选厂概况及工艺流程简介.doc

选厂概况及工艺流程简介 1、 简史 金岭铁矿开采历史悠久，春秋战国时期的齐国在此就有最原始的开采冶炼活动。1898年1911年期间德国人在此开采，1914年1945年8月日本人在此进行掠夺性开采。日本投降时，所有建筑均被破坏，设备、物资荡然无存，成为一片废墟。1945年8月1948年7月期间停采（1948年7月解放）。1948年8月开始进行矿山开采的准备工作，1949年1月正式恢复矿山生产。 2、 地理位置 金岭铁矿位于山东省淄博市张店区中埠镇，西距张店15Km，矿区行政中心南距胶济铁路金岭镇站7Km，有准轨铁路专线相连；与309国道相距5Km，有矿区公路与之相通；济青高速公路从矿区行政中心北侧穿过，相距约1Km。从金岭镇东行273Km至青岛，西行123Km到济南。矿区分布在淄博盆地边缘，地理坐标东经11805′，北纬3648′，矿区面积2.83Km2。 3、 选矿厂概况 金岭铁矿选矿厂的前身是由山东冶金办事处设计的破碎能力为50万吨/年的破碎厂，1954年10月正式设计，1955年4月施工，1955年10月建成投产。破碎厂将矿石破碎至10mm，产品销往鞍山。 1961年设计用一台PEJ9001200简摆颚式破碎机代替PE450750颚式破碎机，即现在的粗碎。1963年2月安装投产后，破碎能力达到100万吨/年，1978年扩建第二台PEJ9001200简摆颚式破碎机，扩建后破碎能力达到200万吨/年。 19591960年，我矿委托北京矿冶研究总院进行矿石可选性试验。1965年由我矿进行选矿厂方案设计，1966年1月由山东冶金设计院进行施工图设计，1967年10月选矿厂（磨选部分2个系列）建成投产。设计矿石处理（指磨选）能力40万吨/年，1971年扩建磨选第3系列，磨选能力达到60万吨/年；1982年10月安装4 磨机（因供矿量不足闲置）。1985年对铜钴混合浮选13系列设备进行改造，用LCHX5m3浮选机代替6A（XJK2.8）浮选机；1994年3月，配套安装4磨机给矿系统、螺旋分级和浮选设备。1998年5月，破碎流程干式磁选作业用CTDG1010N永磁磁选机代替Φ10301045mm电磁滑轮，提高了矿石分选效果，粉矿品位有较大提高；2002年10月，在磨机前增加粉矿湿式预选作业，甩出占粉矿约7.5左右的-142 mm粒级（TFe 5.5左右）细粒废石，入磨品位提高34，磨选能力增至120万吨/年。2004年5月扩建磨选第5系列，磨选能力达到150万吨/年。 4、 矿石 金岭铁矿矿石为高温热液接触交代矽卡岩含铜磁铁矿床，矿石类型以磁铁矿为主，其次为矽卡岩磁铁矿及假象赤铁矿。矿石构造以块状为主，浸染状次之。矿石结构主要为半自形他形晶嵌镶结构，其次有包体结构。金属矿物主要为磁铁矿，其次为含钴黄铁矿、黄铜矿及微量磁黄铁矿、少量假象赤铁矿、辉铜矿。脉石矿物主要为透辉石、方解石、透闪石，其次为绿泥石、少量的云母、石榴子石及微量金云母、绢云母等。磁铁矿在块状中呈自形、半自形晶嵌镶结构。其中有少量的细粒脉石矿物分布。嵌布粒度一般为0.050.15mm。黄铁矿主要呈半自形、他形晶中粗粒沿磁铁矿间隙充填交代，构成网脉或以他形粗粒嵌布于脉石中，嵌布粒度一般为0.0150.05mm。黄铜矿主要呈半自形、他形中细粒充填交代于磁铁矿的间隙中或该间隙的脉石中，或呈细粒他形粒状稀疏浸染或局部密集浸染于磁铁矿间隙里的脉石中，嵌布粒度一般为0.030.10mm。钴没有单独矿物，主要以类质同象形式赋存于磁铁矿中，少量赋存于黄铁矿中。矿石硬度f 812，原矿比重3.84g/cm3，矿石多元素分析结果见表1。 5、 供水 工业用水由铁山采场井下排水供给。铁山165m泵房配置5台200D437水泵（流量288m3/台h，扬程294m），2台10DK92水泵（流量936m3/台h，扬程225m）。通过φ600mm长约1700m的管道扬至选矿厂水池。 原设计排水能力13000m3/天。由于选矿厂尾矿处理系统回水量增加，现供选矿厂水量减少为30004000m3/天左右。铁山采场井下排水与选矿厂尾矿处理系统回水一起用水泵{1台14sh13型水泵，2台12sh13型水泵，其中备用1台}送至选矿厂各用水点。选矿厂每吨入磨粉矿用水量约6.27.0m3/吨。 6、 供电 矿区供电来自鲁中电网（2004年7月18日铁厂建成投产，2006年利用高炉煤气发电的电厂投产，所发电供选矿厂使用）由魏庄和辛店二条线路供电。矿区在铁山自建110kv变电站及召口35kv变电站各一座。选厂用电来自铁山110KV变电站，电压6000V，经选Ⅰ、选Ⅱ两路输送到选矿厂配电室。选矿厂所有的6KV高压电机（细碎、球磨）通过高压开关柜的高压断路器供电，380V电机通过选矿厂（9台）6KV/0.4KV变压器供给。 7、 试验 铁山矿石可选性试验是由北京矿冶研究总院负责完成的。试验采用浮选磁选联合流程。即先用混合浮选选出铜、钴（硫）混合精矿，然后进行铜、钴（硫）分离浮选；混合浮 选尾矿磁选获得铁精矿。试验结果见表2。试验矿样原矿品位较高，选矿厂投产后，实际 表1 矿石多元素分析 元素 TFe Cu Co Ni V2O5 S P MnO2 铁山 53.69 0.280 0.032 0.032 0.04 2.12 0.030 0.085 召口 49.24 0.131 0.022 0.022 0.03 0.33 0.032 0.0182 侯庄 51.90 0.110 0.19 元素 Zn TiO2 CaO AI2O3 K2O Na2O Ga Ag 铁山 0.009 0.012 4.54 1.42 0.092 0.009 0.00085 痕量 召口 0.012 1.83 4.89 0.300 0.075 0.00120 4g/t 侯庄 6.48 1.65 表2 选矿试验结果 产品 名称 产率 品位（） 回收率（） TFe S Cu Co TFe S Cu Co 铜精矿 0.52 32.00 29.04 13.99 0.225 0.28 5.61 43.46 3.83 钴精矿 4.85 40.50 43.04 0.60 0.427 3.28 78.29 17.39 66.14 铁精矿 82.24 67.00 0.34 0.054 0.0086 92.75 10.49 26.54 22.36 尾 矿 12.39 17.00 1.20 0.170 0.019 3.69 5.61 12.61 7.67 原 矿 100.00 59.41 2.67 0.167 0.313 100.00 100.00 100.00 100.00 入选原矿品位TFe 45左右，Cu0.100.13，Co 0.0120.015。为了提高选矿厂的技术经济指标，选矿厂在试验和技术改造方面做了大量的工作。 8、 生产 8.1 破碎与干式预选 设计破碎筛分采用二段一闭路流程，见图1。原矿粒度为3000mm，经过固定格筛筛分，筛上产品进入450750mm颚式破碎机粗碎。粗碎后的矿石与格筛筛下产品合并送入细碎前的预先筛分（固定条筛）作业，预先筛分的筛上产品经手选抛弃部分废石后送入 Φ13001600锤式破碎机细碎。细碎产品通过检查筛分（固定条筛），筛上产品返回固定格筛，形成闭路。预先筛分和设计流程如图1。经过多年的改造后，现破碎筛分流程如图2。 现原矿入仓粒度为6000mm，经过PEJ9001200简摆颚式破碎机粗碎至2500mm，粗碎后的矿石进行预先筛分，14mm粒级矿石用CTDG1010N永磁干式磁选机（98年5月前为Φ10301045mm电磁滑轮）预先抛弃废石。预选后的矿石经PCKΦ13001600可逆锤式破碎机细碎，细碎产品进行检查筛分，筛上产品返回CTDG1010N永磁干式磁选机进行二次选别，形成闭路破碎。预先筛分和检查筛分的筛下产品（-14mm）作为碎矿最终产品。破碎筛分设备技术性能见表3。 表3 破碎设备主要技术性能 序号 设备名称 型号 数量（台） 排矿口或筛孔（mm） 给矿粒度（mm） 排矿粒度（mm） 单机产量（t/h） 1 颚式破碎机 PEJ9001200 2 200 6000 2500 240280 2 锤式破碎机 PCKΦ13001600 2 2500 800 150180 3 永磁磁选机 CTDG1010N 1 2500 2500 150220 4 圆振动筛 2YA1842 1 14 2500 2500 300400 5 圆振动筛 2YA1530 1 14 2500 800 200250 原矿 原矿 粗碎 格 筛 预先 筛分 粗碎 干式 磁选 固定 条筛 - 手 选 废石 细碎 检查 筛分 废石 细碎 固定 条筛 粉矿 粉矿 图1 设计破碎流程 图2 实际破碎流程 8.2 磨矿分级 选矿厂有5个磨矿分级系列。磨矿分级为一段闭路磨矿分级流程。磨矿设备采用Φ2.72.1m格子型球磨机，配以2FLG-1500高堰式双螺旋分级机。磨矿细度原设计要求分级机溢流中200目占65，近几年磨矿细度控制在6570之间。磨矿分级和选矿主要设备见表4。 表4 磨矿分级和选矿主要设备 设 备 名 称 型 号 规 格 数量（台） 电机 功率（KW） 数量（台） 湿式格子型球磨机 MQG27002100 5 1440 5 高堰式双螺旋分级机 2FLG1500 5 102.5 10 充气机械搅拌式浮选机（12系列） LCHX5m3 16 195 16 机械搅拌式浮选机（12系列） XJK2.8 4 40 4 充气机械搅拌式浮选机（34系列） XCFKYF（8m3） 12 180 12 充气机械搅拌式浮选机（34系列） XCFKYF（4m3） 2 30 2 机械搅拌式浮选机（5系列） BF10 4 120 4 机械搅拌式浮选机（5系列） BF2.8 2 22 2 磁选机（1、2段磁选） XCTB1232CTB1030 2（组） 37 4 磁选机（三段磁选） MDXB1030 2 11 2 8.3 浮选 选别作业采用先浮选后磁选流程。浮选采用铜、钴（硫）混合浮选，混合浮选精矿进行铜钴分离的流程。铜、钴混合浮选采用一粗、一扫、一精流程。14系列 混合浮选粗、扫选作业使用。 一、二系列粗、扫选采用LCHX5m3浮选机（2个系列共16台浮选机），精选作业使用6A浮选机（2个系列共4台）；三、四系列采用XCFKYF（8m3）浮选机（2个系列共12台），精选作业采用XCF浮选机（2个系列共2台）五系列混合浮选粗、扫选作业各使用4台BF10浮选机，精选作业使用2台BF2.8浮选机；铜、钴分离浮选采用一粗、二扫、一精流程。使用5A浮选机18台（粗选8台，一、二扫选各4台，精选2台）。 8.4 磁选 磁选作业采用三段磁选流程（2个系列）。一、二段磁选采用XCTB1232XCTB1030型组合式双筒永磁磁选机，即一段磁选作业使用XCTB1232（Φ12003200）磁选机，二段磁选作业采用XCTB1030（Φ10503000）磁选机，三段磁选采用MDXB10503000磁选机。磨选流程如图3。 9、 精矿脱水 铁精矿和铜精矿用过滤机直接过滤，钴（硫）精矿先用浓缩机浓缩后再过滤。Φ18m浓缩机（钴精矿浓缩）溢流、过滤机滤液及磁选尾矿混合用泵扬送至（一次尾矿浓缩）Φ50m浓缩机（注1984年9月建成Φ50m一次浓缩）浓缩，底流用80ZGB渣浆泵扬至Φ18m浓缩机进行二次浓缩（1998年建成二次浓缩），Φ18m（二次浓缩）底流用65ZGB渣浆泵压入XMZ500/1500UA压滤机进行压滤（2002年2月尾矿压滤工程竣工）。XMZ500/1500UA压滤机滤液和Φ18m浓缩机溢流用KWPK65315型无堵塞泵（流量3090m3/时，扬程2037m，电机功率18.5KW）扬回选厂（Φ50m）回水池作为循环水送选矿厂再利用。精矿浓缩与过滤设备见表5 10、尾矿处理 选矿厂从1967年投产至1984年9月，尾矿未经浓缩（浓度约4.5左右）由4段泵站（第1段分别设在污水泵房和主厂房的砂泵坑内，各2台6PS10S砂泵，其余3段每段分 别有3台6PSA砂泵）接力输送至位于选矿厂西偏南方向，与选矿厂相距1000米的铁山露天采矿废弃的1 和2 矿坑，总扬程约6 4米。1984年9月，由本矿设计的尾矿浓缩环水工程竣工，并投入生产使用。尾矿经TNB50周边传动式浓缩机浓缩，TNB50周边传动式浓缩机底流（浓度约为1618）经两台近串的4PNJA胶泵，将尾矿扬送至1 和2 露天 矿坑。1990年4月，砂泵坑用2台8/6H渣浆泵（其中1台备用）代替6PS10砂泵），1991年7月，尾矿扬送点迁至3露天矿坑，尾矿排放点下降15m左右。1996年10月污水泵房其中1台6PSA砂泵由1台150ZGE渣浆泵替代【（注一段时期，Φ50m底流曾试用一 粉 矿 湿式 预选 CBS1010型磁选机 2mm 筛 分 -2mm DS2P1224振动筛 磨矿 MQG2.72.1m球磨机 预选细石 分 级 2FLG15分级机 混合浮选 粗选 LCHX5m3浮选机 （5系列BF10浮选机） 精 选 扫 选 6A浮选机 LCHX5m3浮选机 （BF2.8浮选机） （5系列BF10浮选机） 铜钴分离 浮选粗选 Ⅰ 磁 5A浮选机 XCTB1232磁选机 一次 扫选 Ⅱ 磁 5A浮选机 XCTB1030磁选机 二次 扫选 Ⅲ 磁 5A浮选机 MDXB1030磁选机 过 滤 过 滤 过 滤 水 铜精矿 水 钴精矿 水 铁精矿 尾矿 图3 金岭铁矿选矿厂选矿工艺流程图 表5 精矿浓缩、过滤设备一览表 作业名称 设备名称 单 位 数 量 备 注 铜精矿过滤 10m2真空圆筒过滤机 台 2 钴精矿浓缩 TNB18周边传动式浓缩机 钴精矿过滤 20m2真空圆筒过滤机 台 1（原2） 铁精矿过滤 TCW12永磁过滤机 台 6 段4PNJA泵代替两段，提高尾矿输送浓度达28（可正常工作）。但持续时间一长，尾矿浓度上升较快，TNB50浓缩机及胶泵（工作电流迅速增大）均无法正常工作）】形成尾矿输送系统。1967年10月1984年9月尾矿输送系统如图5。 污水泵房、（主2砂 3砂 4砂 1、2 厂房）砂泵坑 泵站 泵站 泵站 露天矿坑 图5 1967年10月 1984年9月前4段接力尾矿输送系统示意图 1984年9月后，尾矿输送系统的（一段浓缩）TNB50周边传动式浓缩机泵房内设计安装6台4PNJA泵，4台（其中2台备用）用于尾矿输送，总扬程约50（6415）米，2台4PNJA泵（其中1台备用）供旋流器进行尾矿分级（现已停用）。有3台10sh13双吸离心水泵（2004年5月五系列磨选扩建后已换成13sh13双吸离心水泵），一般开动2台供选厂用水。有2台DA11253水泵，根据旱情支援农业灌溉用水（现已不对外供水）。1984年9月2002年11月期间尾矿输送系统见图6。2000年TNB50周边传动式浓缩机底流泵采用80ZGB渣浆泵取代4PNJA胶泵，2001年11月，砂泵坑采用200ZGB渣浆泵取代8/6H渣浆泵。TNB50周边传动式浓缩机主要技术指标见表6 表6 TNB50周边传动式浓缩机主要技术指标（1994年数据） 项目 处理量 给矿浓度 排矿浓度 溢流最大颗粒直径 悬浮物 给水量 溢流水量 环水利用率 单位 吨/平方米 mm 毫克/升 立方米/日 立方米/日 数量 0.314 4.26 18 ＜0.01 35.0 14055.7 11372.6 75 砂泵 砂泵 水泵 水封泵 水泵 污水泵房 主厂房泵站 Φ50m浓缩池 Φ50m浓缩机泵房 3 Φ1807 矿 坑 沉 水 淀 池 池支农灌溉 去选矿厂 铁山采场165泵房断续供新水 图6 1984年9月2002年11月期间尾矿输送系统示意图 11、 选厂流程特点 11.1 破碎流程特点 11.1.1 破碎采用两段一闭路流程用锤式破碎机代替中、细碎，流程结构简单。特点有⑴ 破碎比大，i ＞14；⑵ 粒度细且均匀；⑶ 破碎机构造简单，易检修。 11.1.2 磁滑轮预先抛尾。可抛弃66.3的废石，使粉矿品位提高67，对稳定入磨品位，降低磨选成本有利，使选厂电耗下降16.7。 11.1.3 粗碎前有露天存放场，可缓冲采场与选厂生产不协调及合理配矿问题；粗碎与细碎之间有中间矿仓，在粗、细碎之间可起到一定的生产调节作用；细碎后，在100m皮带机下设有露天粉矿贮矿场，可以调节碎矿间断生产与磨选连续生产之间的矛盾。 11.1.4 破碎流程的缺点有 ⑴ 粗碎矿仓有效储矿能力小，设计储矿能力200t/仓，实际7080t/仓，仓底坡度36（现有所改进）；易淤矿造成有效容积减小，使外翻及倒矿量大，增加矿石倒运成本；⑵ 细碎机锤头、格板等备件消耗量大，且排尘量大，作业环境差；⑶ 由于有中间贮矿仓及露天存放场，致使转运皮带输送机增多，破碎筛分流程战线拉长，影响破碎生产的环节多，胶带、托辊等耗量增加，操作人员增加。 11.2 磨选流程的特点 11.2.1 磨矿流程采用一段闭路磨矿分级流程，流程结构及设备布置简单，易于操作调整；各个磨选系列自成系统，互不影响，易于检修和便于组织生产。 11.2.2 选别作业采用“先浮后磁”流程，可得到较高的选矿技术指标，提高矿产资源的利用率。从选厂建厂前所做的“浮磁”和“磁浮”两种流程选矿试验结果可知在铁精矿品位和回收率指标上，两种流程各有高低，相差不大；在铜、钴回收率方面比较，“浮磁”流程明显地高22.08和1.45，在铜、钴精矿品位方面，“浮磁”流程略低。但在“磁浮”流程中，因铁精矿产率很大，使磁选尾矿浓度大大降低，因此，必须增加浓缩作业，提高磁选尾矿浓度以满足浮选对选别浓度的要求。在磁选尾矿浓缩时，势必从浓缩机溢流中带走部分细粒级硫化矿，造成金属流失，此外，从经营费用、产品产值及基建投资方面综合比较，“先浮后磁”流程优于“先磁后浮”流程。 11.3 尾矿处理系统特点 1984年9月环水工程竣工后，尾矿经φ50m浓缩机浓缩后用泵扬入3、4露天矿坑，φ50m浓缩机溢流返回选厂重复利用。按年输送尾矿量20万吨，尾矿浓度从4.5提高至18，每年少输送尾矿浆340多万立方米，少输送尾矿和少供新水两项，年节电218万KWh，且浓缩机溢流水可返回选矿厂循环使用，环水率可达75以上，尾矿输送系统用两段泵站代替原4段泵站6PS砂泵接力输送方式，减少了泵房，简化了输送系统，方便了管理，节约了经营费用。 2002年12月尾矿压滤工程竣工后，尾矿经φ50m和Φ18m浓缩机两次浓缩后再用渣浆泵压入压滤机压滤，压滤后的尾矿用皮带输送机转运至尾矿库（3、4露天矿坑），环水利用率提高到94以上，各段泵站矿浆输送量及回水情况见表8。选矿用水基本实现了全闭路循环利用。 表7 尾矿输送各级泵站输送矿浆量和返回水量情况 泵 站 矿浆浓度（） 输送矿浆量（万m3） 输送水量 （万m3） 输送尾矿量 （万m3） 返回水量（万m3） 环水率（） 一段泵站 4.5 907.14 891.78 15.36 0.00 0.00 二段泵站 22 167.81 152.45 15.36 700.38 78.54 三段泵站 28 125.93 110.57 15.36 41.88 4.70 压滤 78.5 27.14 11.78 15.36 98.79 11.08 1228.08 11.78 15.36 841.05 94.31 表8 环水率的计算 产 品 产量（吨） 水分（） 含水量（吨） 备注 铁精矿 1044055 9.1455 105095.56 铜精矿 7303 15.0 1288.76 钴精矿 14525 23.20 4387.76 尾 矿 430738 23.5 132318.21 （包括部分冲洗水量） 蒸发量 97245.66 （按用水量的1计） 耗水总量 340335.95 （以上5项之和） 磨矿耗水量 1496087 9724565.50 （按用水量6.5吨/吨粉矿计） 环水率 96.50 原矿水分 5.50 表9 2007年生产指标完成情况 矿石单位，吨 产率单位， 采 场 生 产 情 况 全矿矿石产量 铁山 召口 侯庄 小计 金鼎 1865899 374188 783154 665700 1833042 146213 选 矿 厂 生 产 情 况 磨矿量 铁精矿 铜精矿 铜金属 钴精矿 钴金属 1542554 1098889 7089 1437.331 20002 84.814 原矿 岩石 细石 尾矿 岩石总量 岩石产率 2033174 380317 110303 416574 490620 18.71 细石产率（占原矿） （占磨矿） 总抛岩率 尾矿产率（占原矿） （占磨矿） 5.43 7.15 24.13 20.49 27.01 表10 2007年采场出矿石品位情况 采场 矿量（吨） TFe Cu Co 铁山 384188 38.29 0.099 0.0132 召口 783154 36.80 0.054 0.0108 侯庄 665700 40.81 0.113 0.0153 全矿 1833042 38.57 0.085 0.0129 表11 2007年选矿厂质量指标完成情况 项目 矿量（吨） TFe Cu Co TFe Cu Co 原矿 2033174 38.68 0.097 0.0129 786435 1967.583 262.682 磨矿 1542554 49.14 0.116 0.0151 758011 1789.363 232.926 铁精矿 1098889 66.38 729443 铜精矿 7089 20.276 1437.331 钴精矿 20002 0.424 84.814 回收率 回收矿石 27291 20.59 0.064 0.0164 5619 17.466 4.476 废石 380317 6.16 0.037 0.0062 23428 140.717 23.580 表12 2005年2007年选矿指标完成情况 指标名称 项目 单位 2005年 2006年 2007年 一、原矿品位 TFe 45.0866 38.3417 38.682 Cu 0.1068 0.1021 0.097 Co 0.0135 0.0116 0.013 预选粉矿品位 TFe 45.3729 46.167 Cu 0.160 0.111 Co 0.0130 0.0140 入磨品位 TFe 49.144 Cu 0.117 Co 0.015 二、精矿品位 TFe 66.0337 66.2532 66.385 Cu 20.5028 20.1065 20.276 Co 0.4010 0.4058 0.424 指标名称 项目 单位 2006年 2007年 三、总尾矿品位 TFe 5.4169 5.4029 5.606 Cu 0.0364 0.0358 0.035 Co 0.0075 0.0061 0.006 干选尾矿品位 TFe 6.156 Cu 0.037 Co 0.006 预选尾矿品位 TFe 4.532 Cu 0.034 Co 0.006 湿选尾矿品位 TFe 5.4240 5.385 Cu 0.0344 0.032 Co 0.0063 0.007 四、金属回收率（理论） TFe 95.9747 93.6426 93.395 Cu 66.2588 64.7161 64.645 Co 48.7681 52.2920 50.637 （实际） TFe 94.3404 91.4862 92.754 Cu 80.3431 72.9464 72.708 Co 24.8667 25.6583 32.382 五、预选粉矿回收率（理论） TFe 96.802 Cu 70.191 Co 62.122 （实际） TFe 95.600 Cu 78.306 Co 35.571 六、入磨湿选回收率（理论） TFe 93.643 96.839 Cu 64.716 72.294 Co 52.292 54.968 指标名称 项目 单位 2005年 2006年 2007年 （实际） TFe 91.486 96.230 Cu 72.946 79.917 Co 25.658 36.514 七、主要物耗 钢球 Kg/t 0.3644 0.3452 0.274 黄药 g/t 51.4942 47.5574 47.947 2油 g/t 9.6450 13.6356 12.823 衬板 t/t 0.1414 0.0986 0.121 胶带 m2/t 0.0047 0.0006 0.005 过滤布 m2/t 0.0023 0.0016 0.001 水 10.7321 9.2875 9.199 其中新水 t/t 0.9106 0.7864 0.808 电力（原矿） Kwh/t 13.3086 13.161 电力（精矿） Kwh/t 26.3410 指标名称 项目 单位 2005年 2006年 2007年 八、选矿劳动生产率 按原矿计算全员 t/人 2742.0619 3534.022 4400.810 工人 t/人 3451.691 4431.424 5070.259 按精矿计算全员 t/人 1766.268 1871.066 2378.548 工人 t/人 2223.367 2346.191 2740.372 九、球磨机利用系数 t/m3台时 3.7475 3.878 3.953 十、球磨机作业率 74.1462 86.1072 91.703 十一、选矿比（理论） 倍 1.528 1.8474 1.838 （实际） 倍 1.5525 1.8888 1.850 十二、过滤机效率 12m2 TFe m2/t台时 2.3321 2.3752 2.416 10m2 Cu m2/t台时 0.087 20m2 Co m2/t台时 0.170 十三、过滤机作业率 12m2 TFe 73.8934 85.0302 83.151 10m2 Cu 49.957 20m2 Co 80.203 十四、500m2压滤机效率 t/台时 0.024 500m2压滤机作业率 91.703 十五、破碎机台时能力 粗破 t/台时 227.4934 267.3618 269.209 细破 t/台时 256.7171 276.706 十六、破碎机作业率 粗破 38.9031 43.0652 45.901 细破 35.7939 36.260 十七、选矿日处理量 t/日 5962.387 指标名称 项目 单位 2005年 2006年 2007年 十八、精矿水分 铁精矿 9.2193 9.1415 9.140 铜精矿 16.040 钴精矿 24.536 十九、原矿水分 5.50 5.