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1、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3.1各
2、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+85957.407.40+5170421.182
3、8.58+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+0.0389816.0168.633.8324.4954.89-0.03819231.37100.003.6045.11
4、100.00合计612100.002.50100.003.2.4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+0.15508.968.9644.005.165.16+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）重量 （g）产率（）
5、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+0.074287.8227.37116.514.632
6、7.20+0.038328.9436.31133.019.1046.30-0.03822863.6910052.5053.70100合计35810062.271003.2.7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+0.15385.345.342.03.843.84+0.074527.3212.662.506.5710.41+0.03812016.8829.548.5051.5962.00-0.03850170.461001.5038.00100合计7111002.781003.2.8扫选精矿筛分分析（
7、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27610023.971003.2.9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+0.1516236.1636.160.1333.9933.99+0.0746815.1851.340.1
8、213.1747.16+0.0387416.5267.860.1720.3567.47-0.03814432.141000.1432.53100合计4481000.141003.2.10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+0.155013.3713.3763.507.157.15+0.0746216.5829.95115.0616.0723.22+0.0387119.7849.73148.0024.6847.90-0.03818850.27100123.0052.10100合计374100
9、118.68100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。3.4数据计算3.4.1搅拌时间公式：111式中：V一搅拌槽容积，取5.34m3Q处理量，当班：176.71吨/8h=2209血；R矿浆液固比，(100-33.80) /338=1959；4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 1.8分，原因是处理量由去年的20.33 t/h提高到了 22.09询。3.4.2 浮选时间
10、公式：式中：V一浮选槽有效容积(m3);n槽数；Q处理矿量t/h;8t一矿石真比重；R矿浆液固比3.4.2.1优先浮选时间式中，V=4,K=09,n=2,Q=2209, ST =2.7, R=1.959 匕=60 X 4 X 0.9 X 2/22.09 X (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, ST =2.7, R=2.21 t2=60 X4X0.9X 3/22.71 X (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, ST =2.7, R=2.04
11、 t3=60 X4X0.9X 4/22.41 X (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=085,n=3,Q=0.91, ST =3.5, R=8.88 t3=60 X 1.1 X 0.85 X 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/t；CuSO4：50.33 g/t；B 试剂：101.86 g/t；扫选处
12、：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2598 g/t，搅拌槽占55.23%，扫选占44.77% o3.4.4水温及风压的测定流程考查当日，上午水温5笆，下午85C。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% o 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% o2、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
