某某金矿采选工程可行性研究报告选矿专业文本.docx

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某某金矿采选工程可行性研究报告选矿专业文本

11、

22、

33、

44、

5、

5选矿及尾矿设施

5.1概述

5.1.1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）。

5.1.2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。

5.1.3设计规模、服务年限及工作制度

5.1.3.1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。

5.1.3.2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。

5.2原矿性质

5.2.1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。

5.2.2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%。

5.2.3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

5.2.4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。

5.3选矿实验

5.3.1实验单位、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实验，并提交了选矿实验报告，实验方案及结果对比见表6-4。

表6-4选矿实验方案及结果对比

序号

实验单位

实验完成日期

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；两家实验单位的实验报告均未进行评审，均未进行扩大连选实验；因此，采用技术指标较优的昆工实验方案做为本次可研的依据，以下内容只介绍昆工实验内容和结果。

5.3.2试样及其代表性

实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。

5.3.3实验方案及实验结果

实验推荐的磨矿细度为85.4%，实验推荐的工艺流程和药剂制度见图6-1，闭路实验结果见表6-5。

图6-1闭路实验流程图

表6-5闭路实验结果

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

回水实验（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

5.3.4实验评述

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；但实验内容和深度不够，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；缺少闭路实验的数质量流程图；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。

5.4设计流程及指标

5.4.1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实验资料等因素，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

5.4.2选别工艺

根据选矿实验报告，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，与实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

5.4.3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％。

5.4.4选矿工艺指标

结合周边同类型矿山的生产实践，参考实验指标，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

5.4.5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槽BFⅡ-16浮选机四次扫选（3＋2＋2＋2），8槽BFⅡ-8浮选机三次精选（3＋2＋2）后，得到浮选精矿和尾矿。

精矿脱水：

浮选金精矿自流进入NZ-12精矿浓缩机浓缩，浓缩后经泵压力送入压滤机压滤，压滤后的金精矿采用包装机包装后堆存，由汽车外运销售；浓缩机溢流自流进入厂前回水池。

尾矿浓缩和输送：

浮选尾矿自流进入NZ-30尾矿浓缩机浓缩，当需要向尾矿充填站输送尾矿时，浓缩机底流泵送至充填站（平均供尾矿时间为14.77h/d）；不需要向尾矿充填站输送尾矿时，浓缩机底流自流进入尾矿库；浓缩机溢流自流进入厂前回水池。

5.5生产能力与工作制度

选矿厂生产能力为800t/d，26.4×104t/a；各车间工作制度见表6-9。

表6-9生产能力与工作制度

作业车间

年工作天数（d/a）

天工作班数

（P/d）

班工作时间

（h/P）

设计生产能力（t/d）

备注

破碎

330

3

5.5

1500

按1500t/d设计

磨浮

330

3

8

800

脱水

330

3

8

1500

按1500t/d设计

5.6主要设备选择

5.6.1主要设备选择的原则

a）运转可靠、节能、经济、先进、易于操作、高效。

b）设备规格、型号尽量统一，以便减少备品备件的数量。

5.6.2主要设备的选择

a）破碎设备

进口与国产破碎设备的比较见表6-10。

表6-10破碎设备的选择比较（按1500t/d设计）

产地

破碎阶段

设备规格

台数

电机功率（kW）

设备

重量（t）

负荷率（%）

价格

（104元）

方案一

中碎

PYY-BT1628

1

155

35.8

69.91

细碎

PYY-DT1610

1

155

35.6

85.16

方案二

中碎

GP100S-C

1

90

7.4

73.97

细碎

GP11F-F

1

132

10.7

73.91

方案三

中碎

CS420-C

1

90

6.8

81.08

细碎

CH430MF

1

160

9.2

69.88

经过对三种设备方案的比较，方案二设备负荷率较合适，设备运转可靠，综合考虑本可研推荐选用方案二，设备选择计算结果见表6-11。

b）筛分设备选用常规的圆振筛，选择计算结果见表6-12。

c）磨矿分级系统选用目前技术成熟，国内外应广泛，先进高效的溢流型球磨机和旋流器组组成闭路磨矿系统，选择计算结果见表6-13～14。

1）球磨机选型计算

容积法

长田金矿矿石暂未进行矿石可磨度测试，本可研参考与长田金矿矿石性质相似的回龙金矿的实验资料和水银洞金矿的生产资料进行设计。

回龙金矿的可磨度系数为：

k=1.13（采用易门铜矿石作为标准矿石），矿石为中硬偏软矿石，相对好磨。

一段球磨机选型计算

本可研设计的磨矿给矿粒度为-12mm，设计磨矿产品细度为-0.074mm占88％，一段磨矿产品粒度为-0.074mm占50%。

一段磨矿按新生成-0.074mm计的单位磨机容积处理量由容积法按下式计算：

q=k1*k2*k3*k4*q0（6-1）

式中：

k1——矿石相对可磨性修正系数；

k2——磨机直径修正系数；

k3——磨机形式修正系数；

k4——磨机给矿和产品粒度差别系数；

q0——参照易门铜矿选矿MQG3200×3100格子型球磨机，给矿粒度-20mm，新生成-0.074mm单位容积处理量q0＝1.23t/（m3.h）。

k1参考回龙金矿的相对可磨度系数1.13，长田金矿可磨度取值为1.10；

查取：

k2=0.92,k3=0.87,k4=0.94。

q=1.10×0.92×0.87×0.94×1.23=1.02t/（m3.h）。

设计磨机的有效容积：

V=Q*（β2-β1）/q；

式中：

V——设计磨机有效容积，V=11.4m3；

q——设计磨机按新生产-0.074mm计的单位磨机容积处理量,q=1.02t/（m3.h）；

β1——设计磨机给料-0.074mm含量，β1＝8％；

β2——设计磨机产品-0.074mm含量，β2＝55％

V=33.33×（55％－8％）/1.02=15.36m3；

一段磨矿选用MQY2700×3600溢流型球磨机1台，磨机有效容积18.50m3,设备负荷率83.02％。

二段球磨机选型计算

二段磨矿产品粒度为-0.074mm占88%，二段磨矿按新生成-0.074mm计的单位磨机容积处理量由容积法按下式计算：

q=k1*k2*k3*k4*q0

q0——参照易门铜矿选矿MQG3200×3100格子型球磨机，给矿粒度-0.074mm55％时，新生成-0.074mm单位容积处理量q0＝0.82t/（m3.h）；

k1参考回龙金矿的相对可磨度系数1.13，长田金矿可磨度取值为1.10；

查取：

k2=0.92,k3=0.87,k4=0.90。

q=1.10×0.92×0.87×0.90×0.82=0.65t/（m3.h）。

设计磨机的有效容积：

V=Q*（β2-β1）/q；

V=33.33×（88％－55％）/0.65=16.92m3；

二段磨矿选用MQY2700×3600溢流型球磨机1台，磨机有效容积18.50m3,设备负荷率91.48％。

功指数法

长田金矿矿石暂未进行矿石磨矿功指数测试，本可研参考与长田金矿矿石性质相似的回龙金矿和水银洞金矿的实验资料进行设计，回龙金矿的磨矿功指数为13.25kWh/t,水银洞金矿的磨矿功指数为13.28kWh/t：

长田金矿矿石的球磨功指数取值为13.25kWh/t，棒磨功指数取值为14.00kW·h/t。

原始给矿量为33.33t/h（单个系列），给矿粒度F80=8000μm；产品粒度P80=65μm；中间粒度取1500μm。

.计算磨碎单位重量矿石所消耗的功W

W1=10×（14.00/（1500）0.5－14.00/（8000）0.5）=2.05kW·h/t；

W2=10×（13.25/（65）0.5－13.25/（1500）0.5）=13.01kW·h/t；

则W=W1+W2=15.06kW·h/t

修正单位磨矿功耗

修正系数：

EF1=1.00,EF2=1.00,EF3=0.99,EF4=1.04,EF5=1.01。

修正后的磨矿单位功耗

W’=W×EF1×EF2×EF3×EF4×EF5

=15.69kW·h/t

计算球磨机所需的总功率

Nt=Qd×W’=33.33×15.69=522.90kW

计算球磨机电动机功率（设计选用两台球磨机）

N=Nt/η=522.90/0.92/2=284.19kW

设计选择的球磨机功率为N=400kW,负荷率:

η=284.19/400×100％=71.05%,对应的球磨机型号为：

溢流型球磨机MQY2736。

小结

综合考虑两种计算方法，本设计推荐采用两台溢流型球磨机MQY2736作为磨矿设备，单台设备电机功率为400kW。

2）分级旋流器选择计算

该工程要求的磨矿细度较细，为保证产品细度要求，本设计推荐采用旋流器作为分级设备，一段分级旋流器溢流粒度为-0.074mm占55%,二段分级旋流器溢流粒度为-0.074mm占88%。

一段磨矿分级旋流器

采用波瓦罗夫法进行计算：

计算单台旋流器处理能力

V=3Kα*KD*df*d0*P00.5（6-2）

式中：

V—按给矿体积计的水力旋流器处理量，m3/h；

Kα—旋流器圆锥角修正系数，本可研选用锥角α＝20o,Kα=1.0；

KD—旋流器直径修正系数，KD=1.0；

df—旋流器给矿口当量直径，本可研选用给矿口尺寸为14×4cm，当量直径为8.45cm；

d0—旋流器溢流管直径，本可研选用d0=15cm；

p0—旋流器入口处计示压力，本可研选用p0=0.06MPa；

V=3×1.0×1.0×8.45×15×（0.06）0.5=93.10m3/h。

旋流器台数计算

一段分级流程处理量为：

177.67m3/h，旋流器台数为：

n=177.67/93.10=1.91

选用2台Ф500水力旋流器，另选2台备用。

沉砂口校核

本可研选用沉砂口直径du=10cm,沉砂口单位面积固体负荷为：

116.67/（3.14×5×5）/2=0.74t/（cm2•h）,其在0.5～2.5t/（cm2•h）范围内。

溢流上限粒度d95校验

d95=1.5*[D*d0*Cf/（dfKD*p00.5*（ρ-1））]0.5（6-3）

式中：

D－旋流器筒体直径，D=50cm；

Cf—给矿重量浓度，Cf=55%；

ρ—矿浆中固体物料密度，ρ=2.73t/m3；

d0,df,KD,p0同式（6-2）

d95=1.5×［50×15×55/（8.45×1.0×0.060.5×（2.73-1））］0.5

=151.50μm

此上限粒度可满足-74μm占55%的要求。

二段磨矿分级旋流器

采用波瓦罗夫计算法进行计算：

计算单台旋流器处理能力

V=3Kα*KD*df*d0*P00.5（6-4）

式中：

V—按给矿体积计的水力旋流器处理量，m3/h；

Kα—旋流器圆锥角修正系数，本可研选用锥角α＝20o,Kα=1.0；

KD—旋流器直径修正系数，KD=1.14；

df—旋流器给矿口当量直径，本可研选用给矿口尺寸为8×4cm，当量直径为6.38cm；

d0—旋流器溢流管直径，本可研选用d0=8cm；

p0—旋流器入口处计示压力，本可研选用p0=0.1MPa；

V=3×1.0×1.14×6.38×8×（0.10）0.5=55.38m3/h。

旋流器台数计算

一段分级流程处理量为：

185.33m3/h，旋流器台数为：

n=185.33/55.38=3.35

选用4台Ф500水力旋流器，另选4台备用。

沉砂口校核

本可研选用沉砂口直径du=5cm,沉砂口单位面积固体负荷为：

83.33/（3.14×2.5×2.5）/4=1.06t/（cm2•h）,其在0.5～2.5t/（cm2•h）范围内。

溢流上限粒度d95校验

d95=1.5*[D*d0*Cf/（dfKD*p00.5*（ρ-1））]0.5（6-5）

式中：

D－旋流器筒体直径，D=25cm；

Cf—给矿重量浓度，Cf=45%；

ρ—矿浆中固体物料密度，ρ=2.73t/m3；

d0,df,KD,p0同式（6-4）

d95=1.5×［25×8×45/（6.38×1.14×0.10.5×（2.73-1））］0.5=87.99μm

此上限粒度可满足-74μm占88%的要求。

小结

一段磨矿分级旋流器选择4台Ф500旋流器，其中备用2台，旋流器锥角α＝20o,给矿口尺寸为14×4cm，流器溢流管直径d0=15cm,旋流器入口处计示压力p0=0.06MPa,沉砂口直径du=10cm。

二段磨矿分级旋流器选择8台Ф250旋流器，其中备用4台，旋流器锥角α＝20o,给矿口尺寸为8×4cm，流器溢流管直径d0=8cm,旋流器入口处计示压力p0=0.1MPa,沉砂口直径du=5cm。

d）结合该工程规模较小，浮选槽容积较小的特点，浮选设备选用目前应用广泛的BFⅡ型机械搅拌式浮选机，BFⅡ型浮选机具有自吸功能，可水平布置，方便流程改造；搅拌槽和浮选机选择计算结果见表6-15～16。

e）精矿和尾矿脱水浓缩机均选用中心传动式浓缩机，尾矿浓缩机按原矿处理规模1500t/d进行设计，精尾矿浓缩机均按高效浓缩机（添加絮凝机）进行选择