金矿选矿流程考察报告

浮选流程考查报告

二00三年三月

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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 1 2 3 4 5 6 7 8 9 采样项目 矿石样 浮选原矿 优选尾矿 优选精矿 粗选尾矿 粗选精矿 最终尾矿 扫选精矿 精选尾矿 采样地点 7#皮带 原矿取样机 优选排矿处 优选泡沫槽 粗选排矿处 粗选泡沫槽 扫选排矿处 扫选泡沫槽 精选排矿处 采样量（湿重）（g） 8242 2414 6316 5508 3515 5610 42 9300 4024 2

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最终精矿 精选泡沫槽 3408 2 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3.1各种中间产品的浓度测定表

点号 1 2 3 4 5 6 7 8 样品名称 矿石样 浮选原矿 优选尾矿 优选精矿 粗选尾矿 粗选精矿 尾矿 扫选精矿 湿重 8242 2414 6316 5508 3515 5610 42 9300 干重 8042 816 1930 724 1156 502 1488 1206 浓度（水分） 水份2.43% 33.8% 35.04% 12.84% 32.% 8.95% 34.90% 12.97% 3

9 10 精选尾矿 精矿 4024 3408 366 442 9.10% 12.97%

3.2 各种产品的筛选分析

3.2.1 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） +8 +5 +3 +1.4 +0.15 +.074 -.074 合计 重量（g） 595 1704 1384 2085 1622 140 512 8042 产率（%） 个别 7.40 21.18 17.21 25.93 20.17 1.74 6.37 10.00 累计 7.40 28.58 45.79 71.72 91. 93.63 100.00

3.2.2 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） +0.15 +0.074 +0.038 -0.038 合计

重量 （g） 220 102 98 192 612 产率（%） 个别 35.95 16.67 16.01 31.37 100.00 4

累计 35.95 52.62 68.63 100.00 品位 （g/t） 0.86 2071 3.83 3.60 2.50 金属分布率（%） 个别 12.35 18.05 24.49 45.11 100.00 累计 12.35 30.40 . 100.00 3.2.4 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） +0.15 +0.074 +0.038 -0.038 合计 重量 （g） 50 84 370 558 产率（%） 个别 8.96 9.68 15.05 66.31 100 累计 8.96 18. 33.69 100 品位 （g/t） 44.00 113.00 118.00 66.00 76.40 金属分布率（%） 个别 5.16 14.32 23.24 57.28 100 累计 5.16 19.48 42.72 100 3.2.5 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） +0.15 +0.074 +0.038 -0.038 合计 重量 （g） 182 92 92 224 596 产率（%） 个别 30.85 15.59 15.59 37.97 100 累计 30.85 46.44 62.03 100 品位 （g/t） 0.12 0.20 0.28 0.30 0.23 金属分布率（%） 个别 16.40 13.81 19.34 50.45 100 累计 16.40 13.81 49.55 100 3.2.6 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） +0.15 重量 （g） 70 产率（%） 个别 19.55 累计 19.55 品位 （g/t） 40.05 金属分布率（%） 个别 12.57 累计 12.57 5

+0.074 +0.038 -0.038 合计 28 32 228 358 7.82 8.94 63.69 100 27.37 36.31 100 116.5 133.0 52.50 62.27 14.63 19.10 53.70 100 27.20 46.30 100 3.2.7 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） +0.15 +0.074 +0.038 -0.038 合计 重量 （g） 38 52 120 501 711 产率（%） 个别 5.34 7.32 16.88 70.46 100 累计 5.34 12.66 29. 100 品位 （g/t） 2.0 2.50 8.50 1.50 2.78 金属分布率（%） 个别 3.84 6.57 51.59 38.00 100 累计 3.84 10.41 62.00 100 3.2.8 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） +0.074 +0.038 -0.038 合计 重量 （g） 30 22 224 276 产率（%） 个别 10.87 7.97 81.16 100 累计 10.87 18.84 100 品位 （g/t） .00 .00 17.00 23.97 金属分布率（%） 个别 24.49 17.95 57.56 100 累计 24.49 42.44 100 3.2.9 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

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粒级 （mm） +0.15 +0.074 +0.038 -0.038 合计 重量 （g） 162 68 74 144 448 产率（%） 个别 36.16 15.18 16.52 32.14 100 累计 36.16 51.34 67.86 100 品位 （g/t） 0.13 0.12 0.17 0.14 0.14 金属分布率（%） 个别 33.99 13.17 20.35 32.53 100 累计 33.99 47.16 67.47 100 3.2.10 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） +0.15 +0.074 +0.038 -0.038 合计 重量 （g） 50 62 71 188 374 产率（%） 个别 13.37 16.58 19.78 50.27 100 累计 13.37 29.95 49.73 100 品位 （g/t） 63.50 115.06 148.00 123.00 118.68 金属分布率（%） 个别 7.15 16.07 24.68 52.10 100 累计 7.15 23.22 47.90 100

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根据表3.11画出的精矿粒度特性及金属分布曲线见图3.3 3.3 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。

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5.34m3

Q—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； δT—矿石真比重：2.7

t=60×5.34/22.09(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1.8分，原因是处理量由去年的20.33 t/h提高到了22.09 t/h。 3.4.2 浮选时间 公式：

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式中：

V—浮选槽有效容积（m3）; n—槽数； Q—处理矿量t/h; δT—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, δT =2.7，R=1.959 t1=60×4×0.9×2/22.09×(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, δT =2.7，R=2.21 t2=60×4×0.9×3/22.71×(2.21+1/2.7)=11.06分 3.4.2.3 扫选时间

式中，V=4,K=0.9,n=4,Q=22.41, δT =2.7，R=2.04 t3=60×4×0.9×4/22.41×(2.04+1/2.7)=16分 累计浮选时间= 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, δT =3.5，R=8.88 t3=60×1.1×0.85×3/0.91×(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：

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异戊基黄药：78.35g/t； 丁胺黑药：6.24 g/t； 2#油：14.35 g/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5℃，下午8.5℃。 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%，

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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5~8.5℃，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25~27℃”。 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/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。

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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48~50%较好。

5、药剂制度

从药剂制度来看，黄药用量达到134.85g/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130~140 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.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%，

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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48~50%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130~140 g/t，黑药10~20 g/t，2#油25~20 g/t，CuSO4为50 g/t，B药剂100~110 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矿混入比较多，严重影响破碎正常生产，降低选矿回收率，同时增加药剂消耗。因此，望矿部给予解决这一问题，为选矿生产创造有利条件。5.5 从本次生产流程的考查来看：浮选回收率仅达到94.51%，加上当班成品金67.56g，总会收率达到95.28%，这与1月份选矿总回收率达到95%，2月份总回收率达到94.95%相符，回收率降低的原因主要是：

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1、矿石中尾砂混入太多，造成矿浆被泥化污染，影响浮选药剂对单体解离的新鲜硫化矿的回收。

2、水温太低，是浮选化学反应变慢，消耗药剂增加，做后流失有用矿物增多。

3、当班精矿品位太高，造成流失太多，这在以后操作中应加强。

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