有色金属矿山节能设计规范正文样本.doc

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住建部 第676号公告
有色金属矿山节能设计规范 GB50595-

1 总则
1.0.1 为贯彻《中华人民共和国节约能源法》和国家节约能源的方针, 统一有色金属矿山工程咨询和工程设计中节能设计标准, 根据建设部《关于印发< 工程建设标准规范制定、 修订计划( 第二批) >》的计划安排, 特制定本规范。
1.0.2 本规范是有色金属矿山工程可行性研究和初步设计阶段节能篇( 章) 编制及评估的依据。
1.0.3 固定资产投资项目( 包括新建、 改扩建工程) 可行性研究报告及初步设计文件中必须包含节能篇( 章) 。节能篇应包括项目总能耗指标, 工艺流程中各单项作业能耗指标, 工艺设计和设备选型主要节能方案、 各项作业节能措施及节能目标等。
1.0.4 本规范适用于大中型有色金属矿山新建和改扩建工程项目, 小型矿山项目参照执行。
1.0.5 有色金属矿山节能设计, 除应符合本规范有关规定外, 尚应符合国家现行有关强制性标准的相关规定。
1.0.6 本规定一级能耗指标为当前国内先进水平, 二级能耗指标为国内平均先进水平, 三级能耗指标为国内平均水平。
1.0.7 节约能源必须与综合利用资源、 保护生态环境、 提高经济效益统筹兼顾。
2 采矿
2.1 一般规定
2.1.1 矿山工程总体布置, 选矿工业场地应靠近采矿工业场地, 有条件时主井提升的矿石应直接卸入选矿厂原矿仓, 减少矿石转运和地表运输的能耗。
2.1.2 在选择矿床开采方式时, 要考虑能耗因素。经过资源—能耗—经济—环境综合评价后确定开采方式。有条件时, 应优先选择露天开采。
2.1.3 应选择高效、 低能耗的采矿方法。当采矿方法能耗指标与损失率、 贫化率以及成本发生矛盾时, 应进行综合技术经济比较。
2.1.4 尽量采用先进技术和设备, 扩大矿山生产能力, 因为规模经营可降低单位矿石耗能量。
2.1.5 选择矿山开拓运输方案应把节能指标做为重要内容参与方案比较。
2.1.6 合理选择矿井提升系统、 坑内运输系统、 压风系统、 通风系统、 排水系统、 充填系统等重点能耗工艺设计方案。
2.1.7 坑内探矿工程应与开拓、 采准工程互为利用。
2.1.8 应采用新技术、 新工艺、 新设备, 促进技术进步, 降低采矿能耗; 不得选用高耗能的落后生产工艺和已淘汰的高能耗机电设备。
2.2 节能措施
2.2.1 露天开采节能措施
1 在岩石力学研究基础上, 合理确定露天矿边坡角, 在岩石稳定条件下, 采用陡帮开采。
2 表土和软岩的开采应选择”松土—装运”工艺。
3 合理选择露天矿开拓运输方式, 在条件具备时, 优先采用平硐溜井开拓方式。
4 在总图运输方案选择时, 合理确定选矿厂和排土场位置, 缩短矿石和废石运输距离。
5 正确选用露天矿穿爆作业参数: 孔间距、 排距和抵抗线; 采用高效新式穿孔设备、 提高穿孔和爆破效率, 降低大块率, 提高装载效率。
6 铲装作业挖掘机斗容和汽车( 电机车) 吨位匹配合理, 最大限度发挥挖掘机效率。
7 尽量采用大型挖掘机, 提高台阶高度。
8 临近边坡的矿体爆破宜采用预裂爆破、 光面爆破、 微差爆破等控制爆破技术。
9 露天开采条件具备时, 应尽量采用土岩内部回填措施。
10 露天排土一般不得压矿, 避免二次倒运。
11 露天开采矿山宜采用移动式空压机供风或利用设备自带空压机供风。
12 露天矿排水, 位于总出入沟以上台阶采用自流排水, 深凹露天矿采用分段截流排水方式。
2.2.2 坑内凿岩爆破节能措施
1 有条件时尽量采用中深孔爆破技术。
2 炮孔排列方式, 炮孔间距和排距、 爆破抵抗线合理, 矿石爆破时, 大块产率小, 无过粉碎现象。
3 巷道掘进时, 应选择合理掏槽方式和炮孔排列方式。
4 选用合适的炸药种类、 合理的装药方式, 降低炸药消耗。
5 尽量采用凿岩台车凿岩, 以提高凿岩效率。
6 采用风动凿岩机凿岩时, 风压要达到设备额定风压。
7 中深孔或深孔凿岩, 要求风压较高时, 应附加增压设备。
8 对凿岩爆破工进行岗位技术培训。
9 应研发和推广使用液压凿岩机, 以取代风动凿岩机。
2.2.3 地下采场运搬( 出矿) 节能措施
1 选择与矿块生产能力相匹配的出矿设备。尽量采用大斗容的铲运机出矿。
2 合理布局采场溜井数量, 缩短出矿设备运距。
3 根据矿体赋存条件, 尽量选择自重放矿。
4 采场放矿应采用振动放矿机装矿, 尽量不采用气动闸门。
5 当坑内运搬距离较远时, 可采用铲运机和坑内卡车联合出矿。
6 提高电耙工和铲运机司机的技术操作水平和出矿技术熟练程度。
7 条件允许时, 采场出矿应推广使用电动铲运机。
2.2.4 矿井提升节能措施
1 当提升量大时, 应采用箕斗提升。
2 当采用箕斗提升时, 在经济合理前提下优先采用双箕斗提升系统。
3 竖井提升, 优先采用多绳提升系统。
4 大型矿山宜采用同一套箕斗提升系统提升矿石和废石, 中型矿山可采用罐笼与箕斗互为平衡的一套提升系统提升矿石、 废石、 人员、 材料和设备, 小型矿山可采用一套罐笼提升系统提升矿石、 废石、 人员、 材料和设备。
5 提升矿石和废石的罐笼井宜采用双罐笼提升系统。除掘井作业外, 生产竖井不应采用不带平衡装置的单容器提升系统。
6 在满足设计提升能力且经济合理的条件下, 竖井提升系统的提升速度可降低到0.3× m/s。
7 大型提升机应优先采用交流变频调速电动机或直流电动机拖动。新建矿山提升系统不应采用串电阻调速系统。
8 罐笼井井口或中段的矿车装、 卸罐设施宜采用液压驱动或者电液驱动。井口安全门、 阻车器应采用电动、 电液或者液压驱动。
9 应尽量减小提升容器自身重量, 采用高强度钢丝绳。
10 竖井提升容器宜采用滚轮罐耳, 斜井提升系统的钢丝绳应采用带滚动轴承的托辊支承。
11 多绳提升系统应采用等重尾绳或者采用重尾绳, 以降低电动机的起动过载系数。
12 在满足提升能力要求的前提下, 应采用大规格提升容器和较低的提升速度, 降低电动机功率和能量消耗。
13 在满足提升能力要求的前提下, 应采用较低的提升加速度和减速度, 降低电动机功率和能量消耗。
14 箕斗装矿系统应采用液压驱动, 提高能源使用效率。
15 箕斗卸矿系统应采用无动力自动卸矿设施, 节省能源。
16 大型矿山副井, 可增设1套小型罐笼提升系统, 承担零散人员升降任务。
2.2.5 坑内运输节能措施
1 坑内运输系统应避免反向运输和重车上坡运输。
2 坑内有轨运输系统方案选择时, 应将能量消耗作为重要内容进行比较。优先选用有轨运输方式, 少用或者不用汽车运输方式。
3 坑内运输系统采用汽车运输时应选取经济合理运行速度。
4 采用电机车运输系统时可采用头尾双机牵引方式。
5 轨道规格和参数应与采用的电机车和矿车的规格相匹配。
6 坑内电机车运输应优先选用550V电压。运距超过1km时, 应选用550V电压。
7 矿车或者其它运输车辆应采取有效的清扫和防粘结措施, 减少矿石的无效运输。
8 大型矿山有轨运输线路铺轨, 宜采用整体道床。
2.2.6 矿井通风系统节能措施
1 应根据通风技术条件, 结合矿床开采特点, 采掘作业面分布, 选择矿井通风阻力最小的通风系统。
2 当矿区内开采矿体较多而相距较远时, 或矿体走向很长, 风阻很大时, 宜采用分区通风系统。
3 通风网络和通风系统比较复杂的矿井应采用多级机站通风系统。
4 通风网络应设置风门、 调节风门、 风墙等必须的通风构筑物, 使风流有序流动, 减少漏风和短路。
5 在通风线路上, 凡停止使用的井巷、 采空区硐口等必须予以封闭。
6 通风井巷的断面设计, 其风速除满足安全规程的有关规定外, 还应从经济风速加以考虑, 应进行工程量和能耗比较, 以经济效益( 能耗) 确定断面大小。
7 新建矿井的通风机应采用高效节能风机, 其工况点效率应不低于65%。矿井通风系统有效风量率, 应不低于60%。
8 矿井主通风机和辅助通风机的叶片角度应该能够调整。
9 固定叶片角度的主通风机和辅助通风机应采用交流变频调速电动机或者直流电动机驱动。
10 风筒应吊挂平直、 牢固、 接头严密, 避免车碰和炮崩, 并应经常维护, 以减少漏风, 降低阻力。
11 通风构筑物( 风门、 风桥、 风窗、 挡风墙等) 应由专人负责检查、 维修、 保持完好状态。
12 应绘制全矿通风系统图, 并标明用风位置、 风流方向、 风量、 风机和通风构筑物位置、 空区、 老硐、 崩落区位置等。
2.2.7 矿井防排水节能措施
1 矿山设计应采取有效的防水和治水措施, 采用堵、 截、 引等方法减少流入矿井的水量, 对于采后地表陷落的矿山或露天开采转入地下开采的矿山应采用截流排水措施。
2 采用平硐溜井开拓的矿山应采用自流排水方式, 必要时可开凿专用排水巷道。
3 矿井排水系统采用分段接力排水还是采用集中排水方式, 需进行技术经济比较, 其中能源消耗是比较的主要内容。在经济效益相近条件下, 优先选用分段接力排水方式。
4 涌水量大, 水文地质条件复杂, 含水带位于开采矿床上部的矿井, 应设置中段截流巷道分段集水后排出地表。
5 水文地质和岩石条件较好的矿山, 可采用设置高位水仓、 潜没式泵站的压力注水方式向泵腔注水; 有条件时宜采用无底阀排水。
6 应考虑设备排水能力与排水管路直径的匹配, 最大排水速度不应超过2.5m/s。
2.2.8 压缩空气系统节能措施
1 空压机站应靠近压气设备使用点, 一般宜设在副井井口; 用气点距离较远时应设分区空压机站或井下空压机站。用气地点分散, 用气量不大时, 可采用移动式空压机。
2 压气管直径选择合理, 压气管网总压降应不大于空压机站额定压力的12%或者0.1MPa。
3 同时开动的压气设备数量应与同时开动的凿岩机能力相匹配, 避免压力过低或空转。
4 使用高压凿岩设备应在压缩空气系统中设增压器。
5 独立作业点可设移动式空压机。
6 应选用能耗低的空气压缩机。
2.2.9 坑内破碎节能措施
1 当采场出矿块度大, 采用箕斗提升时, 应设坑内破碎设施。
2 采用新型高效破碎设备。
3 破碎前后的矿仓应有足够的容积储存矿石, 破碎设备尽量满负荷运行。
4 破碎机应尽量采用振动设备均匀给矿。给矿设备应采用变频调速控制给料量。
2.2.10 充填系统节能措施
1 充填站位置宜设在矿体开采中心地带, 尽可能减小充填倍线。
2 尽量采用尾砂充填和废石充填方式。少用或不用水砂充填方式。
3 采用废石充填时, 应建立坑内废石充填系统, 争取废石不出坑。
4 采用尾砂充填时, 应采用高浓度充填, 创造条件尽可能实现自流输送。
5 需要采用泵送充填时, 在保证充填工艺和充填体性能的前提下, 尽量降低充填料浆浓度, 减小充填管路输送阻力。
6 采用混凝土充填时, 充填骨料应靠自重, 经过井筒或钻孔下放到井下, 在井下制成混凝土。
7 设计泵送充填系统时应考虑充填料浆的流量与充填管路直径的匹配, 在充填料浆不沉淀的前提下, 适当加大管路直径, 降低管路阻力。
2.3 能耗指标
2.3.1 露天矿开采综合能耗指标
露天矿开采综合能耗指标按下式计算:
P=P0×K1×K2×K3×K4+D ( 2.3.1)
式中: P ——露天矿单位矿石综合能耗( kg标准煤/t矿) ;
P0——露天矿单位矿石基准综合能耗( kg标准煤/t矿) , 见表2.3.1-1;
K1——露天矿剥采比系数, 见表2.3.1-2;
K2——露天矿深度系数, 见表2.3.1-3;
K3——露天矿运输系数, 见表2.3.1-4;
K4——露天矿开拓方式系数, 见表2.3.1-5;
D ——排水单位能耗, ( kg标准煤/t矿) 按设计选取。
表2.3.1-1 露天开采基准( 可比) 综合能耗指标P0
指标
设计规模
P0 kg标准煤/t矿( kW·h/t矿)
一级
二级
三级
大型
0.95 (7.73)
1.05 (8.54)
1.15 (9.36)
中型
1.25 (10.17)
1.35 (10.98)
1.50 (12.21)
小型
1.63 (13.26)
1.75 (14.24)
1.95 (15.87)
注: ( 1) 表中基准能耗值是剥采比为1时的指标值。
( 2) 电折算成标准煤: 1kW·h=0.1229kgbm。( 1kgbm=8.1367 kW·h) 。
表2.3.1-2 露天矿剥采比系数K1
露天矿剥采比
0.5
1
2
3
4
5
6
K1
0.75
1
1.5
2
2.5
3
3.5
注: ( 1) 表中剥采比指生产平均剥采比。
( 2) K1计算方法为露天矿剥采比加1之和除以2。
表2.3.1-3 露天矿深度系数K2
类型
深度( m)
K2
大型
H≤100
0.85
100＜H≤200
1
200＜H≤300
1.2
中小型
H≤50
0.9
50＜H≤100
1
100＜H≤200
1.5
注: 露天矿矿石和废石的运距与深度有关。
表2.3.1-4 露天矿运输系数K3
运距( km)
K3
机车+汽车运距L≤4
0.7
汽车运距L≤2
机车+汽车运距4＜L≤6
1
汽车运距2＜L≤3
机车+汽车运距6＜L≤8
1.3
汽车运距3＜L≤4
注: 运输作业能耗在露天矿采矿能耗中比重很大, 特别是汽车运输, 根据几个露天矿统计, 运输能耗比重为60～70%( 按现行能源换算系数, 1kg柴油=1.4571kgbm, 1kgbm=8.1367kW•h) ,因此运输距离对能耗的增加比重较大。
表2.3.1-5 露天矿开拓运输方式系数K4
开拓运输方式
K4
公路汽车
1
平硐溜井下设电机车
0.7
平硐溜井下设汽车
0.8
皮带
0.6
2.3.2 地下开采综合能耗指标
地下开采综合能耗指标用下式计算:
P=P0×K1×K2×K3×K4×K5+D ( 2.3.2)
式中: P ——地下开采综合能耗指标( kg标准煤/t矿) ;
P0——基准( 可比) 能耗( kg标准煤/t矿) , 见表2.3.2-1;
K1——采矿方法系数, 见表2.3.2-2;
K2——开采深度系数, 见表2.3.2-3;
K3——坑内运输系数, 见表2.3.2-4;
K4——地质复杂系数, 见表2.3.2-5;
K5——通风难度系数, 见表2.3.2-6;
D ——排水设计能耗, kg标准煤/t矿。
表2.3.2-1 地下开采基准( 可比) 综合能耗指标P0
指标
设计规模
P0 kg标准煤/t矿( kW·h/t矿)
一级
二级
三级
大型
1.84( 15)
2.21( 18)
2.70( 22)
中型
2.21( 18)
2.70( 22)
3.20( 26)
小型
2.70( 22)
3.20( 26)
3.81( 31)

表2.3.2-2 采矿方法系数K1
采矿方法
K1
分段空场法
1
阶段矿房法
0.95
矿块崩落法
0.90
无底柱分段崩落法
0.95
有底柱分段崩落法
1
上向水平分层充填法
1.1
分段空场嗣后充填法
1.05
浅孔留矿法、 房柱法、 全面法
1.05
下向进路充填法
1.2
表2.3.2-3 矿井开采深度系数K2
范围
指标
矿井深度( m)
300
400
500
600
700
800
900
1000
1100
1200
K2
0.94
0.97
1
1.03
1.06
1.09
1.12
1.15
1.18
1.21
表2.3.2-4 坑内运输影响系数K3
范围
系数
运输距离( m)
1000

3000
4000
5000
6000
K3
0.94
0.97
1
1.03
1.06
1.09
表2.3.2-5 地质复杂系数K4
矿床勘探类型
K4
Ⅰ
0.9
Ⅱ
1.0
Ⅲ—Ⅳ
1.1
表2.3.2-6 通风系统难度系数K5
通风难易程度
K5
通风容易
0.8
通风一般
1.0
通风困难
1.2

2.3.3 露天开采单项能耗指标
露天开采单项能耗指标包括穿孔、 装载、 运输和辅助作业, 其指标见表2.3.3-1, 2.3.3-2和2.3.3-3。各表中单项能耗指标系剥采比为1时的指标值, 剥采比非1时, 还应乘以表2.3.1-2中的露天矿剥采比系数K1。
表2.3.3-1 大型露天矿各单项能耗指标
序号
工序名称
指标( kW·h/t矿)
一级
二级
三级
1
穿孔作业
≤0.60
0.60＜～≤0.65
0.65＜～≤0.70
2
装载作业
≤1.00
1.00＜～≤1.10
1.10＜～≤1.20
3
运输作业
≤4.50
4.50＜～≤5.50
5.50＜～≤6.50
4
辅助作业
≤0.80
0.80＜～≤0.85
0.85＜～≤0.90
表2.3.3-2 中型露天矿各单项能耗指标
序号
工序名称
指标( kW·h/t矿)
一级
二级
三级
1
穿孔作业
≤0.70
0.70＜～≤0.75
0.75＜～≤0.80
2
装载作业
≤1.20
1.20＜～≤1.30
1.30＜～≤1.40
3
运输作业
≤6.50
6.50＜～≤7.50
7.50＜～≤8.50
4
辅助作业
≤1.00
1.00＜～≤1.05
1.05＜～≤1.10
表2.3.3-3 小型露天矿各单项能耗指标
序号
工序名称
指标( kW·h/t矿)
一级
二级
三级
1
穿孔作业
≤0.80
0.80＜～≤0.90
0.90＜～≤1.00
2
装载作业
≤1.40
1.40＜～≤1.50
1.50＜～≤1.60
3
运输作业
≤7.50
7.50＜～≤9.00
9.00＜～≤10.50
4
辅助作业
≤1.20
1.20＜～≤1.30
1.30＜～≤1.40
2.3.4 地下开采单项能耗指标
1 坑内凿岩能耗指标见表2.3.4-1。

表2.3.4-1 坑内凿岩能耗指标
指标
凿岩设备
一级
( f=6～8)
( kW·h/t矿)
二级
( f=8～10)
( kW·h/t矿)
三级
( f=12～14)
( kW·h/t矿)
浅孔
≤0.52
0.52＜～≤0.80
0.80＜～≤1.15
中深孔
≤0.46
0.46＜～≤0.75
0.75＜～≤1.10
2 坑内出矿能耗指标见表2.3.4-2。
表2.3.4-2 坑内出矿能耗指标
指标
出矿设备
一级( kW·h/t矿)
二级( kW·h/t矿)
三级( kW·h/t矿)
15kW电耙
≤0.90
0.90＜～≤1.10
1.10＜～≤1.20
30kW电耙
≤0.70
0.70＜～≤0.90
0.90＜～≤1.10
55kW电耙
≤0.60
0.60＜～≤0.85
0.85＜～≤1.15
1.5m3电动铲运机
≤0.76
0.76＜～≤0.96
0.96＜～≤1.20
3.8m3电动铲运机
≤0.66
0.66＜～≤0.85
0.85＜～≤1.10
5.0m3电动铲运机
≤0.56
0.56＜～≤0.76
0.76＜～≤0.95
3 提升系统单项能耗指标见表2.3.4-3。
表2.3.4-3 提升系统单项能耗指标
级别
一级
二级
三级
能耗指标( kW·h/t矿)
≤2
2＜～≤4
4＜～≤6
4 坑内运输系统单项能耗指标见表2.3.4-4。
表2.3.4-4 坑内运输系统单项能耗指标
级别
一级
二级
三级
能耗指标( kW·h/t矿)
≤1.5
1.5＜～≤2.0
2.0＜～≤4.0
5 压风系统单项能耗指标见表2.3.4-5。
表2.3.4-5 压风系统单项能耗指标
级别
一级
二级
三级
能耗指标( kW·h/t矿)
≤3.0
3.0＜～≤4.0
4.0＜～≤5.0
6 通风系统单项能耗指标见表2.3.4-6。

表2.3.4-6 通风系统单项能耗指标
级别
一级
二级
三级
能耗指标( kW·h/t矿)
≤2.0
2.0＜～≤3.0
3.0＜～≤4.5
7 坑内排水系统单项能耗指标见表2.3.4-7。
表2.3.4-7 坑内排水系统单项能耗指标
级别
一级
二级
三级
能耗指标( kW·h/t矿)
≤1.5
1.5＜～≤3.5
3.5＜～≤5.5
8 坑内充填系统能耗指标见表2.3.4-8。
表2.3.4-8 坑内充填系统能耗指标
序号
充填方式
指标( kW·h/t矿)
一级
二级
三级
1
尾( 水) 砂充填
≤1.0
1.0＜～≤1.5
1.5＜～≤2.0
2
尾砂胶结充填
≤1.5
1.5＜～≤2.0
2.0＜～≤2.5
3
混凝土胶结充填
≤2.5
2.5＜～≤3.0
3.0＜～≤3.5
4
废石充填
≤0.7
0.7＜～≤1.0
1.0＜～≤1.3
9 坑内破碎系统单项能耗指标见表2.3.4-9。
表2.3.4-9 坑内破碎系统单项能耗指标
设备名称
一级
二级
三级
旋回式破碎机( kW·h/t矿)
≤0.4
0.4＜～≤0.6
0.6＜～≤0.8
颚式破碎机( kW·h/t矿)
≤0.6
0.6＜～≤0.75
0.75＜～≤0.90
3 选矿
3.1 一般规定
3.1.1 选择选矿厂址时, 应综合考虑选厂与采矿工业场地、 水源地、 电源、 尾矿库和精矿运输距离等因素, 认真进行技术经济比较和论证, 择优选取经济合理、 节省能耗的厂址方案。
3.1.2 选矿厂应尽量避免物料的重复运输, 充分利用山坡地形阶梯布置厂房, 减少矿石的提升和运距, 实现矿浆自流输送。
3.1.3 选矿工艺流程的制定应遵循”多碎少磨, 能收早收, 能丢早丢”的技术原则。
3.1.4 选矿厂应选用与生产规模相适应的大型高效节能设备, 减少运转系列, 降低生产能耗。
3.1.5 选矿厂应采用先进的高效节能型选矿设备, 不得采用已淘汰的高能耗、 低效率的落后机电产品。
3.1.6 选矿厂宜尽可能采用计算机和先进仪表对选矿生产过程实施自动化检测和监控, 使各种设备在最佳状态下运转, 充分发挥设备效能, 达到节能降耗的目的。
3.1.7 分期建设的选矿厂宜根据生产需要分期建设、 分期投入使用。
3.1.8 车间工艺布置应遵循简化、 优化的原则, 砂泵站、 压气站和车间变配电所等辅助设施的设计布置, 选矿专业应兼顾有关专业的节能要求, 尽量使其靠近各自的负荷中心。
3.1.9 节约能源必须与综合利用矿产资源、 保护生态坏境、 提高经济效益统筹兼顾。
3.2 选矿工艺节能设计
3.2.1 破碎筛分工序
1 矿石宜进行可碎性试验, 并根据物料特性确定碎矿流程, 一般宜采用闭路碎矿流程, 最终碎矿产品粒度宜达到-12mm。
2 采用技术先进、 运行可靠、 高效节能的大破碎比及超细碎设备, 尽量减少破碎段数, 提高单机产量, 减少破碎设备和辅助设备的数量, 减少装机容量以达到节能目的。
3 大、 中型选矿厂的破碎筛分工序宜设置中间储矿仓, 以提高破碎设备效率和作业率。
4 根据矿石性质特点, 在技术需要和经济、 节能的前提下, 应强化筛分作业。中碎前宜设置预先筛分, 以筛出部分合格产品; 同时适当增大细碎闭路筛分设备的面积, 以提高筛分效率, 减少闭路循环的负荷。
5 选择筛分效率高的筛分设备。
3.2.2 磨矿工序
1 以试验结果为依据, 经过技术经济比较确定磨矿最佳细度。对于嵌布粒度不均匀或易粉碎矿石, 应采取阶段磨矿、 阶段选别流程, 提前排出已单体解离的精矿、 尾矿。
2 设计选用的磨矿设备, 宜经过功指数试验并根据磨矿功耗选择磨矿机规格。当选用半自磨( 自磨) 机时, 应依试验确定在最佳装球率的前提下的磨机规格、 安装功率和格子孔尺寸及分布参数, 并应尽可能实行变频驱动和配置完善的顽石破碎系统。
3 采用高效节能型分级设备, 强化分级作业, 提高分级效率, 减少循环负荷。粗磨分级宜采用振动筛。细磨分级宜采用水力旋流器。
4 工艺复杂的多金属选矿厂, 粗精矿、 中矿再磨作业的磨矿分级设备, 宜靠近关联的选别作业配置。
5 采用优质耐磨型磨矿机衬板和磨矿介质( 钢球、 钢棒等) , 优化磨矿介质配比。
3.2.3 选别工序
1 选矿厂设计应根据矿石性质, 合理确定选别方法、 采用技术先进、 节能降耗的选矿工艺。
2 处理复杂的多金属矿和难选的氧化矿, 应根据试验采用高效浮选药剂、 创新的工艺技术来改进技术指标和能耗, 或者走选冶联合的技术道路。
3 多金属选矿厂在确定选矿产品方案时, 应对每一种拟综合回收利用的金属开展技术经济论证, 以求技术指标高、 经济效益好、 能源消耗低才予回收。
4 对有用矿物与脉石矿物性质有明显差异的矿石, 应首先考虑采用手选、 光电选矿、 重介质选矿或其它选矿方法, 进行预先抛废。
5 对于原矿中废石量多、 含泥量大的砂矿应强化隔废脱泥的措施。
6 确定选别指标要技术上可行、 经济上合理, 特别是确定精矿品位和回收率两大主要指标关系更应贯彻节能方针。
7 大型浮选厂宜选用充气式浮选机或浮选柱, 尽量选用具有吸浆功能的浮选机组, 以避免使用泡沫泵; 当采用超大型非自吸式浮选机时, 应采用阶梯布置以保证主矿流自流, 各浮选作业间泡沫的输送宜选用直接设于浮选泡沫槽中的长轴立式离心泵。
8 中小型选矿厂浮选作业宜采用自吸式浮选机。
9 在满足生产工艺要求的前提下, 应本着节能降耗的原则, 确定最佳的选别矿浆浓度、 温度、 浮选时间、 药剂制度、 充气压力、 充气量等操作条件。
3.2.4 精矿脱水工序
1 除严寒地区或者精矿脱水性能差而用户要求精矿含水率小于8%的选矿厂可考虑三段脱水流程外, 精矿脱水宜采用浓缩、 过滤二段脱水或一段脱水工艺。
2 选矿厂因所在地区冬季较长, 气候较寒冷而采用三段脱水流程设计时, 应有在夏季实施浓缩、 过滤两段脱水的可能性。
3 选冶大型联合企业中的精矿脱水工序应与冶炼厂的原料准备工序协调设计。
4 脱水较难的精矿可添加适宜的絮凝剂和助滤剂, 改进浓缩、 过滤效果。
5 精矿脱水后含水率宜小于12%, 以减少精矿运输的能耗。
6 浓缩设备宜采用高效浓缩机, 过滤设备宜优先采用陶瓷过滤机。
7 选矿厂设计应在地形条件允许时, 采用浓缩机排矿自流到过滤机的配置设计, 并尽量缩短浓缩机、 过滤机与其相关辅助设施的距离。
3.2.5 物料运输
1 粗碎给矿设备宜采用棒条式振动给矿机。
2 采用水力旋流器分级时, 应优化整个分级系统配置和管道设计, 使物料扬送系统的总动力压头降到最小。
3 选矿厂物料输送设备宜采用变频调速装置。
3.2.6 尾矿工艺
1 尾矿输送应选用先进的高效节能型尾矿输送泵。
2 尾矿库选址应与选矿厂统一考虑, 库址选择应力求距离选厂近、 同时便于利用地形高差实现尾矿自流输送入库。
3 对于不同扬程的输送主线泵泵型宜符合表3.2.6规定。
表3.2.6 尾矿泵型选择表
扬程H( MPa)
H≤1.6
1.0＜H≤4.0
H＞4.0
泵型
渣浆泵
水隔离泵、 油隔离泵
柱塞泵、 水冲洗泵
隔膜泵
4 尾矿输送泵站宜设置相应的变频调速系统。
5 对输送量、 输送扬程在不同生产期变化幅度大的输送系统, 宜分期设置相应输送设备及变频调速系统, 特别对于尾矿堆积坝高度较大的尾矿库, 输送主线泵宜根据各时期堆坝上升高度从低扬程至高扬程分期更换使用。
6 对尾矿输送浓度进行技术经济比较, 择优选用技术先进、 经济节能的高浓度方案, 即在条件允许的前提下, 优先采用厂前回水方案, 提高输送浓度。
7 应充分提高系统的回水利用率, 回收尾矿回水至选厂循环利用。
8 尾矿库回水应结合尾矿坝的堆坝工艺, 尽可能采用库尾回水的方式, 充分利用尾矿坝逐渐堆高产生的库中水的位能以减小回水扬程。
3.3 能耗指标
3.3.1 选矿厂的选矿工艺综合能耗指标应符合表3.3.1规定。
表3.3.1 选矿厂工艺综合能耗指标
金属种类
矿石类型
选矿工艺综合能耗( kW·h/t原矿)
一级
二级
三级
铜
硫化矿
≤22
22＜～≤27
27＜～≤34
混合矿
氧化矿
≤26
26＜～≤32
32＜～≤41
钼
硫化矿
≤20
20＜～≤25
25＜～≤31
镍
硫化矿
≤42
42＜～≤48
48＜～≤55
铅锌
硫化矿
≤29
29＜～≤37
37＜～≤46
混合矿
氧化矿
≤35
35＜～≤44
44＜～≤55
锑
硫化矿
混合矿
≤17
17＜～≤21
21＜～≤26
汞
辰砂型
≤26
26＜～≤31
31＜～≤37
钨
黑钨矿
≤8
8＜～≤11
11＜～≤15
白钨矿
混合矿
≤23
23＜～≤30
30＜～≤39
锡
硫化矿
≤38
38＜～≤48
48＜～≤60
氧化矿
≤24
24＜～≤30
30＜～≤38
砂矿
≤13
13＜～≤16
16＜～≤20
注: 选矿工艺综合能耗包括破碎筛分、 磨矿、 选别、 精矿脱水等生产工序, 不包括尾矿、 供水、 供热等辅助工序能耗。
3.3.2 选矿厂单项工序能耗指标
1 选矿厂破碎筛分工序单项能耗指标应符合表3.3.2-1规定。
表3.3.2-1 选矿厂破碎筛分工序能耗指标
规模( t/d)
能耗( kW·h/t原矿)
一级
二级
三级
＜600
≤3.0
3.0＜～≤3.5
3.5＜～≤4.5
600——3000
≤2.6
2.6＜～≤3.2
3.2＜～≤4.0
＞3000
≤2.2
2.2＜～≤2.8
2.8＜～≤3.5
2 选矿厂磨矿工序单项能耗指标应符合表3.3.2-2规定。
表3.3.2-2 选矿厂磨矿工序单项能耗指标
金属种类
能耗( kW·h/t原矿)
一级
二级
三级
铜
铅锌
汞
≤12.0
12.0＜～≤17.0
17.0＜～≤22.0
钼
≤7.0
7.0＜～≤12.0
12.0＜～≤17.0
镍
≤19.0
19.0＜～≤21.0
21.0＜～≤24.0
锑
≤9.0
9.0＜～≤11.0
11.0＜～≤13.0
钨
黑钨矿
≤2.0
2.0＜～≤4.0
4.0＜～≤6.0
混合矿
白钨矿
≤10.0
10.0＜～≤13.0
13.0＜～≤17.0
锡
硫化矿
≤12.0
12.0＜～≤16.0
16.0＜～≤21.0
氧化矿
≤11.0
11.0＜～≤14.0
14.0＜～≤18.0
砂矿
≤4.0
4.0＜～≤7.0
7.0＜～≤10.0
3 选矿厂选别工序单项能耗指标应符合表3.3.2-3规定。
表3.3.2-3选矿厂选别工序单项能耗指标
金属种类
能耗( kW·h/t原矿)
一级
二级
三级
铜

硫化矿
≤6
6＜～≤10
10＜～≤14
混合矿
氧化矿
≤13
13＜～≤16
16＜～≤19
铅锌
硫化矿
≤10
10＜～≤15
15＜～≤20
混合矿
氧化矿
≤18
18＜～≤24
24＜～≤30
钼
≤6
6＜～≤10
10＜～≤14
镍
≤14
14＜～≤18
18＜～≤22
锑
≤4
4＜～≤6
6＜～≤8
汞
≤9
9＜～≤11
11＜～≤13
钨
黑钨矿
≤4
4＜～≤7
7＜～≤10
混合矿
白钨矿
≤9
9＜～≤13
13＜～≤17
锡
硫化矿
≤20
20＜～≤26
26＜～≤32
氧化矿
≤12
12＜～≤15
15＜～≤18
砂 矿
≤5
5＜～≤8
8＜～≤12
4 选矿厂精矿脱水工序单项能耗指标应符合表3.3.2-4规定。
表3.3.2-4 选矿厂精矿脱水工序单项能耗指标
金属种类
能耗( kW·h/t原矿)
一级
二级
三级
铜
≤0.5
0.5＜～≤1.5
1.5＜～≤2.5
铅锌
≤1.2
1.2＜～≤2.8
2.8＜～≤4.5
钼
≤0.5
0.5＜～≤2.5
2.5＜～≤4.5
镍
≤2.0
2.0＜～≤3.0
3.0＜～≤4.0
锑
≤1.0
1.0＜～≤1.7
1.7＜～≤2.5
钨
≤0.6
0.6＜～≤1.0
1.0＜～≤1.5
锡
≤1.4
1.4＜～≤2.0
2.0＜～≤2.6
5 尾矿排放工序单项能耗指标应符合表3.3.2-5规定。
表3.3.2-5 尾矿排放工序单项能耗指标
压力( MPa)
1.0
1.6
2.5
4.0
6.4
20.0～24.4
一级
0.63～0.89
0.55～0.77
0.95～1.34
1.5～2.16
2.3～2.57
5.4～5.6
二级
0.89～1.05
0.77～