金矿选矿流程考察报告

1、浮选流程考查报告二 00 三年三月17浮选系统进行流程考查1流程考查采样点分布及采样量1.1流程考查采样点分布1.2流程考查采样地点、采样量表1.1流程考查采样地点、采样量采样序号采样项目采样地点采样量（湿重）（g）1矿石样7#皮带82422浮选原矿原矿取样机24143优选尾矿优选排矿处63164优选精矿优选泡沫槽55085粗选尾矿粗选排矿处35156粗选精矿粗选泡沫槽56107最终尾矿扫选排矿处42648扫选精矿扫选泡沫槽93009精选尾矿精选排矿处402410最终精矿精选泡沫槽34082试样加工流程图3浮选工艺流程查定结果（详见图3.4浮选作业数质量流程图）3.1各种中间产品的浓度测定表表

2、3.1各种中间产品的浓度测定表点号样品名称湿重干重浓度（水分）1矿石样82428042水份2.43%2浮选原矿241481633.8%3优选尾矿6316193035.04%4优选精矿550872412.84%5粗选尾矿3515115632.89%6粗选精矿56105028.95%7尾矿4264148834.90%8扫选精矿9300120612.97%9精选尾矿40243669.10%10精矿340844212.97%3.2各种产品的筛选分析 321入磨矿石样的得筛选分析（见表 3.2）表3.2入磨矿石样的得筛选分析粒级（mm）重量（g）产率（%）个别累计+85957.407.40+517042

3、1.1828.58+3138417.2145.79+1.4208525.9371.72+0.15162220.1791.89+.0741401.7493.63-.0745126.37100.00合计804210.003.2.2浮选原矿筛选分析（见表3.3）表3.3浮选原矿筛选分析粒级 （mm）重量（g）产率（%）品位 （g/t）金属分布率（%）个别累计个别累计+0.1522035.9535.950.8612.3512.35+0.07410216.6752.62207118.0530.40+0.0389816.0168.633.8324.4954.89-0.03819231.37100.003.

4、6045.11100.00合计612100.002.50100.00324优先浮选精矿筛分分析（详见表 3.5）表3.5优先选精矿筛析粒度特性表粒级 （mm）重量（g）产率（%）品位 （g/t）金属分布率（%）个别累计个别累计+0.15508.968.9644.005.165.16+0.074549.6818.64113.0014.3219.48+0.0388415.0533.69118.0023.2442.72-0.03837066.3110066.0057.28100合计55810076.401003.2.5粗选尾矿筛析分析（结果详见表 3.6）表3.6粗选尾矿筛析粒度特性粒级 （mm）重

5、量（g）产率（%）品位（g/t）金属分布率（%）个别累计个别累计+0.1518230.8530.850.1216.4016.40+0.0749215.5946.440.2013.8113.81+0.0389215.5962.030.2819.3449.55-0.03822437.971000.3050.45100合计5961000.231003.2.6粗选精矿筛析粒度特性（结果详见表3.7）表3.7粗选精矿筛析粒度特性粒级 （mm）重量（g）产率（%）品位 （g/t）金属分布率（%）个别累计个别累计+0.157019.5519.5540.0512.5712.57+0.074287.8227.3

6、7116.514.6327.20+0.038328.9436.31133.019.1046.30-0.03822863.6910052.5053.70100合计35810062.27100327尾矿粒度特性（结果详见表 3.8）表3.8尾矿粒度特性表粒级 （mm）重量（g）产率（%）品位 （g/t）金属分布率（%）个别累计个别累计+0.15385.345.342.03.843.84+0.074527.3212.662.506.5710.41+0.03812016.8829.548.5051.5962.00-0.03850170.461001.5038.00100合计7111002.781003

7、28扫选精矿筛分分析（结果详见表 3.9）表3.9扫选精矿粒度特性粒级 （mm）重量（g）产率（%）品位（g/t）金属分布率（%）个别累计个别累计+0.0743010.8710.8754.0024.4924.49+0.038227.9718.8454.0017.9542.44-0.03822481.1610017.0057.56100合计27610023.97100329精选尾矿筛分分析（结果详见表 3.10）表3.10精选尾矿粒度分析粒级 (mm)重量（g）产率（%）品位 （g/t）金属分布率（%）个别累计个别累计+0.1516236.1636.160.1333.9933.99+0.0746

8、815.1851.340.1213.1747.16+0.0387416.5267.860.1720.3567.47-0.03814432.141000.1432.53100合计4481000.141003210最终精矿筛分分析（结果详见表 3.11）表3.11精矿粒度特性表粒级 （mm）重量（g）产率（%）品位（g/t）金属分布率（%）个别累计个别累计+0.155013.3713.3763.507.157.15+0.0746216.5829.95115.0616.0723.22+0.0387119.7849.73148.0024.6847.90-0.03818850.27100123.0052

9、.10100合计374100118.681003.4。1.8 分，根据表 3.11 画出的精矿粒度特性及金属分布曲线见图 3.33.3 浮选工艺流程数质量流程图根据对浮选各种产品的考察数据计算出的数值量流程图见图3.4 数据计算3.4.1 搅拌时间公式： 111式中：V 搅拌槽容积，取 5.34m3Q处理量，当班：176.71 吨 /8h=22.09t/h;R矿浆液固比，(100-33.80) /33.8=1.959;Sr 矿石真比重：2.7t=60 X 5.34/22.09(1.959+1/2.7)=6.23分去年流程考察时搅拌时间为 8.03分，今年为 6.23分，降低了原因是处理量由去年

10、的 20.33 t/h 提高到了 22.09 t/h。3.4.2 浮选时间公式：式中：V 浮选槽有效容积( m3);n槽数；Q处理矿量t/h;Sr 矿石真比重；R矿浆液固比3.4.2.1 优先浮选时间式中， V=4,K=0.9,n=2,Q=22.09, Sr =2.7， R=1.959ti=60X4X 0.9X 2/22.09X (1.959+1/2.7)=8.40 分3.4.2.2 粗选时间式中，V=4,K=0.9,n=3,Q=22.71, S =2.7, R=2.21t2=60X4X 0.9X 3/22.71 X (2.21 + 1/2.7)=11.06分3.4.2.3 扫选时间式中， V

11、=4,K=0.9,n=4,Q=22.41, Sr =2.7， R=2.04 t3=60X4X 0.9X 4/22.41 X (2.04+1/2.7)=16 分 累计浮选时间二 t1+ t3+ t3=8.40+11.06+16=35.46分3.4.2.4 精选时间式中， V=1.1,K=0.85,n=3,Q=0.91, Sr =3.5， R=8.88 t3=60X 1.1X 0.85X 3/0.91 X (8.88+1/3.5)=20.17 分3.4.3 药剂的测定药剂分二次添加，即搅拌槽和扫选处，搅拌槽处：异戊基黄药： 78.35g/t；丁胺黑药： 6.24 g/t；2#油： 14.35 g/

12、t；CuSO4:50.33 g/t ；B 试剂： 101.86 g/t；扫选处：异戊基黄药： 56.50g/t；丁胺黑药： 8.41g/t；2#油： 11.63 g/t；合计：黄药总耗量134.85 g/t，搅拌槽占58.1%，扫选占41.9%，丁 胺黑药总耗量14.65 g/t，搅拌槽占42.59%，扫选占57.41% , 2#油总 耗量25.98 g/t，搅拌槽占55.23%，扫选占44.77%。3.4.4 水温及风压的测定流程考查当日，上午水温 5C,下午8.5C。浮选机供风风压为 0.019MPa。4 查定结果分析1、根据图3.4的数据，本次流程考查原矿品位为2.50 g/t，精矿品位

13、为118.68 g/t,尾矿品位为0.14 g/t，浮选作业的回收率达到94.51%。 而上次流程考查即去年浮选改造后的 5 月 18 日的考查数据为：原矿 品位为2.68 g/t，精矿品位为70.81g/t，尾矿品味为0.14 g/t，浮选作 业回收率达到 94.96%，回收率降低 0.45%。2、从入矿磨石样的筛分来看， 在矿石中 -200 目含量达到 6.37%， 而破碎产生的 -200 目粒级含量最高达到 3% ，也就是说在矿石的开采 过程中混入的细粒尾矿含量达到 3.37% ，这部分尾矿再经过两段磨矿 必然造成过磨、 泥化，对磨矿形成的矿物新鲜面造成污染， 并降低浮 选药剂的作用，从

14、而影响浮选回收率。3、从浮选过程的计算来看，搅拌时间达到 6.23 分，比去年的 8.03 分降低 1.8 分，原因是处理量由去年的 20.33 t/h 提高到今年的 22.09 t/h。4、从浮选时间来看，累计浮选时间达到35.46 分，达到了浮选要求。5、从水温测定来看，浮选的水温仅达到585C，这必然影响浮选 指标。使浮选反映变慢，药剂用量增加。据含金矿石及砂矿处理手 册上说：浮选指标，夏天比冬天好，最佳温度为 2527C”。6、粒度分析从尾矿粒度分析来看，金的损失主要在 -200 目的粒级中，共达 52.88%，其中损失在 +0.038mm 粒级中的达 20.35%，品位达 0.17g

15、/t， -0.038mm粒级的达32.53%，品位达0.14g/t,这两个粒级本来可以 在浮选得以回收， 但其之所以流失过多， 一是因为矿石中尾砂的混入 造成矿浆泥化污染，影响浮选药剂对单体解离的新鲜硫化矿的回收， 二是细粒尾矿中有细粒包裹金的存在，使选矿药剂无法对其发生作 用，最终在尾矿流失。在+0.15和+0.074mm两个粒级中，尾矿品位均比尾矿总品位低， 这说明浮选时间对这两个粒级的回收效果还是较好的。从浮选原矿的筛析来看，磨矿细度达到 47.38% ，从尾矿筛析来 看，该细度达到了浮选要求，根据经验，细度达到 4850% 较好。5、药剂制度从药剂制度来看，黄药用量达到134.85g/

16、t,其原因一是水温降低，消耗药剂偏多， 二是因为指标下降， 在操作上有意增加了药剂用 量，三是因尾矿混入，消耗药剂增加。其它药剂，如2#油、黑药、硫酸铜及 B 药剂用量均在标准范围内。根据目前矿石性质及现场实 验，黄药用量应达到130140 g/t，而原来矿部考核定的数据明显偏 低，望矿部将此定额适当调整。6、优先浮选的效果从本次流程考查来看， 去年技术改造增加的优选浮选作业的回收 率达到 64.76%，比去年流程考查的 52.63%提高了 12.13%，精矿品 位达到 118.68，富集比达到 47倍，由此可见，优先浮选效果是较好 的。7、矿石组成 去年考查时处理上庄与黄埠混合矿石，本次考查

17、只处理上庄矿区，黄埠矿区的减少是回收率降低的原因之一。5、 结论由流程考查可以看出：5.1 在小时处理能力为 22.09 吨，浮选浓度为 33.8%，即日处理 能力为 530.16吨时，浮选时间为 35.46分，达到了浮选的要求。 在正 常生产中，由于汞板作业所需浓度较低，实际浓度平均达到 32% ，这样浮选时间降为 33.6 分，如果改造处理量增加到 580 吨，则搅拌时间为 5.3 分钟（在浓度为 32% ），比日处理 530 吨时少 0.92分，搅 拌时间达到要求。浮选时间，如果处理量达到 580 吨 /日，浓度达到 33.8%时，浮 选时间降为 28.8 分，比现在的 35.46焚烧

18、6.66 分，比矿石要求的 30 分少 1.2 分。如果生产浓度达到 32% ，则浮选时间仅达到 27.3 分， 比矿石要求的 30分少 2.7分。因此，在处理量为 530 吨，浓度为 33.8%的情况下， 浮选时间可 达到 34.17分，能满足生产要求。 如果处理量达到 580 吨/日，浮选时 间减少 6.87 分，比标准减少 2.7 分，会明显影响浮选回收率等指标。5.2 磨矿细度，从尾矿筛析来看，磨矿细度达到4850%即可，没必要过高。5.3药剂消耗，黄药耗量考查时为 134.85 g/t，根据现在的矿石 性质和水温情况，黄药耗量应在 130140 g/t，黑药1020 g/t, 2#由 2520 g/t, CuS04为 50 g/t, B 药剂 100110 g/t。5.4 从球磨给矿的筛分结果来看，矿石中 -200目含量占 6.37%， 而原来占 3% ,说明矿石中细粒级尾