红矿合理利用工程可行性研究报告.docx
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红矿合理利用工程可行性研究报告
红矿合理利用工程
可行性研究报告
1.0总论1
1.1项目背景1
1.2项目概况3
1.3问题与建议3
2.0选矿工艺3
2.1概述3
2.2设计规模及工作制度3
2.3选矿工艺流程及技术指标3
2.4工艺设备选择3
2.5厂区布置3
3.0给排水3
3.1生产现状3
3.2设计供水系统3
3.3设计尾矿输送系统3
4.0供配电工程3
4.1设计依据3
4.2设计内容3
4.3供电现状3
4.4计算负荷3
4.5供配电方案3
4.6供配电系统及设施3
4.7控制系统3
4.8电气照明与防雷接地3
4.9电气安全3
5.0自动化3
5.1检测控制项目3
5.2控制方式3
6.0通信3
6.1通信方式3
7.0通风及热力3
7.1设计参数3
7.2设计内容3
8.0土建3
8.1工程地质资料:
3
8.2设计依据3
8.3设计内容3
8.4建筑、结构设计3
9.0总图运输3
9.1厂区地理位置与现状3
9.2总平面布置与竖向设计3
9.3运输3
9.4绿化3
9.5工程量3
10.环境保护和安全与工业卫生3
10.1环境保护3
10.2安全与工业卫生3
11.0投资估算3
11.1编制依据及范围3
11.2工程建设投资3
11.3专业投资分析3
11.4环保投资3
11.5流动资金3
11.6项目投入总资金3
11.7资金筹措及投资计划3
12.0财务评价3
12.1基础数据3
12.2财务指标3
12.3敏感性分析3
12.4财务分析结论3
附件：
设计任务委托书
附图
1.0总论
1.1项目背景
1.1.1项目名称
某集团矿业公司某红矿合理利用工程
1.1.2项目承办单位
项目承办单位：
某集团矿业公司
1.1.3承办单位概况
本项目属某集团矿业公司某选矿厂的一个选矿车间。
某选矿厂现有生产系统破碎筛分系统包括粗破碎间、中破碎间、细破碎间。
磨矿选别系统包括二选、三选、四选、五选、大选（一选早已停产不用）共五个主厂房。
其破磨主要设备为：
粗破碎间2台P×1400/170旋迴破碎机，中破碎4台φ2100标准圆锥破碎机，细破碎间配置17台φ1650短头圆锥破碎机和3台H6800圆锥破碎机。
二选配置5台φ2.3×3.0m球磨机。
生产能力年处理原矿50万吨；三选配置12台φ2.7×3.6m球磨机，生产能力年处理原矿300万吨；四选、五选均配置16台φ2.7×3.6m球磨机，生产能力年处理原矿400万吨，大选配置4台φ3.6×6.0m球磨机，年处理原矿200万吨，某选厂总规模为年处理原矿1350万吨，年产精矿450万吨。
选厂生产用水由生产新水、尾矿库回水、自厂循环水三个供水系统组成。
生产新水由细河水源地供给，泵站内共设6台水泵，其中20Sn-9型水泵3台，12Sn-9型水泵3台。
选厂五个选矿车间的尾矿分别经各自的尾矿浓缩池浓缩后，自流或由底流泵站加压经尾矿管道排至1＃尾矿泵站，再经2＃、3＃尾矿泵站加压送至尾矿库。
尾矿管道为4根DN600钢管，3工1备。
某选厂原设计6个变电所，现运行5个变电所。
2＃变电所由动力厂管辖，现有8000kVA，66/3.15kV主变2台，对二选、粗破碎、精、尾泵站、锅炉房、细水水源地泵站供电，两台主变同时运行，负荷率71％；3＃变电所现有10MVA,66/3.15kV主变2台,同时运行，对三选及中破碎供电，负荷率75％；4＃变电所现有10MVA,66/3.15kV主变2台，同时运行，对四选供电，负荷率90％；5＃变电所现有10MVA,66/3.15kV主变2台，同时运行，对五选及细破碎供电，负荷率90％；6＃变电所变电所现有12.5MVA,66/3.15kV主变2台，1工1备，对大选供电，负荷率72％。
1.1.4可行性研究报告编制依据、编制范围和编制原则
1.4.1.1编制依据
1、本项目编制依据是本溪钢铁集团有限责任公司设计任务委托书。
2、长沙矿冶研究院《某集团某露天矿红矿选矿试验研究报告》。
3、中国矿业大学《某某露天矿弱磁尾矿微泡浮选柱反浮选试验报告》。
4、某集团矿业公司提供的某选矿厂总平面图。
5、国家有关的法律、法规和标准规范。
1.4.1.2编制范围
本项目编制范围是：
（1）新建100万吨红矿选矿车间内的工程及配套项目，包括供电、供水、道路等内容。
（2）粗破碎利用露天矿现有粗破碎，入选矿车间的矿石粒度为350～0mm，新建选矿车间不建破碎站。
（3）新建红矿选矿车间精矿浓缩后用泵送至四选或球团过滤，新建选矿车间不设精矿过滤及精矿输出矿槽。
（4）新建红矿选矿车间尾矿浓缩利用二选现有φ50m尾矿浓缩池及底流泵站，浓缩后的尾矿由原尾矿泵站送至尾矿库，本项目不包括尾矿泵站及尾矿库。
1.4.1.3编制原则
（1）100万吨红矿自成系统，单独处理。
（2）总图布置尽可能少占地，少拆迁旧有建筑物。
（3）主要工艺设备装备水平要求先进适用，关键作业采用自动控制。
1.1.5项目提出的理由与过程
1.1.5.1项目提出的理由
某集团矿业公司某铁矿是我国特大型铁矿之一，其铁矿物主要为磁铁矿，磁铁矿占铁矿物总量的85％以上，其次是红铁矿。
某选矿厂所有的生产车间的生产流程均是回收磁铁矿的选别流程，由于对矿体中蕴藏的红矿未进行过深入细致的研究，因此该地区红矿资源没有得到充分利用，造成了铁矿资源的极大浪费，伴随某集团产能的不断提高，为满足某铁料的需求和铁矿资源的合理利用，本项目的建设是非常必要的。
1.1.5.2项目提出的过程
某集团矿业公司为充分利用某露天矿红矿，2006年4月曾委托长沙矿冶研究院进行本溪某露天红铁矿选矿试验研究，长沙矿冶研究院同年10月提供《某集团某露天矿红矿选矿试验研究报告》；2006年末曾委托中国矿业大学进行浮选柱试验，2007年1月10日，中国矿业大学提供《某某露天矿弱磁尾矿微泡浮选柱反浮选试验报告》，2007年3月邀请鞍钢集团矿业设计院编制某选厂新建100万吨/年规模红矿选矿车间初步方案，我院于2007年4月提供了《本溪钢铁集团矿业有限公司某选厂新建100万吨/年规模红矿选矿车间设计初步方案说明书》。
随后某矿业公司对初步方案组织了讨论，并正式下达了设计任务委托书，委托我院编制《某集团矿业公司某红矿合理利用工程可行性研究报告》。
1.2项目概况
1.2.1项目拟建地点
本项目拟建在某选厂原一选车间和现供应科附近。
1.2.2建设规模与目标
年处理红矿100万吨，年产品位为65.8％的铁精矿35万吨。
1.2.3主要建设条件
1.2.3.1原矿条件
某集团矿业公司某露天矿每年可向选厂提供原矿品位大于29.1％的红矿100万吨。
1.2.3.2选矿技术条件
某集团矿业公司2006年4月曾委托长沙矿冶研究院进行了本溪某露天红矿选矿试验研究，试验表明，采用阶段磨矿－弱磁－反浮选流程处理某露天红矿，在原矿品位33％左右的情况下，可获得65.8％的铁精矿。
1.2.3.3供水条件
本项目需生产新水171.56m3/h，某选厂细河水源地供水设施完全可以满足本项目要求。
1.2.3.4供电条件
本项目供电新增负荷视在功率为5750kVA，拟对原2＃变电所进行增容升压改造。
1.2.3.5供热条件
本项目冬季采暖及生产用汽需6.2吨/h，热源接自选厂原蒸汽锅炉房，若原蒸汽锅炉房供热能力不足，可考虑在原蒸汽锅炉房更新设备进行增容。
1.2.3.6运输条件
原矿运输利用某露天矿原有铁路专用线，并在破碎铁路机车走行线上接一条红矿翻车线，精矿则浓缩后用泵送至四选或球团过滤，利用原有输出系统；备品备件运输可利用厂区公路运输。
1.2.4主要技术经济指标
原矿品位：
29.1％
精矿品位：
65.8％
尾矿品位：
9.02％
选比：
2.828
原矿处理量：
100万吨/年
年产铁精矿：
35.36万吨
1.2.5工程总投资及经济效益
1.2.5.1工程总投资
本项目工程总投资9849万元，其中工程建设投资9849万元，铺底流动资金900万元。
1.2.5.2经济效益
本项目达产后，年税后利润2722万元（不考虑财务费用），财务内部收益率26.09％，投资回收期为4.60年。
1.3问题与建议
（1）关于原矿品位
某集团某露天矿红矿选矿试验研究报告中给出的原矿品位33.32％，设计任务委托书中给出的原矿品位29.1％，差异较大，本可研按设计任务书29.1%设计，建议下段设计开展前确定合理的原矿品位并进一步补充选矿试验。
（2）关于半自磨机、浮选柱的采用
本可研报告编制之前，我院曾编制过《本溪钢铁集团矿业有限公司某选厂新建100万吨/年规模红矿选矿车间设计初步方案说明书》，方案中设计推荐采用球磨机和浮选机方案，在讨论方案设计中，某矿业公司要求可研按半自磨和浮选柱方案进行编制，对半自磨和浮选柱的应用下段设计尚需论证，特别是浮选柱仅为试验室试验，建议下段设计开展前，进行浮选柱扩大连续试验。
（3）关于总降变电所
本可行性研究拟对2＃总降压变电所进行升压增容改造，但涉及原有用电车间电压等级工作较为复杂，本可研未考虑原有用电负荷升压相关事宜，有待下段设计研究探讨。
（4）关于厂区地形图
业主提供的厂区地形图不能反映厂区现状，下段设计开展前，请业主委托有资质的测绘单位重新测绘1：
500厂区地形图。
（5）关于工程地质资料
为满足下阶段设计需要，请业主委托有资质的勘查单位对新建厂址进行地质勘查，提供地质勘查报告。
2.0选矿工艺
2.1概述
按某集团矿业公司要求，拟在某选矿厂新建红矿处理系统，此前，已分别按常规破磨流程和自磨流程作出二种配置方案，本可研应某集团要求采用自磨和浮选柱方案。
浮选设备采用浮选柱，是根据中国矿业大学2007年1月所作“某某露天矿弱磁尾矿微泡浮选柱反浮选试验报告”进行设计的。
2.2设计规模及工作制度
按要求设计规模为100万t/a（原矿）。
工作制度采用连续工作制：
330天/年，3班/天，8小时/班，设备作业率90.4%。
按此作业制度，单位处理能力为126t/h。
2.3选矿工艺流程及技术指标
2.3.1选矿试验概况
为了充分利用回收本溪某地区红矿资源，本溪钢铁集团公司曾于2006年4月委托长沙矿冶研究院对某地区红矿进行了选矿试验，并于同年10月提供了“某集团某露天矿红矿选矿试验研究报告”。
通过对原矿的化学分析和物相分析，矿石中可供选矿回收的主要组分是铁，且主要以磁铁矿和赤铁矿的形式存在，分布在磁铁矿中的铁占50.12%,分布在赤铁矿中的铁占40.10%。
可见选矿采用磁、浮联合工艺流程是合适的。
矿石中需要舍弃的主要组分是SiO2,有害杂质硫、磷含量均较低，硫含量为0.052%,磷含量为0.057%,对铁精矿的质量影响甚微。
显微镜下观察，原矿中磁铁矿和赤铁矿均属中细粒不均匀嵌布粒度，相对而言，磁铁矿粒度略粗。
欲使矿石中90%以上的磁铁矿和赤铁矿达到单体解离，磨矿细度须达到-200目占95%左右。
通过相对可磨度试验，表明某地区红矿较之磁铁矿好磨，系数K值为1.09。
为了获得合适的选矿工艺流程及选矿技术指标，长沙矿冶研究院分别按照“阶段磨矿—弱磁—强磁—反浮选流程”和“连续磨矿—弱磁—强磁—反浮选流程”进行了试验室试验，同时进行了各选别设备的条件试验。
以后，又按照“阶段磨矿—弱磁—强磁—反浮选流程”，进行了两种不同浮选药剂的扩大的试验室连续试验。
按照“连续磨矿—弱磁—强磁—反浮选流程”，浮选药剂采用阴离子RA915时，试验室试验指标为：
原矿品位33.65%,混合精矿品位68.46%，尾矿品位7.65%，铁回收率86.99%，选比2.34;
按照“阶段磨矿—弱磁—强磁—反浮选流程”，浮选药剂采用阴离子RA915时，试验室试验指标为：
原矿品位33.54%,混合精矿品位67.32%，尾矿品位7.15%，铁回收率87.91%，选比2.28;浮选药剂采用阳离子十二胺时，试验室试验指标为：
原矿品位33.54%,混合精矿品位66.77%，尾矿品位7.07%，铁回收率88.27%，选比2.26。
扩大的试验室连续试验结果为：
浮选药剂采用阴离子RA915时，试验指标为：
原矿品位33.32%,混合精矿品位65.84%，尾矿品位5.49%，铁回收率91.13%，选比2.17;浮选药剂采用AB药组合时，试验指标为：
原矿品位33.32%,混合精矿品位65.89%，尾矿品位5.19%，铁回收率91.67%，选比2.16。
试验推荐采用“阶段磨矿—弱磁—强磁—阴离子反浮选流程”，浮选药剂采用RA915或AB药组合。
2.3.2设计工艺流程及技术指标
此前所作方案设计，其工艺流程及技术指标均是按试验推荐进行的，暂未作调整。
本次设计选矿工艺流程及技术指标按设计委托任务书要求确定，选矿工艺流程为“半自磨、阶段磨矿、弱磁—强磁—反浮选工艺流程”（详见附图）。
设计主要工艺技术指标见表2-1:
设计主要工艺技术指标表表2-1
序号
项目
单位
指标
1
原矿品位
%
29.10
2
精矿品位
%
65.80
3
尾矿品位
%
9.02
4
金属回收率
%
79.95
5
选矿比
倍
2.828
产品方案如下：
表2-2
序号
项目
单位
指标
1
精矿量
万t/a
35
2
精矿品位
%
65.80
3
精矿水分
%
<10
2.4工艺设备选择
设备选型遵循“高效、低耗、耐用”的原则，装备水平达到国内先进；
所选设备立足于国内制造。
（1）磨矿设备的选型
磨矿设备是选厂的关键设备，它关系到选厂的建设投资、生产能力及选别指标的实现，同时也关系到选厂的生产成本。
根据本次新建选厂的规模、场地空间位置、设备系统配置及各选厂磨矿设备的使用情况，本可行性研究自磨机选用φ5.5×1.8m自磨机，二次球磨机及再磨机选用φ2.7×3.6m溢流型球磨机。
（2）强磁设备的选型
目前，国内用于弱磁性矿物分选的强磁选设备有平环仿琼斯强磁机和立环脉动强磁机。
平环仿琼斯强磁机设备故障率高，作业率只达80%左右，磁极头磨损后难以修复，介质板容易堵塞，磁感应强度降低过多，导致强磁作业尾矿品位由初期的10.5%上升至12%以上。
鞍钢所属矿山各选矿厂成功的采用了Slon-1750和Slon-2000立环脉动强磁选机，该设备体积小，重量轻，处理能力大，设备结构合理，运行可靠，操作维护简便，由于磁路设计和棒介质分布合理，且配有脉动机构形成脉动流体力，所以分选效果好，对矿石性质变化适应性强，不仅提高了作业精矿品位，同时又降低了作业尾矿品位。
基于鞍钢各选厂的生产实践，本可性研究推荐在强磁作业采用脉动立环强磁机。
（3）浮选设备的选型
据中国矿业大学介绍，旋流—静态微泡浮选柱是由其近年研制成功的一种新的浮选设备，与旧的浮选柱有很大区别。
通过对某露天矿弱磁尾矿实验室试验，浮选柱与浮选机比较，前者指标优于后者，且应用浮选柱可以简化流程，只需一粗一扫两段流程，浮选柱只需φ3.0m粗选，φ2.6m扫选各1台即可。
考虑到某露天矿红矿中，青、红矿比例的波动，为留有余地，设计粗、扫选作业选用φ3.6m、φ3m浮选柱各1台。
并增加一台φ2.6m浮选柱作二扫选作业。
选矿主要工艺设备见表2－3。
主要工艺设备表表2-3
序号
设备名称、规格
数量
备注
1
φ5.5×1.8m自磨机
2
一次磨矿
2
φ2.7×3.6m溢流型球磨机
2
二次磨矿
3
φ2400沉没式双螺旋分级机
2
一次分级
4
φ2.7×3.6m溢流型球磨机
2
再磨机
5
φ350×5旋流器组
2
再磨前脱水
6
φ3000永磁脱水槽
4
7
φ1050×2400永磁机
4
一段永磁
8
φ1050×2400永磁机
2
二段永磁
9
MVS2020高频振网筛
4
10
SLon-1750立环高梯度强磁机
3
强磁
11
φ1420×1500圆筒筛
3
强磁前除渣
12
φ3000×3000高效搅拌槽
3
13
φ3600浮选柱
1
粗选
14
φ3000浮选柱
1
一扫选
15
φ2600浮选柱
1
二扫选
16
φ30m浓缩机
1
强磁前浓缩
17
φ24m浓缩机
1
浮选前浓缩
18
φ24m浓缩机
1
精矿浓缩
2.5厂区布置
结合某选厂的实际情况，红矿选矿生产系统在原有一选车间附近位置实施。
在用于原矿运输的铁路旁适当位置建一卸车矿槽，用于接受、转运来自采场的350～0mm红矿。
可以做到不与原有青矿生产相干扰。
因采用自磨流程，故不需建破碎、筛分间，但需建一原矿贮仓，由两条胶带机将原矿输送至主厂房内的两台自磨机。
原矿贮仓同时具有调节采场与选厂之间生产波动的作用。
厂区布置及各车间设备配置详见附图。
3.0给排水
3.1生产现状
3.1.1供水现状
新建红矿车间位于选厂现有二选车间附近，二选车间生产新水由细河水源地通过一条DN500供水管道供给。
二选车间生产用水由生产新水，尾矿库回水，自厂循环水三个供水系统组成。
其中生产新水与尾矿库回水管网在厂区内相连互为补充。
二选车间生产废水经10＃尾矿浓缩池处理后，自流至环水泵站，满足二选车间用水需要，现有10＃尾矿浓缩池还用于间断处理全厂溢流废水。
3.12尾矿输送现状
现有二选车间的尾矿经10＃尾矿浓缩机处理后，自流进入尾矿道，全厂尾矿一起排入1＃尾矿泵站，再经2＃，3＃尾矿泵站加压送至尾矿库。
尾矿管道为DN600钢管，共四根，三工一备。
目前全厂尾矿输送量为5000－6000m3/h，输送浓度小于20％。
本次设计范围仅限于选厂新建的红矿车间。
3.2设计供水系统
3.2.1设计生产用水量
本次新建红矿车间用水量如下：
生产新水用水量为171.56m3/h。
生产环水用水量为2525.7m3/h。
3.2.2生产新水供水系统
由于原有二选车间保留，红矿车间建成后，经核算现有DN500供水管道输水能力，能满足两个车间的供水要求，故本次设计新建红矿车间生产新水直接由现有二选车间生产新水管道引接。
3.2.3生产环水供水系统
由于新建红矿车间位于现有二选车间附近，设计拟对现有10＃Φ50m尾矿浓缩机进行加固改造，使其做为二选及红矿车间公用尾矿浓缩池。
因红矿车间外排污水颗粒细泥化，不易处理，本次设计新建一台Φ29m机械加速澄清池，该池接纳尾矿浓缩池溢流水，强磁前，浮选前浓缩池溢流水及精矿浓缩池溢流水。
澄清池设计面积负荷为4.11m3/m2·h，处理水量约为2713m3/h，进水水质6000mg/l，经处理后环水水质≤100mg/l，自流至新建的V=1000m3贮水池，经环水泵加压返回二选及红矿车间使用，原有二选环水泵站取消。
在厂区新建环水泵站，泵站内共设有4台500CZS59A型环水泵，2工2备，将生产环水分别供给二选及红矿车间使用。
此外泵站内还设有排污泵，电动单梁悬挂起重机，电动葫芦等附属设施。
新建底流泵站，地下部分设有2台80ZJ-I-A33型渣浆泵，1工1备，用于将新建的Φ29m机械加速澄清池底流返回10＃Φ50m尾矿浓缩池处理，设计澄清池底流浓度为10%。
站内还设有排污泵，电动葫芦等附属设施。
底流泵站地上部分为污水处理药剂间，药剂间内设有两个贮药箱，两台玻璃钢搅拌罐，一台化工泵及电动葫芦等。
药剂投加方式采用重力投加，加药量约为50g/m3
3.3设计尾矿输送系统
新建红矿车间干尾矿量为84.3t/h，产出尾矿全部进入现有10＃尾矿浓缩机与二选尾矿一同处理，尾矿经浓缩后，底流浓度达40％自流进入尾矿道，经尾矿泵加压送至尾矿库。
为确保尾矿设计输送浓度，改造后选厂尾矿输送必须全部来自浓缩机底流，外排尾矿及各种溢流水必须就近全部返回浓缩机处理。
严禁未经浓缩直排尾矿道，影响输尾体积量。
改造后原有三，五选车间浓缩机底流排矿浓度控制在30％，大选车间，四选车间浓缩机底流排矿浓度控制在29％，各车间尾矿浓缩机底流浓度提高后，原有各浓缩机底流泵不变，调整后经计算全厂尾矿综合输送浓度约为30.5％，输尾体积量约为3400m3/h,采用两条DN600尾矿管道能完全满足输尾要求。
另两条尾矿管道做备用。
以上改造措施实施后，因尾矿浓度提高，现有生产水源仍能满足扩建后用水要求，全厂水循环利用率也有所提高。
4.0供配电工程
4.1设计依据
1）规范、标准：
«矿山电力设计规范»GB50070－94
«低压配电设计规范»GB50054－95
«供配电系统设计规范»GB50052－95
«通用用电设备配电设计规范»GB50055－93
《35～110kV变电所设计规范》GB50059-92
«3～110kV高压配电装置设计规范»GB50060－92
«10kV及以下变电所设计规范»GB50053－94
«66kV及以下架空线电力线路设计规范»GB50061－97
«电力工程电缆设计规范»GB50217－94
«建筑照明设计标准»GB50034－2004
4.2设计内容
1）新建原矿翻车矿槽及储矿设施；
2）新建100万吨红矿选矿车间，车间主厂房（主厂房利旧）内包括半自磨、球磨、分级、弱磁、强磁、细筛、浮选等设施；
3）新建强磁前浓缩大井及底流泵站；
4）新建浮选前浓缩大井及底流泵站；
5）新建精矿浓缩大井及底流泵站；
6）新建水处理设施，含加速澄清池、加药间、底流泵站及环水泵站。
4.3供电现状
1）2#变电所
2#变电所由动力厂管辖，现有8000kVA，66/3.15kV主变两台，同时运行，负荷率为71%。
主要对现有二选、粗破碎、精尾泵站、锅炉房、细河泵站等负荷供电。
2）3#变电所
3#变电所现有10MVA，66/3.15kV主变两台，同时运行，负荷率75%。
主要对三选及中破碎负荷供电。
3）4#变电所
4#变电所现有10MVA，66/3.15kV主变两台，同时运行，负荷率90%。
主要对现有四选负荷供电。
4）5#变电所
5#变电所现有10MVA，66/3.15kV主变两台，同时运行，负荷率90%。
主要对五选及细破碎负荷供电。
5）6#变电所
6#变电所现有12.5MVA，66/10.5kV主变两台，一工一备，负荷率72%，主要对大选负荷供电。
4.4计算负荷
1）主厂房
低压计算负荷Pjs＝1337kWQjs＝722kvarSjs＝1519kVA
高压计算负荷Pjs＝2736kWQjs＝927kvarSjs＝2889kVA
2）φ30m强磁前浓缩大井及底流泵站
低压计算负荷Pjs＝128kWQjs＝76kvarSjs＝149kVA
3）φ24m浮选前浓缩大井及底流泵站
低压计算负荷Pjs＝109kWQjs＝67kvarSjs＝128kVA
4）φ24m精矿浓缩大井及底流泵站
低压计算负荷Pjs＝166kWQjs＝94kvarSjs＝191kVA
5）环
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