某某金矿采选工程可行性研究报告书选矿专业文本.docx
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某某金矿采选工程可行性研究报告书选矿专业文本
1目录
2选矿及尾矿设施
2.1概述
2.1.1设计依据
a）国家及行业有关设计规范及标准。
b）2010年4月昆明理工大学提交的《<贵州簸箕田原生金矿选矿新技术研究>研究报告》。
c）2009年4月贵州紫金矿业股份有限公司提交的《设计委托书》。
d）业主提供及现场调查搜集到的相关资料。
e）相关专业提交的设计资料。
f）2012年4月贵州紫金矿业股份有限公司提交的《关于变更长田金矿设计合同补充协议中部分条款的函》（黔紫综［2012］42号）。
2.1.2设计原则
a）严格执行国家及行业有关黄金矿山建设及生产的政策、法规和规定。
b）工艺流程简单可行，以利节约资源和投资，做到技术可行、经济合理。
c）结合矿山实际情况，遵循矿山近期建设和长远发展相结合的原则，留有改扩建的余地。
d）选厂装备水平与矿山规模相适应，选择先进、高效的工艺设备。
2.1.3设计规模、服务年限及工作制度
2.1.3.1设计规模
根据业主委托和采矿生产能力验证，确定的采选规模为800t/d（一期）；预留扩建能力至1500t/d；本次设计部分设施按1500t/d规模进行设计，各个作业的设计规模为：
a）选矿厂粉矿仓、磨浮系统按800t/d设计，预留扩建至1500t/d的场地。
b）选矿厂原矿仓、破碎和筛分系统按1500t/d规模进行设计。
c）选矿厂脱水系统（包含精矿、尾矿浓缩、精矿压滤和精矿包装）按原矿规模1500t/d进行设计。
2.1.3.2服务年限及工作制度
服务年限为17a（包含基建期3a）；工作制度为：
330d/a，24h/d,3P/d,8h/P。
2.2原矿性质
2.2.1矿石类型及矿物组成
长田金矿矿石属于典型的原生型卡林金矿，属于微细浸染型金矿；矿石主要由沉积岩组成，少数浅变质，具纹层状构造、条带浸染状-稀疏浸染状构造。
含生物屑粉-细砂屑结构、微晶结构、粒状变晶结构、自形-半自形-它形粒状结构。
矿石主要由碳酸盐、氧化物、硫化物、硅酸盐及少量单质元素组成。
其中以碳酸盐为主，占矿石的42%左右；氧化物和硅酸盐次要，分别占矿石的33%左右和17%左右；硫化物及其它少量，共占矿石的8%左右。
脉石矿物主要由白云石、石英组成，其次为水云母、炭片，偶见海绿石。
2.2.2矿石主要矿物嵌布特性
矿石中金主要以类质同象晶格金的形态赋存在黄铁矿、毒砂中，以包裹微粒金的形式赋存在碳酸盐及石英等矿物中，显微镜下未观察到自然金颗粒。
金在黄铁矿和毒砂中的分配率为80.89%，在方解石和白云石中的分配率为8.23%，在石英中分配率为10.88%。
2.2.3矿石化学成分
综合样X-萤光分析、多元素分析和单矿物化学分析见表6-1、6-2和6-3。
矿石中主要有益元素为Au和S，S可以富集在金精矿中综合回收，有害元素为As。
表6-1矿石X-萤光分析结果
元素
Na2O
MgO
Al2O3
SiO2
P
K2O
CaO
Fe2O3
含量（%）
0.07
>1
>3
>10
0.09
>1
>10
>3
元素
Sc
Ti
V
Gr
Mn
Co
Ni
Cu
含量（g/t）
4.9
>1000
98.8
116.7
882.1
11.5
35.5
83.6
元素
Zn
Ga
Br
Rb
Sr
Y
Zr
Nb
含量（g/t）
88.3
15.7
11.4
42.4
639.9
14.3
185
22.8
元素
Mo
Sn
Ba
La
Ce
Pb
Th
U
含量（g/t）
9.9
48.1
232.8
23
50.2
1.2
31.2
5.4
表6-2矿石多元素分析结果
元素
Au（g/t）
Cu
Pb
Zn
TFe
S
Hg（10-6
含量（%）
4.97
0.01
0.004
0.009
5.50
3.91
13.47
元素
As
CaO
MgO
Al2O3
SiO2
Ag（g/t）
有机炭
含量（%）
0.45
19.90
2.82
6.66
35.87
1.19
0.5
表6-3矿石中单矿物化学分析结果
矿物中
金含量
黄铁矿
方解石、白云石
石英
炭质
Au（g/t）
30.9
3.31
3.81
<0.05
2.2.4供矿条件及工作制度
矿石由竖井经箕斗提升至地表，卸入原矿仓，经胶带输送机送至选厂。
原矿供矿量：
800t/d，26.4×104t/a；原矿最大粒度200mm；原矿提升工作制度：
11h/d，3P/d。
服务年限内原矿平均出矿品位为4.80g/t。
2.3选矿试验
2.3.1试验单位、日期及规模
紫金矿冶设计研究院和昆明理工大学分别独立完成了实验室小型试验，并提交了选矿试验报告，试验方案及结果对比见表6-4。
表6-4选矿试验方案及结果对比
序号
试验单位
试验完成日期
工艺方案（浮选）
磨矿细度
原矿品位（g/t）
精矿品位（g/）t
精矿回收率（%）
尾矿品位（g/t）
1
紫金矿冶设计研究院
2009年3月
一粗三扫一精，中矿再磨再选
粗磨：
-0.074
mm占90%；中矿再磨：
-0.037mm占90%
4.97
26.02
87.31
1.00
2
昆明理工大学
2010年4月
集中磨矿，一粗三扫三精
-0.074mm占85.4%
4.80
31.70
91.80
0.46
昆明理工大学推荐的方案工艺简单，技术指标较优，但浮选药剂消耗量较大；紫金矿冶设计研究院推荐的方案工艺流程较复杂，磨矿粒度较细，技术指标较差于昆明理工大学的方案，但药剂品种，药剂消耗量较少；两家试验单位的试验报告均未进行评审，均未进行扩大连选试验；因此，采用技术指标较优的昆工试验方案做为本次可研的依据，以下内容只介绍昆工试验内容和结果。
2.3.2试样及其代表性
试验样品的采取是由贵州紫金矿业股份有限公司地勘处负责，共采取三个矿样，它们分别采自编号为IVb、IVc和IXc的矿体，分别送去化验品位IVb：
3.38g/t；IVc：
4.84g/t；IXc：
6.16g/t。
矿样总重为141.81kg，按照IVb：
IVc：
IXc：
=1：
1：
1.5进行配矿，综合样品位为4.99g/t。
2.3.3试验方案及试验结果
试验推荐的磨矿细度为85.4%，试验推荐的工艺流程和药剂制度见图6-1，闭路试验结果见表6-5。
图6-1闭路试验流程图
表6-5闭路试验结果
产物名称
产率（%）
品位（g/t）
回收率（%）
精矿
13.9
31.7
91.8
尾矿
86.1
0.46
8.2
原矿
100.00
4.80
100.00
回水试验（回水比例30～80%）结果证明：
回水对选矿指标没有影响。
浮选金精矿多元素分析见表6-6。
表6-6精矿多元素分析
元素
Au
（g/t）
Ag
（g/t）
Cu
Pb
Zn
Sb
Fe
含量
（%）
31.7
5.35
0.005
0.001
0.002
0.001
17.45
元素
S
As
C
CaO
MgO
Al2O3
SiO2
含量
（%）
22.34
2.08
3.65
3.73
2.17
5.99
36.52
浮选精矿和尾矿沉降速度测定结果见表6-7和图6-2。
表6-7浮选产品沉降速度测定结果
沉降时间（分）
澄清区高度（mm）
精矿
尾矿
1
284.8
285.8
2
290.6
289.2
3
293.2
291.8
4
293.9
293.4
5
295
294.4
6
296.1
295.0
7
296.5
296.1
8
296.5
296.6
9
296.5
296.3
10
296.3
11
296.3
总高度320mm
总高度320mm
图6-2浮选产品沉降速度曲线
2.3.4试验评述
昆明理工大学对该矿石进行了较为细致的研究，查明了矿石的基本性质，提供了合理的工艺流程和相关的技术参数，为工艺流程的选择提供了依据，可以作为本可研的依据；但试验内容和深度不够，缺少矿石物性参数测试，如功指数，密度、堆积角等，缺少浮选浓度、精选浮选时间等技术参数；缺少闭路试验的数质量流程图；浮选药剂种类较多，用量较大，建议进行深入研究，尽可能减少药剂种类和数量。
2.4设计流程及指标
2.4.1碎磨工艺
目前国内外选矿厂碎磨工艺主要有三段一闭路+球磨和粗碎+半自磨+球磨工艺。
三段一闭路+球磨流程在国内应用较多，工艺成熟可靠，生产稳定；粗碎+半自磨+球磨流程工艺简单，占地面积小，投资少，建设周期短，但半自磨机对矿石具有适应性，矿石中必需具有一定量硬度适中可作为磨矿介质的矿石，较适用于含泥量高的矿石。
参照国内外类似矿山生产实践，结合选厂处理规模较小，原矿含泥量少和缺少矿石半自磨试验资料等因素，本可研选用三段一闭路破碎（粗碎设在井下）＋两段闭路球磨工艺。
破碎工艺流程见图6-3，选厂给矿粒度-200mm，最终产品破碎粒度-12mm；磨矿采用两段闭路磨矿，磨矿产品细度为-0.074mm占88％，工艺流程见图6-4。
图6-3破碎工艺流程图
图6-4磨矿工艺流程图
2.4.2选别工艺
根据选矿试验报告，参考国内外同类型矿山的生产实践，选别工艺确定为一粗四扫三精的浮选工艺，与试验推荐的工艺流程增加一次扫选，工艺流程见图6-5。
图6-5浮选工艺流程图
2.4.3脱水工艺
根据精矿含水要求，参考周边矿山的生产实践，金精矿脱水工艺选用一段浓缩、一段压滤的两段脱水工艺，最终精矿含水小于12％。
2.4.4选矿工艺指标
结合周边同类型矿山的生产实践，参考试验指标，确定的设计工艺指标见表6-8。
表6-8选矿设计工艺指标
序号
产品
产率（%）
品位（g/t）
回收率（%）
1
精矿
14.24
30.00
89.00
2
尾矿
85.76
0.62
11.00
3
原矿
100.00
4.80
100.00
2.4.5生产工艺过程描述
破碎：
矿石经箕斗由井下提升至地表，卸入地表1＃原矿仓，经XZG6振动给料机给入1＃胶带输送机，经1＃胶带输送机送入2＃原矿仓；2＃原矿仓仓下设XZG6振动给料机，给入2＃胶带输送机，送至GP100S-C颚破碎机进行中碎，中碎产品经3＃胶带输送机送至YKR1445圆振筛进行筛分，筛下产品经5＃胶带输送机送至粉矿仓，筛上产品经4＃胶带输送机返回到细碎缓冲矿仓，缓冲矿仓仓下设移动式胶带给矿机将矿石给入GP11F-F破碎机进行细碎，细碎产品进入3＃胶带输送机，与中碎产品一起进行入筛分。
磨矿：
矿石经4台XZG6振动给料机（轮流工作）给入6＃胶带输送机，送至一段球磨机MQY2736，一段球磨排矿泵送至Ф500×4旋流器组进行分级，分级底流返回一段球磨机，分级溢流经ZKR1022直线振动筛除杂后进入二段球磨泵池，然后泵送至Ф250×8旋流器组进行分级，分级底流进入二段球磨机，分级溢流进入浮选搅拌槽。
浮选：
磨矿产品经2台XB-2000搅拌槽搅拌调浆后进入浮选系统，经5槽BFⅡ-16浮选机一次粗选，9
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