剂试验
试验结果表明：当原矿的游离氧化钙低于300g/m3左右时，其作用效果较为明显，精矿品位可达36.3%,硫回收率达到70%。但当游离氧化钙高于300g/m3时,其活化效果很不理想,硫精矿品位只有32.3%,硫回收率为48.26%.
2、浓硫酸作调整剂试验
试验结果表明：当矿浆游离氧化矿低于200g/m3时,硫酸用量为2kg/t,粗选丁基黄药为150g/t,扫选丁基黄药为70%,2#油用量为10g/t时,硫精矿品位为42.23%,硫回收率为85.55%。当游离氧化钙含量为400g/m3左右时,在加大硫酸用量到7-10kg/t的情况下,也可以达到上述指标。
3、特效活化剂ZM-2的选用
采用硫酸作为硫的活化剂时,虽然其活化效果较为理想,但因硫酸具有很强的腐蚀性,在生产进程中对浮选设备的腐蚀极为严重,工作环境较为恶劣，为此,采用新型活化剂ZM-2作为硫的活化剂。
2）ZM-2用量条件试验
固定条件：粗选丁基黄药150g/t,扫选丁基黄药70g/t,2#油10g/t,浮选浓度为35％。试验结果见表2-3。
表2-3　　　ZM-2用量条件试验结果
ZM-2用量
(Kg/t)
矿浆游离
氧化钙(g/m3)
产品名称
产率
(%)
品位
(%)
回收率
(%)
7
600
精矿
16.78
37.65
77.53
尾矿
83.22
2.20
22.47
原矿
100
8.15
100.00
5
450
精矿
16.47
37.21
75.27
尾矿
83.53
2.41
24.73
原矿
100
8.14
100.00
2
350
精矿
15.78
38.26
73.53
尾矿
84.22
2.58
26.47
原矿
100
8.21
100.00
2
300
精矿
16.15
38.45
75.14
尾矿
83.85
2.45
24.86
原矿
100
8.26
100.00
结果表明：随着矿浆游离氧化钙的不断升高,要达到相同的指标,则ZM-2的用量也相应升高，其波动范围介于2-7Kg/t。
3）ZM-2与浓硫酸活化效果对照实验
固定条件:粗选丁基黄药150g/t,扫选丁基黄药70g/t,2#油10g/t,浮选浓度为35％，试验结果见表2-4。
表2-4　　　ZM-2与浓硫酸对照试验结果
序号
活化剂用量(Kg/t)
产品名称
产率(%)
品位(%)
回收率(%)
1
硫酸
1
精矿
15.38
37.8
71.05
尾矿
84.62
2.8
28.95
原矿
100
8.18
100.00
ZM-2
1
精矿
18.07
40.6
80.64
尾矿
81.93
2.15
19.36
原矿
100
9.10
100.00
2
硫酸
2
精矿
16.24
40.1
74.37
尾矿
83.76
2.68
25.63
原矿
100
8.76
100.00
ZM-2
2
精矿
18.35
40.89
87.94
尾矿
81.65
1.26
12.06
原矿
100
8.53
100.00
3
硫酸
10
精矿
19.41
39.4
85.96
尾矿
80.59
1.55
14.04
原矿
100
8.90
100.00
ZM-
7
精矿
20.55
36.58
90.01
尾矿
79.45
1.05
9.99
原矿
100
8.35
100.00
结果表明：在相同矿浆游离氧化钙含量的情况下，当活化剂用量相同时， ZM-2的活化效果明显优于浓硫酸。
4）丁基黄药用量条件试验
固定条件:原矿游离氧化钙含量为350g/m3,活化剂ZM-2用量为2Kg/t,2#油0-10g/t,浮选浓度35％。试验结果见表2-5。
表2-5　　丁基黄药用量条件试验试验结果
丁基黄药(g/t)
产品名称
产率（％）
品位（％）
回收率（％）
120
精矿
15.18
41.25
77.04
尾矿
84.82
2.2
22.96
原矿
100
8.13
100.00
150
精矿
16.35
41.05
82.09
尾矿
83.65
1.75
17.91
原矿
100
8.18
100.00
220
精矿
17.22
39.58
83.31
尾矿
82.78
1.65
16.69
原矿
100
818
100.00
300
精矿
18.43
38.57
86.59
尾矿
81.57
1.35
13.41
原矿
100
8.21
100.00

结果表明:矿浆中游离氧化钙含量和活化剂ZM-2用量一定时,随着丁基黄药用量增加,试验尾矿含硫降低,硫回收率有所上升，适宜的黄药用量为220-300 g/t。
3）浮选浓度试验
固定条件：黄药220 g/t，2＃油10 g/t，ZM-2用量1公斤/吨。
试验数据见表2-6。
表2-6　　　　　浮选浓度试验结果
浮选浓度（％）
产品名称
产率（％）
品位（％）
回收率（％）
35
精矿
14.28
42.75
77.23
尾矿
85.72
2.1
22.77
原矿
100
7.90
100.00
39
精矿
15.25
41.85
79.18
尾矿
84.75
1.98
20.82
原矿
100
8.06
100.00
43
精矿
16.35
40.56
84.09
尾矿
83.65
1.5
15.91
原矿
100
7.89
100.00
48
精矿
17.65
39.87
87.69
尾矿
82.35
1.2
12.31
原矿
100
8.03
100.00
52
精矿
18.12
39.45
89.26
尾矿
81.88
1.05
10.74
原矿
100
8.01
100.00
54
精矿
19.36
37.56
90.47
尾矿
80.64
0.95
9.53
原矿
100
8.04
100.00
结果表明：提高尾砂选硫浓度，对提高硫回收率有利，入选浓度48％以上较常规浮选浓度35％时回收率提高了8.84个百分点。
4）高浓度选硫条件下ZM-2用量试验
浮选浓度48％，黄药用量200 g/t，2＃油10 g/t，其它条件不变。试验结果见表2-7。　
表2-7　　高浓度条件下ZM-2用量试验结果
ZM-2用量（公斤）
产品名称
产率(%)
品位(%)
回收率(%)
0.5
精矿
16.58
41.25
83.25
尾矿
83.42
1.65
16.75
原矿
100
8.22
100.00
1
精矿
17.86
40.89
87.67
尾矿
82.14
1.25
12.33
原矿
100
8.33
100.00
1.5
精矿
18.15
39.45
89.28
尾矿
81.85
1.05
10.72
原矿
100
8.02
100.00
2
精矿
20.46
37.48
91.72
尾矿
79.54
0.87
8.28
原矿
100
8.36
100.00

试验结果表明：采用高浓度选硫（浮选浓度大于45％以上）时ZM-2用量明显减少，ZM-2用量由原先的7公斤/吨减少为1.5公斤/吨，同时发现在高浓度选硫过程中，硫矿物较常规浮选浓度35％左右时浮速度明显加快,浮选时间可缩小一半。
5）小型试验结果
1、试验结果表明，尾矿坝尾砂含硫在10％左右，由于前期生产时使用石灰对硫的可浮性进行抑制，进行浮选回收时必须使用调整剂恢复其表面活性。
2、硫酸、硫酸铜、ZM-2对硫的活化不尽相同，硫酸铜效果较差，硫酸效果好，但对设备及输送管线要求较高，属于一种比较落后的选别工艺，ZM-2无酸、无毒，易溶于水，对设备及输送管线无腐蚀，也能达到同样的选别效果。
3、高浓度选硫效果明显优于常规浓度。浮选时间短，有用矿物上浮速度快，药剂成本大幅度降低，其中ZM-2用量由原来的7公斤/吨降低到1.5公斤/吨，在实际生产过程中，可减少浮选设备的数量。
4、ZM-2用量1.5公斤/吨时，试验结果较为理想，精矿品位39.94％，回收率89.29％
（3）研究结论
1）尾矿坝尾砂单体解离度较好，细度-200目含在90％以上，硫矿物表面活性受到抑制，需进行活化才能被黄药捕收。
2）浮选法可以回收尾矿中的硫矿物，精矿品位为38％左右，硫回收率在90％左右。其中：
1、不同的浮选浓度对于选硫回收率有明显的差异，高浓度浮选硫回收率较高，但精矿品位略有下降。
2、高浓度选硫可降低黄药及ZM-2消耗，提高经济效益。
3、新型选硫活化剂ZM-2在高浓度选硫时效果较好。
2.2.2实施内容的前期论证及初步设计
（1）确定生产规模和技术指标
多金属尾砂回选必须输送到铜系统处理，堆放场地才有保证。而深部铜矿剩余的服务年限为12年左右，因此尾砂回选生产规模应确定40万吨/年，回选年限为11年，基本与深部铜矿同时采完。年工作天数330天，年理量为40万吨，日处理量1330吨/天，台效55.5吨/小时。
技术指标为：原矿品位10％，精矿品位40％，回收率75％，精矿产率18.75％。精矿日产出249吨，年产出74812吨。
（2）尾砂造浆与输送
造浆厂房选择在尾矿库南侧一个山谷（见总平面图），尾砂由装载机装上自卸汽车运送到矿仓。矿仓设计几何容积200 M3，有效容积140M3，满足球磨机四小时处理量（222吨），矿仓下接电振给矿机经皮带给入Ф2100×3000球磨机造浆，造浆浓度为50％。矿浆体积为77 m3/h，矿浆比重为1.44。铺设一条管道从造浆厂房直接到达铜系统磨浮厂房选硫搅拌槽，管道总长度为9760m，规格为Ф159mm。由于管路长，沿程损失大，选用高性能渣浆泵二台，一用一备。
（3）选别
矿浆进入磨浮厂房后直接选硫，为了便于指标计算，与铜尾选硫分别进行。
（4）供水
尾砂回选造浆系统日需水量为1400吨。多金属系统三种精矿日脱出水量为1600—1800吨左右，这部分水可以转供到尾矿坝造浆。在现尾矿库回水泵站上部山脊1875水平建高位水池一个，容积为300 m3，以备供水系统出现问题或冲洗管路时使用。高位水池前端供水管线由现有的尾矿坝回水管和精矿溢流水回水管对接，对接处为三通，另一端送往选矿车间高位水池，这样尾砂造浆用不完的水可以供选矿车间现场使用。高位水池后端管线沿尾矿库北—西侧山脊经基坝上方绕行到球磨机造浆厂房，共计约900M，管径Ф133mm。由于高差较大，出口水压可满足生产要求。精矿溢流水回水泵现采用普通渣浆泵，其扬程达不到扬送要求，将其更新为高性能水泵。
（5）供电
造浆输送部分总装机容量不超过400Kw。多金属系统尾矿实现高浓度输送以后，现有二泵站、三泵站、回水泵站、选硫厂都将失去存在的价值，将这些供电能力整合以后可以满足用电要求。
（6）运输
尾砂运输按照每天三班作业，每班工作6小时设计。运输能力要求为74吨/小时。预计需自卸汽车3台，装载机2台。夜间作业尾矿库上部需设置照明设施，考虑到便于管理及节约投资，对采砂进行承包，采砂成本这3.27元/立方米。
（7）通讯
造浆及输送是一个重要的生产岗位，位置偏僻，必须有稳定的通讯线路。可利用现三泵站线路延长到造浆厂房，并申请集团公司81局号码，以便于和铜系统调度室联系，需新铺设通讯线路约600m长。
（8）交通
在尾矿坝部位工作的人员，配有专门的通勤车辆（约10人），以保证工作人员按时到达工作岗位。
（9）关于金银的回收
尾矿坝中的金银虽然含量较高，但其中单体解离状态的矿物不多，绝大部分金矿物呈包裹状态与黄铁矿致密共生，用常规的浮选药剂和浮选方法很难以获得单一的金银精矿，就其综合回收方法我公司已委托有关科研院所进行试验研究。
2.3现场生产情况
2.3.1现场试生产指标情况
表2-8　　　　生产试生产指标
时间
浮选浓度(%)
产品名称
产率(%)
品位(%)
回收率(%)
2008-5-15
　白班
48.25
原矿
100
8.12
100.00
精矿
18.57
38.68
88.42
尾矿
76.47
1.23
11.58
2008-5-15　夜班
49.25
原矿
100
8.08
100.00
精矿
18.46
39.45
90.08
尾矿
75.67
1.06
9.92
2008-5-16　白班
49.52
原矿
100
8.30
100.00
精矿
18.77
39.58
89.52
尾矿
78.33
1.11
10.48
2008-5-16　夜班
50.36
原矿
100
8.46
100.00
精矿
20.19
38.57
92.04
尾矿
77.42
0.87
7.96
2008-5-17　白班
51.21
原矿
100
8.73
100.00
精矿
20.55
38.68
91.06
尾矿
76.5
1.02
8.94
2008-5-17　夜班
47.65
原矿
100
8.81
100.00
精矿
21.05
38.74
92.58
尾矿
76.9
0.85
7.42
平　均
49.37
原矿
100
8.42
100.00
精矿
19.2
39.74
90.66
尾矿
80.8
0.97
9.34

2.3.2考察期间药剂使用情况
表2-9　　现场选硫生产药剂消耗表

时间
药剂种类
用量（克/吨）
2008-5-15
白班
黄药
145
2＃油
12
ZM－２
1.2
2008-5-15　
夜班
黄药
150
2＃油
10
ZM－２
1.3
2008-5-16　
白班
黄药
138
2＃油
11
ZM－２
1.25
2008-5-16　
夜班
黄药
160
2＃油
10
ZM－２
1.48
2008-5-16　
白班
黄药
160
2＃油
12
ZM－２
1.52
2008-5-16　
夜班
黄药
138
2＃油
10
ZM－２
1.54
平　　　　均
黄药
138.5
2＃油
10.83
ZM－２
1.38
2.3.3现场生产结果
（1）从连续生产三天指标来看，浮选浓度在48.25％到52.21％之间，药剂使用量平均为黄药138.5克/吨、2＃油10.83克/吨、ZM-2用量1.38公斤/吨，与小型试验结果相比，药剂用量均有所降低。技术指标平均为：精矿品位39.78％、回收率90.17％。
（2）浮选精矿品位39.78％，较小型试验降低了0.16个百分点，但高于外销硫标准35％的品位，回收率较小型试验结果有所提高，增加了0.88个百分点。
对此现象的解释是：现场生产使用JJF-16M3浮选机，浮选机叶轮大，搅拌能力强，有用矿物与药剂接触充分，硫矿物上浮速度快，减少了药剂使用量，同时由于浮选浓度较高，上浮量增大，精矿品位有所降低，但回收率相对增加。
2.3.4高浓度选硫和ZM-2应用产投比分析
（1）高浓度选硫后，黄药用量从原来220克/吨降低为150克/吨，减少了70克/吨，尾砂处理量以28万吨计，年节约黄药19.6吨，黄药每吨13500元，创造价值26.46万元。简化了浮选流程，少安装16M３浮选机4台，每台浮选机配用电机55Kw，年节电：55*4*24*300*0.7＝110.88万度，每度电以0.42元/计，创造价值46.57万元。
（2）新型活化剂ZM-2使用后，替代了硫酸选硫，取回收率与ZM-2相同时两者用量，硫酸为10公斤/吨。硫酸价格350元/吨，如用硫酸选硫，则年用量为2800吨，成本为98万元。ZM-2用量为1.5公斤/吨，年用量420吨，每吨ZM-2价值530元，年成本22.26万元。两者对比分析可知，使用ZM-2活化剂节药费用75.74万元。
2.4造浆球磨机磨矿介质的试验结果
2.4.1原有磨矿情况
设计中，用QMG1500×3000格子型球磨机做为尾砂造浆设备，设备主要性能见表2-9。
表2-9　　　　球磨机主要性能参数
名　　称
规　　格
筒体转速（r/min）
装球量（吨）
进料粒度（mm）
出料粒度（mm）
湿式格子型球磨机
1500*3000
29.7
7.5
<25
0.074——4

（1）磨矿介质为Φ60mm钢球，经对2009年8、9、10三个月消耗量统计，钢球单耗为0.77公斤/吨尾砂，以此推算，处理量按28万吨计，年消耗约21.56吨钢球，每吨钢球价值5350元/吨，每年消耗约115.35万元。
（2）球磨机工作状况
给入量：70-75吨/小时
矿量水份：10-14％
磨矿浓度：47-54％
磨矿细度：q-200含量75-88％。
电耗：0.8-1Kwh/吨
（3）磨矿产品粒级
对磨机排矿产品粒级进行筛分，结果见表2-10。
表2-10　　球磨机排矿产品粒级分布表
粒　　级
占有率(%)
＞0.3mm
1.35
0.074mm-0.3mm
18.13
0.074mm-0.048mm
26.05
0.048mm-0.038mm
26.13
0.038mm-0.019mm
14.45
0.019mm-0.010
15.44
<0.010mm
4.45
小计
100
从表2-10数据分析，球磨机排矿细度-200目含量为80