金矿选矿流程考察报告.docx
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金矿选矿流程考察报告
浮选流程考查报告
二00三年三月
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
8242
2
浮选原矿
原矿取样机
2414
3
优选尾矿
优选排矿处
6316
4
优选精矿
优选泡沫槽
5508
5
粗选尾矿
粗选排矿处
3515
6
粗选精矿
粗选泡沫槽
5610
7
最终尾矿
扫选排矿处
4264
8
扫选精矿
扫选泡沫槽
9300
9
精选尾矿
精选排矿处
4024
10
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
样品名称
湿重
干重
浓度（水分）
1
矿石样
8242
8042
水份2.43%
2
浮选原矿
2414
816
33.8%
3
优选尾矿
6316
1930
35.04%
4
优选精矿
5508
724
12.84%
5
粗选尾矿
3515
1156
32.89%
6
粗选精矿
5610
502
8.95%
7
尾矿
4264
1488
34.90%
8
扫选精矿
9300
1206
12.97%
9
精选尾矿
4024
366
9.10%
10
精矿
3408
442
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）
重量（g）
产率（%）
个别
累计
+8
595
7.40
7.40
+5
1704
21.18
28.58
+3
1384
17.21
45.79
+1.4
2085
25.93
71.72
+0.15
1622
20.17
91.89
+.074
140
1.74
93.63
-.074
512
6.37
100.00
合计
8042
10.00
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）
重量
（g）
产率（%）
品位
（g/t）
金属分布率（%）
个别
累计
个别
累计
+0.15
220
35.95
35.95
0.86
12.35
12.35
+0.074
102
16.67
52.62
2071
18.05
30.40
+0.038
98
16.01
68.63
3.83
24.49
54.89
-0.038
192
31.37
100.00
3.60
45.11
100.00
合计
612
100.00
2.50
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）
重量
（g）
产率（%）
品位
（g/t）
金属分布率（%）
个别
累计
个别
累计
+0.15
50
8.96
8.96
44.00
5.16
5.16
+0.074
54
9.68
18.64
113.00
14.32
19.48
+0.038
84
15.05
33.69
118.00
23.24
42.72
-0.038
370
66.31
100
66.00
57.28
100
合计
558
100
76.40
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）
重量
（g）
产率（%）
品位
（g/t）
金属分布率（%）
个别
累计
个别
累计
+0.15
182
30.85
30.85
0.12
16.40
16.40
+0.074
92
15.59
46.44
0.20
13.81
13.81
+0.038
92
15.59
62.03
0.28
19.34
49.55
-0.038
224
37.97
100
0.30
50.45
100
合计
596
100
0.23
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）
重量
（g）
产率（%）
品位
（g/t）
金属分布率（%）
个别
累计
个别
累计
+0.15
70
19.55
19.55
40.05
12.57
12.57
+0.074
28
7.82
27.37
116.5
14.63
27.20
+0.038
32
8.94
36.31
133.0
19.10
46.30
-0.038
228
63.69
100
52.50
53.70
100
合计
358
100
62.27
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）
重量
（g）
产率（%）
品位
（g/t）
金属分布率（%）
个别
累计
个别
累计
+0.15
38
5.34
5.34
2.0
3.84
3.84
+0.074
52
7.32
12.66
2.50
6.57
10.41
+0.038
120
16.88
29.54
8.50
51.59
62.00
-0.038
501
70.46
100
1.50
38.00
100
合计
711
100
2.78
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）
重量
（g）
产率（%）
品位
（g/t）
金属分布率（%）
个别
累计
个别
累计
+0.074
30
10.87
10.87
54.00
24.49
24.49
+0.038
22
7.97
18.84
54.00
17.95
42.44
-0.038
224
81.16
100
17.00
57.56
100
合计
276
100
23.97
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
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
+0.15
162
36.16
36.16
0.13
33.99
33.99
+0.074
68
15.18
51.34
0.12
13.17
47.16
+0.038
74
16.52
67.86
0.17
20.35
67.47
-0.038
144
32.14
100
0.14
32.53
100
合计
448
100
0.14
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）
重量
（g）
产率（%）
品位
（g/t）
金属分布率（%）
个别
累计
个别
累计
+0.15
50
13.37
13.37
63.50
7.15
7.15
+0.074
62
16.58
29.95
115.06
16.07
23.22
+0.038
71
19.78
49.73
148.00
24.68
47.90
-0.038
188
50.27
100
123.00
52.10
100
合计
374
100
118.68
100
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20.33t/h提高到了22.09t/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;
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：
异戊基黄药：
78.35g/t；
丁胺黑药：
6.24g/t；
2#油：
14.35g/t；
CuSO4:
50.33g/t；
B试剂：
101.86g/t；
扫选处：
异戊基黄药：
56.50g/t；
丁胺黑药：
8.41g/t；
2#油：
11.63g/t；
合计：
黄药总耗量134.85g/t，搅拌槽占58.1%，扫选占41.9%，丁胺黑药总耗量14.65g/t，搅拌槽占42.59%，扫选占57.41%，2#油总耗量25.98g/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2.50g/t，精矿品位为118.68g/t，尾矿品位为0.14g/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2.68g/t，精矿品位为70.81g/t，尾矿品味为0.14g/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20.33t/h提高到今年的22.09t/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。
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130~140g/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134.85g/t，根据现在的矿石性质和水温情况，黄药耗量应在130~140g/t，黑药10~20g/t，2#油25~20g/t，CuSO4为50g/t，B药剂100~110g/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：
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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