河南秦岭金矿服务公司选矿厂提高回收率的研究与实践

1、河南秦岭金矿服务公司选矿厂提高回收率的研究与实发布时间:2009-9-5 15:57:28点击：286次【内容摘要】本文通过对该选矿厂的设备、工艺流程的分析、研究和指标计算，找出了尾矿跑高、冋收率低的主要原因，提岀了针对性、实践 性较好的解决方案，提高了选矿回收率。关键词：选矿 回收率 流程分析 研究一、引言该选矿厂是河南秦岭金矿下属福利性质的小选厂，原设计处理 能力50t/d,工艺流程为一段碎矿、一段磨矿、混汞浮选法提金。矿石 主要来源于槽洞沟矿区，矿石平均品位10g/t以上，金赋存在含金石英 脉石中，金属矿物主要有方铅矿、黄铜矿、硫铁矿等；矿石中金的嵌布 特性及粒度分布秦岭金矿选冶公司入选

2、矿石类似，属典型的小秦岭矿区 矿石。近阶段尾矿品位大致在1.2-1.4g/t左右波动，个别时高达 1.6-1.8g/to通过对生产现场和工艺流程的分析考查及指标计算，找出 了尾矿跑高的原因，提出了具体的解决和处理方案，提高了选矿回收率。二、主要设备和工艺流程该选矿厂主要设备概况： 碎矿：pef150x250型瓠式碎矿机一台（人工给矿），最大给粒 度125mm.排矿口调节范围10-40mm；磨矿：q1500x3000溢流型球磨 机一台（电振给矿）筒体有效容积5. 0立方米，样本生产能力2. 5-8t/h； 分级：q1500单螺旋分级机一台；浮选：5r机械搅拌机8台，其中粗选 三台、精选一台、扫选

3、每段二台，共四台。三、问题分析该选矿厂原设计能力50t/d,现出于多产金多出效益的目的，处理矿量达80t/d（报表测定值），远超设计生产能力；在实践屮，不仅 考虑了影响混汞浮选法提金的三要素，即浓度、细度、药剂三项指标是 否达到要求，而且对主要设备的负荷率也进行了计算。注：鉴于时间、人力等因素，未做全流程考查，仅从宏观上对 局部问题进行了探讨并找出原因，提出解决方案。所以计算中的一些指 标，如原矿处理量及入选品位等数据，是参与生产报表得岀的；单体金 粒度分布范围、金的多元素分析等数据无法得出。四、主要指标的计算1、磨矿效率的计算：由公式磨矿效率其中：y球磨机给矿中-200 0含量（含原矿和返砂

4、）«球磨机排矿中的-200目含量2、球磨机利用系数的测定：其屮：q球磨机单位处理量 t/hb2球磨机排矿中新生成的-200目含量b 1球蘑机给矿中-200冃含量v球磨机有效容积，为5.0立方米本段计算结果分析：(1) 显然,排矿细度-200 i为1&7%、溢流细度为47. 5%,达不 到单体金完全解离的要求，较大可能是尾矿跑高，回收率低的原因之一;(2) 球磨机利用系数偏低，是可能造成磨机细度不够的原因之 一，有待考查球磨机钢球充填率、钢球配比是否合理，本文从略。现场观察分析： 由于破碎段老虎口本身结构特点及破碎腔衬板更换不及时，有时出现漏大块现象;在现场考查中发现，进入球磨

5、的矿石最大达30伽。 球磨给矿采用的是电振给矿机，由于其振动效果差、且矿石 粗细不匀，并冇粘结堵塞现象，需人工不吋的捅矿仓下料口，这样就难 以保证球磨给矿均匀连续。 分级机溢流口与螺旋上沿基本平行，所以要加高溢流堰以增 大沉降区，保证有足够的沉降分级时间，以提高溢流细度。初步结论： 生产中适当控制破碎段矿石粒度。 电振给矿机改圆盘给矿机。 溢流口加焊约20公分高的钢板。注：不可忽视的是，加高溢流堰高度，势必增大分级机负荷， 相对该厂来讲，分级机主轴较为完好，且分级机返砂比可变范围又较大, 在后面的分级机负荷系统计算时也是满足的。而对秦岭金矿选冶公司选 厂，虽然分级机溢流细度不够，但由于分级机主

6、轴己多次断裂(注：返砂比没有计算)，所以就不能简单地以增大溢流堰高度来提高溢流细度。(3) 分级机循环负荷的计算：其中：a分级机给矿中-200目含量b分级机排矿中-200目含量5分级机返砂中-200目含量经计算：c = 234.15%(改进后的返砂比不大，增高溢流堰是可行 的)。(4) 分级机效率的计算：正常情况下为70±5%,分级效率经计算是可行的。(5) 浮选时间的计算：首先计算浮选机入选浓度(过程从略)总重 q=3950g 干重 m=1300g 盆重 x=860g由浮选时间公式知：其中：k浮选机利用系数0. 8-0. 85%,取0.8v浮选机有效容积，为1.2立方米n浮选机台数

7、，总七台q每天处理矿石量，80tk，液固比，由测定的入选浓度14. 24%知k' =5.7s矿石真比重，取§=2.72吨/立方米代入公式得总浮选时间t = 19. 95分钟分段计算的结果为： 粗选时间tl=&55分钟，扫时间t2 = 5.70分钟,扫2时间 t3 = 5. 70分钟，精选时间t4=2. 85分钟。经检验t1+t2+t3=t=19.95分钟，计算结果正确。本段计算结果分析： 显然，处理矿量增大，入选浓度较低致使浮选时间不够，这 是尾矿跑高、回收率低的原因之一。 首先考虑的是在不增设设备的情况下解决问题，那么只有通 过提高入选浓度，来增加浮选时间，但浓度不

8、大，对混汞捕金不利，且 会使分级负荷再提高，联系现场牛产实际，增加一段扫选设备较为理想。初步结论：在生产屮，控制汞板补加水和球磨后水补加量，提高浮选入 选浓度至25%上下。这里假设入选浓度为25%,计算t = 35.92分钟，条 件是满足的。在实践中，很难通过控制给水量达到最佳入选浓度25%,且由 t2 = t3 = 570分钟可知，扫选时间不够。所以解决尾矿跑高、冋收率 低的根本措施，需要增加一段扫选设备；在三段扫选的情况下，如果入 选浓度仍为14. 24%,计算的总浮选吋间t = 2564分钟，也是不满足浮 选时间要求的。综合以上，认为既要适当提高入选浓度，又要增加一段 扫选设备。(6)

9、浮选药剂加量的测定：经现场测定，选厂粗选段黄药加量为46ml/min,由于黄药浓度 较低，取现场生产经验值10%,所以其比重可视为1,那么每小时黄药 加量为：10% x 46 x 60 = 276g/hour。 每天处理矿石80t/day,每小时处理矿量为：80/24=3. 32t/hour 那么每吨矿石耗黄药量为：276/3. 3283g/ton依次计算，黄药加量见下表：结论：药剂加量满足要求，在现场生产中属人工给药，要防止 给药阀门的粘结堵塞。五、结论及处理方案综合以上计算和分析：该选矿厂尾矿跑高、回收率低的主要原因是：分级机溢流中-200目含量偏低，浮选浓度和浮选时间不够。提出的处理方案如下：1、电振给矿不连续，建议改为圆盘给矿机。2、药剂制度上，要求加药配比合理并防止堵塞（已采纳）。3、适当控制球磨机后补加水，提高球磨浓度到70%左右（己采 纳）。4、加高分级机溢流堰约10公分（己采纳）o5、增加一段扫选，即改二扫为三扫（已采纳，注：原存在二种 意见，一是通过焊接补加现有浮选机容积；二是增加一段扫选设备，且 据现场空间看后一种方案是合理的）o六、结束语本项研究与分析计算工作历时半月z多，成功解决了该选矿厂 尾