CN105665081A - 一种用半自磨顽石替换立磨机钢球的磨矿工艺 - Google Patents

Abstract

一种用半自磨顽石替换立磨机钢球的磨矿工艺，涉及矿物粉碎、矿物加工工程的技术领域。其磨矿工艺为半自磨/自磨+球磨+顽石立磨机再磨。本发明提供的一种用半自磨顽石替换立磨机钢球的磨矿工艺，通过测定顽石矿块的力学性能及顽石的磨损情况、实验室确定顽石介质的磨矿制度、实验室验证顽石介质浮选产品指标、工业实际试验进行调试、分析工业试验结果等步骤，在不影响处理量的前提下，实现了减少钢球介质消耗、降低磨矿成本、解决了半自磨顽石难以处理、铁质罩盖等问题。

Description

一种用半自磨顽石替换立磨机钢球的磨矿工艺

技术领域

本发明涉及矿物粉碎、矿物加工工程的技术领域，具体地说涉及一种关于细磨的磨矿工艺流程。

背景技术

磨矿是选矿厂中一个极重要的作业，磨矿产品质量的好坏直接影响选别指标的高低。磨碎过程是选厂中动力消耗、金属材料消耗最大的作业，所用的设备投资也占有很高的密度。因此，改善磨矿作业和提高磨矿作业指标对选厂具有重大意义，也是选矿技术发展的重要方向之一。目前以立式磨机作为细磨设备所采用的磨矿介质为小钢球，在磨矿过程中，由于使用钢球作为介质，更容易被铁介质污染，影响产品质量，生产成本较高。以半自磨/自磨机为主流的磨矿工艺，在磨矿过程中产生大量顽石，如何合理的利用顽石，成为普遍关注的问题。

发明内容

本发明的目的在于提供一种用半自磨顽石替换立磨机钢球的磨矿工艺，将顽石应用在以立磨机为代表的螺旋搅拌磨机中作为介质，解决了立磨作业中钢球的损耗、半自磨/自磨产生的顽石难以处理、磨矿产品质量被铁质污染等问题。

一种用半自磨顽石替换立磨机钢球的磨矿工艺为半自磨/自磨+球磨+顽石立磨机再磨。

所述的顽石可以为半自磨、自磨及球磨排出的难磨粒子，也可以是砾石、鹅卵石等。

所述的磨矿工艺与钢球作为立磨机介质再磨工艺具有相近的磨矿效果。

所述的立磨机为以立式磨机为代表的螺旋搅拌磨等细磨设备。

所述顽石的介质的大小根据立磨机的结构构造及磨矿效果确定。

本发明的技术效果：本发明提供的一种用半自磨顽石替换立磨机钢球的磨矿工艺，通过测定顽石矿块的力学性能及顽石的磨损情况、实验室确定顽石介质的磨矿制度、实验室验证顽石介质浮选产品指标、工业实际试验进行调试、分析工业试验结果等步骤，在不影响处理量的前提下，实现了减少钢球介质消耗、降低磨矿成本、解决了半自磨顽石难以处理、铁质罩盖等问题。

附图说明

图1为本发明一种用半自磨顽石替换立磨机钢球的磨矿工艺步骤流程图。

图2为取样布置点。

图3为浮选验证流程图。

具体实施方式

为了使本发明的目的、技术方案及优点更加清楚明白，以下结合实施例，对本发明进行进一步详细说明。应当理解，此处所描述的具体实施例仅仅用以解释本发明，并不用于限定本发明。下面结合附图及具体实施例对本发明的应用原理作进一步描述。

如图1所示，本发明实施例是这样实现的，通过试样来源与取样S1、测定顽石矿块的力学性能及顽石的磨损情况S2、实验室确定顽石介质的磨矿制度S3、实验室验证顽石介质浮选产品指标S4、工业实际试验进行调试S5、分析工业试验结果等步骤S6。

所述的试样来源与取样S1具体包括以下步骤：取样点布置如图2所示，取得流程样后，将样进行缩分制样，每个样制取三份各500g检测矿样含水量，测完水分后，挑选其中一份进行筛分分析（大于38μm的粒级进行水筛，小于38μm的粒级采用水力沉降分析），并将各粒级样寄送化验，其水分检测结果如表1-1所示，各流程样的粒度分布规律汇总于表1-2中。

表1-1流程样水分检测结果/%。

表1-2流程样粒度分布统计规律/%。

流程样各粒级化验品位，流程样各粒级化验结果统计汇总于表1-3至表1-6中。

表1-3流程样各粒级Cu品位分布规律/%。

表1-4流程样各粒级S品位分布规律/%。

表1-5流程样各粒级Au品位分布规律/g/t。

表1-6流程样各粒级Ag品位分布规律/g/t。

为了更直观说明问题，将表1-1（1-2）~1-6中一些关键数据汇总于表1-7中。

表1-7流程样各粒级及品位分布规律汇总表/%。

从以上表格中获得各粒级粒度分布规律和金属量分布规律，发掘和发现现场存在的问题并找出原因。粒度分布规律及其问题为从铜硫精矿中的粒度分布来看，旋流器溢流的粒度分布较为合理。磨碎比较小，说明主要为研磨作用。从精矿粒度分布及一段尾矿（混合扫选尾矿）和最终硫尾矿可以看出易选粒级为45μm~10μm。旋流器溢流中-10μm产率高达19.11%，易形成细泥，不利于后续浮选；以致造成铜精矿-10μm产率达28.21%，为精矿脱水造成一定困难。硫尾矿中-10μm产率高达55.99%。说明-10μm很难上浮，留在了尾矿中，易导致尾矿脱水沉降困难，给尾矿库造成较大的压力。-45μm的返砂比才121.6%，量效率、质效率分别为66.42%和48.43%，说明分级回路具有较大的提升空间，如提高返砂比，提高分级质量等。金属分布规律及其问题为从溢流中可看出Cu分布较均匀，矿石属均质矿。流程样-10μm的品位很高，说明降低-10μm产率含量是提高铜回收率的关键因素。S主要分布在125~10μm，嵌布粒度比Cu略粗。二段尾矿中S品位较高，尤其是45~10μm的S品位＞40%，说明铜硫粗选作业还有很大的提升空间。可以通过方法让二段尾矿颗粒在45~10μm粒级之间富集，以利于硫的回收。从Au在立磨排矿及旋流器溢流和沉砂中的分布可以看出，Au并没有在溢流中富集，反而是在沉砂中富集，易导致含金颗粒过磨，从精矿中Au的分布证明，Au富集在粒级较小的颗粒中。Ag在溢流有了较好的富集，且嵌布粒度较细，Ag主要在-45μm粒级中，但-10μm中Ag品位也很高，为后续Ag的综合回收造成了一定的困难。Au、Ag主要是富集在铜精矿中，因此回收铜时，要注意Au、Ag的伴生回收，提高资源的综合利用率。从回收率的角度看，旋流器溢流产品中所造成的-10μm品位高（α_Cu-10μm为3.937%、α_S-10μm为24.78%、α_Au-10μm为7.31g/t、α_Ag-10μm为132.6g/t）、损失率高（ε_Cu-10μm占21.82%、ε_S-10μm占11.51%、ε_Au-10μm占21.68%、ε_Ag-10μm占38.77%），金属量损失较大，导致产品易选粒级（0.045mm~10μm）中的Cu回收率仅为60.61%、S回收率仅为70.48%、Au回收率仅为70.92%、Ag回收率仅为50.04%。

所述的测定顽石矿块的力学性能及顽石的磨损情况S2具体包括以下步骤：首先选取顽石粒级中大约为10~20mm、20~30mm、30~40mm、40~50mm、＞50mm等顽石矿块进行压力试验，压力试验试验结果经重新整理统计得出各顽石矿块的抗压强度，如表1-8所示。

表1-8顽石矿块压力试验结果。

从表1-8可以看出，对顽石矿块而言，其抗压强度介于149~305kg/cm²之间，与矿粒大小有关。其中

顽石粒级在10~20mm，其抗压强度为303.067kg/cm²；

顽石粒级在20~30mm，其抗压强度为241.592kg/cm²；

顽石粒级在30~40mm，其抗压强度为279.756kg/cm²；

顽石粒级在40~50mm，其抗压强度为237.715kg/cm²；

顽石粒级在﹢50mm，其抗压强度为149.788kg/cm²；

换算成f值为4以下，属于软矿石类型。

值得关注的是：矿石的抗压强度并不是随着粒级的增大而增大，而总体趋势是随着粒级的加大，抗压强度呈减少的趋势；且顽石粒级为30~40mm时，抗压强度反而增加，出现一个凸点。

然后进行自磨条件试验，实验条件为顽石大小10~20mm，重量为4656.7g，充填率30%，加入2500ml水，自磨时间3min，电机频率25Hz（电机转速为720r/min）。自磨后，0.18mm以上的顽石重量为3800.3g，0.18mm以下粒级重量为789.4g，即占顽石总量的17.20%，将0.18mm以下粒级进行筛分分析，筛析结果如表1-9所示。由于实验室立磨机本身结构原因，磨机中的顽石难以清洗干净，导致自磨前后顽石的重量不一致。

表1-9立磨机中顽石自磨﹣0.18mm粒度分布特性（f=25Hz）。

从表1-9中可看出，转速较快，顽石在短时间内的磨损量较大，损失量达17.20%，远比在锥形磨机和圆筒形磨机中的顽石磨损率大。从筛下累积﹣0.045mm、﹣0.038mm级别来看，含量都很高，分别占总量的69.89%和66.74%。立磨机的搅拌棒受转速的影响，对顽石的打击力变化很大。于是减少水量并降低电机频率，将电机频率降至10.4Hz，再次进行顽石自磨实验。如下：顽石大小10~20mm，重量为4656.6g，充填率30%，加入1000ml水，自磨时间3min，电机频率10.4Hz（电机转速为300r/min）。自磨后，0.18mm以上的顽石重量为4468.9g，0.18mm以下粒级重量为185g，即占顽石总量的3.96%，将0.18mm以下粒级进行筛分分析，筛析结果如表1-10所示。

表1-10立磨机中顽石自磨﹣0.18mm粒度分布特性（f=10.4Hz）。

从表1-10中可看出，减少水量，降低转速，顽石的磨损大大的降低了，磨损率降至3.96%。但顽石磨损细度仍然较高，筛下累积﹣0.045mm、﹣0.038mm级别分别占总量的70.59%和67.62%。说明控制好水量、电机转速等操作参数，顽石的磨损度是可以有效的降低。

通过这些实验获得顽石矿块的抗压强度在303.067kg/cm2以下，换算成f值为3.03，属于软矿石类型。从顽石自磨结果来看，顽石在以上自磨条件中，顽石磨损细度均大于62%。这说明若加入矿样磨矿后，磨损的顽石小颗粒进入磨矿产品中并不会降低其产品细度，能够满足选厂对磨矿产品的细度要求。

所述的实验室确定顽石介质的磨矿制度S3具体步骤为：为了探索顽石作为介质时在立磨机中的磨矿效果，在实验室立磨机中进行了顽石磨矿实验。磨矿条件：顽石大小为10~20mm，顽石重量为4657.2g，充填率为30%，磨矿时间3min，磨矿浓度为60%，矿样1000g，电机频率为20Hz条件下进行磨矿实验。磨矿后，0.18mm以上的顽石重量为4325.4g，顽石磨损率7.12%。实验结果如表1-11所示。

表1-11立磨机中顽石磨矿粒度分布特性。

从表1-11可看出，磨机排矿﹣325目（﹣45μm）细度占62.35%，达到了磨机排矿细度要求。虽然过粉碎含量为17.26%，过粉碎程度有些高，但是如将排矿细度降至50%，通过优化磨矿回路条件，在过粉碎含量必定会减少的情况下，也可达到和钢球介质磨矿相同的效果。为了进一步进行条件探索实验，故将顽石粒度加大，即用20mm以上的顽石进行实验，后续的条件探索实验均在实验室圆锥形磨机中进行。磨矿时间实验：实验条件：顽石充填率为50%，顽石大小为40~50mm，矿样500g，磨矿浓度为65%，分别在磨矿时间为5、10、15、20、25min下进行磨矿，结果如表1-12所示。

表1-12不同磨矿时间下的磨矿效果汇总表/%。

注：γ_45-10μm代表易选粒级含量，γ_﹣10μm代表过粉碎粒级含量。以下表格中公式含义相同。

从表1-12中可以看出，采用顽石作为磨矿介质，并不像以钢球作为磨矿介质那样随着磨矿时间的增长而磨矿细度增加，而是先随着时间的增长细度增加，在20min时细度达到最大值（﹣325目占60.70%），然后随着时间增加反而细度降低；新生﹣45μm和易选粒级（10-45μm）的含量同样是先增后减的规律；但是过粉碎粒级（-10μm）含量和顽石消耗量却随着磨矿时间的增加而增加。因此在达到磨矿细度的前提下，选择合适的磨矿时间是非常重要的，这样既可避免过粉碎严重，又可减少顽石的消耗量。磨矿浓度实验：实验条件：顽石充填率为50%，顽石大小为40~50mm，矿样500g，磨矿时间为19min，分别在磨矿浓度为55、60、65、70、75%下进行磨矿，重要数据汇总于表1-13中。

表1-13不同磨矿浓度下的磨矿效果汇总表/%。

理论上随着磨矿浓度的增大，顽石与颗粒的接触概率越大，磨矿产品中新生-45μm产率也会逐渐增加。但从表1-13看出，随着磨矿浓度的增大，新生γ_-45μm、γ_45-10μm的含量并不是一直在增加，而是在55~65%磨矿浓度之间是较好的；γ_-10μm的含量随着﹣45μm细度在磨矿浓度60%处达到最大值；顽石消耗量随着磨矿浓度的增加而减少，与顽石在圆锥形磨机中自磨随着水量的减少顽石磨损降低的规律是一致的；利用顽石作为磨矿介质，磨矿浓度在60%是合适的。充填率实验：实验条件：磨矿时间为19min，磨矿浓度为60%，顽石大小为40~50mm，矿样500g，分别在充填率为30、40、50、60、70%下进行磨矿，顽石磨损结果见表1-14。

表1-14不同充填率下的磨矿效果汇总表/%。

从表1-14中可以看出，随着充填率的增加，γ_-45μm和新生γ_-45μm的含量逐渐递减；同时可看出，充填率为30%时的磨矿产品指标明显优于充填率≥40%时的磨矿产品（充填率为30%时，能清晰地听到顽石与磨机和顽石与顽石的摩擦声，当充填率≥40%时，由摩擦声变为顽石与磨机或顽石之间的撞击声为主），这也证明介质充填率的大小改变着介质的运动方式，研磨比撞击更利于细磨，且介质消耗量更小；综合磨矿细度、过粉碎程度和顽石消耗量的指标要求，选择顽石充填率50%是合适的。顽石大小实验：实验条件：磨矿时间为19min，磨矿浓度为60%，矿样500g，充填率为50%，分别在顽石为20~30、30~40、40~50、50~60mm下进行磨矿，顽石磨损结果见表1-15。

表1-15不同顽石介质大小下的磨矿效果汇总表/%。

从表1-15中可看出，顽石大小为30~40mm时，磨矿效果最佳，其次是顽石大小为40~50mm之间。顽石太大（50~60mm）或太小（20~30mm）磨矿效果均不好，太大或太小，在一定条件下达不到细度要求，且顽石太大，易造成过粉碎，顽石消耗量大。顽石换算钢球磨矿实验：为了探寻顽石与钢球之间以何种换算方式作为磨矿介质磨矿效果最好。在实验室选用了等体积换算法、等质量换算法和等比表面积换算法。选取的换算顽石为顽石大小为40~50mm，充填率为50%，顽石重5798.4g，个数为62，顽石密度ρ_o=2.88g/cm³,钢球密度ρ=7.51g/cm³。将顽石编号，测得各个顽石的重量M_i，最大尺寸L_i，最小尺寸l_i。按公式分别计算每个顽石的体积V_i，等体积球径D_oi，表面积S_i，比表面积SA_i，然后按等体积换算对应的钢球直径D_vi=D_oi，等质量换算对应的钢球直径D_mi，等比表面积换算对应的钢球直径D_SAi。

计算公式：V_i=M_i/ρ_o（1）

D_vi=D_oi=(6V_i/π)^1/3（2）

S_i=π[(L_il_i-2L_iD_oi+D_oil_i)/(L_i-2l_i+D_oi)]²（3）

SA_i=S_i/M_i（4）

D_mi=(6M_i/ρπ)^1/3（5）

D_SAi=6/SA_iρ（6）

即40~50mm的顽石换算为等体积钢球直径为38.85mm，等质量钢球直径为28.22mm，等比表面积钢球直径为11.86mm。按等体积换算法换算顽石大小为40~50mm，充填率为50%，质量为5798.4g的结果是：钢球与顽石的单个体积和总体积分别相等，则取本实验室40mm左右的钢球61个，球重14858g，充填率为51.6%即可；按等质量换算法换算的结果是：钢球与顽石的单个质量和总质量分别相等，则取银山寄来的26mm左右的钢球77个，球重5800g，充填率为19.3%即可；按比等表面积换算法换算的结果是：钢球与顽石的单个比表面积和总表面积分别相等，则取银山寄来的12.5mm的钢球774个，球重6287g，充填率为21%即可。

按上述换算结果分别选取等质量钢球、等体积钢球和等比表面钢球。磨矿条件为：磨矿浓度为60%，磨矿时间为8min，矿样500g，在圆锥形磨机中进形探索实验。各换算钢球下磨矿产品粒度分布规律汇总于表1-16中。

表1-16各换算法钢球的磨矿效果汇总表（t=8min）/%。

从表1-16中可看出，磨矿时间为8min时，三种方法换算的钢球的磨矿指标差异非常明显。等体积钢球的磨矿产品不能满足选厂对磨矿产品细度的要求；等比表面积钢球虽能满足细度要求，但是﹣10μm含量较高容易造成过粉碎严重；等质量钢球磨矿产品的﹣45μm和﹣10μm的含量均能够较好的符合要求。这说明等质量钢球的磨矿效果最好。将钢球的磨矿条件与顽石的保持一致，即磨矿浓度为60%，磨矿时间为19min，矿样500g，再次进行钢球磨矿实验，检测各钢球的磨矿效果。汇总于表1-17中。

表1-17各换算法钢球的磨矿效果汇总表（t=19min）/%。

从表1-17中可看出，钢球的磨矿条件与顽石的一样时，再次证明了等质量钢球的磨矿效果最好。等体积钢球的产品虽然﹣10μm含量较低，但是磨矿细度远低于等质量钢球和等比表面积钢球的，说明其磨矿能力低，不能满足处理量的要求；等比表面积钢球的磨矿产品的细度很高，同时其过粉碎程度也是最高的，达到了24.72%，容易造成资源的浪费；等质量钢球的磨矿产品不仅﹣45μm的含量高，满足细度要求，而且其﹣10μm的含量较低，减少了资源的浪费。

换算钢球的磨矿实验结果说明：等体积钢球的处理能力低，等比表面钢球容易造成过粉碎，而等质量钢球既能满足细度要求，又能减少过粉碎，等质量钢球的磨矿效果是最好的。

顽石在立磨机中磨矿，磨机排矿﹣45μm细度达到了62.35%，达到了磨机排矿细度要求，其中过粉碎含量为17.26%，过粉碎程度有些高，但这是在没有分级的情况下得到的。如果将排矿细度降至50%，通过优化磨矿回路条件，在过粉碎含量必定会减少的情况下，溢流也可达到与钢球介质磨矿相同的磨矿细度和效果。从顽石磨矿条件探索实验表明，在充填率为50%，浓度为60%，磨矿时间为19min，入磨矿样500g的磨矿条件下，能获得﹣325目（﹣45μm）含量60%，新生γ_-45μm的量为19%左右。仅看单一粒级顽石的磨矿效果，顽石在30~40mm时是最好的。但是综合整个顽石磨矿实验来看，单一粒级顽石的磨矿产品细度均要比混合顽石的低5个百分点以上，这说明单一粒级顽石的磨矿能力不如混合顽石的磨矿能力强。对比换算钢球的磨矿结果来看，混合顽石在磨矿时间t=10min条件下，﹣45μm含量依然能达到58.68%，这说明混合顽石的磨矿能力与等质量钢球的磨矿能力相差不大，将混合顽石作为磨矿介质进行磨矿是可行的。

所述的实验室验证顽石介质浮选产品指标S4具体步骤为：在实验室进行了混合顽石、混合顽石换算的等质量钢球和等比表面积钢球的磨矿产品的浮选验证实验。采用的浮选流程及药剂制度如附图3所示。浮选结果如表1-18~1-20所示。

表1-18混合顽石磨矿产品浮选结果。

表1-19等质量钢球磨矿产品浮选结果。

表1-20等比表面积钢球磨矿产品浮选结果。

表1-18~1-19的数据结果是在将各磨矿介质磨矿后的磨矿产品统一至细度﹣45μm占80%左右进行浮选得到的。从表中可看出混合顽石、等质量钢球和等比表面积钢球的粗选获得的铜粗精矿铜的回收率分别为73.41%、73.57%和72.57%。

经各介质磨矿后的产品进入浮选，能够获得相近的浮选结果。说明若将现场钢球换算成顽石，顽石介质的磨矿产品性质不会发生太大的变化，依然能够满足后续浮选的要求。

所述的工业实际试验进行调试S5具体步骤为：工业试验期间取样点为再磨溢流、旋流器溢流和旋流器沉砂。每4小时对上述3个点取样一次，在实验室实测一次浓度和-325目细度。记录每天报表中的原矿品位、铜精矿中铜的品位与回收率、硫精矿中铜的品位与回收率和二次尾矿中铜的品位与回收率。上述数据要观察到立磨机内钢球基本消耗完毕。待立磨机中基本全是顽石磨矿时，稳定运行几天后进行立磨-浮选流程考查，具体方案细节届时和选厂商定。根据顽石磨矿所能达到的-325目细度，合理调节补加顽石量的大小，确定工业运行期间的顽石补加量。

所述的分析工业试验结果S6具体步骤为：1、从立磨运行来看，顽石代替钢球磨矿后，再磨溢流-325目含量能够达到42.61%，达到了钢球磨矿的细度要求。此时立磨工作电流稳定在44A左右，较比钢球磨矿工作电流降低10A；2、对再磨-旋流器回路进行了再磨溢流、旋流器沉砂和旋流器溢流同步取样分析；3、采用顽石代替钢球进行立磨，经过5天运行，确实对二段铜硫分离效果起到了正影响关系。在入选含铜品位0.33%的前提下，其中二段铜回收率达到91.75%、铜总回收率达到85.12%、硫原矿含铜品位0.149%。且随着后续顽石稳定再磨后，二段铜回收率和铜总回收率有逐步改善的趋势。试验结果如表1-21、1-22所示。

表1-21原有磨矿工艺的磨矿效果。

表1-22新磨矿工艺的磨矿效果。

从表1-21、1-22看出，新的磨矿工艺与原磨矿工艺具有相近的磨矿效果。两种磨矿磨矿工艺的旋流器溢流细度相差较小，原有磨矿工艺与新的磨矿工艺的旋流器溢流细度分别为82.47%和84.05%；溢流中-0.045mm的含量分别集中在0.038-0.045mm和0.019-0.038mm；新磨矿工艺的溢流中-0.01mm含量比钢球低3.09个百分点，降低了16.18%，高的过粉碎含量会导致浮选回收率的降低，也会导致精矿脱水困难；新磨矿工艺与原磨矿工艺的溢流中合格粒级（0.01-0.045mm）中铜分布率分别为63.66%和60.61%，增加了合格粒级中铜的分布率，溢流中硫，金和银元素的分布与铜相同；在相同的细度下，新磨矿工艺的旋流器溢流的平均直径比钢球大11.86%。新磨矿工艺的磨矿产品的粒度分布更合理，更有利于后续的作业。新的磨矿工艺也增加了铜硫分离作业的回收率及总的铜精矿回收率，结果如表1-23所示。

表1-23铜精矿回收率对比。

通过对比浮选指标可以发现试验后二段回收率比试验前高1.2个百分点，总回收率高1.1个百分点；相比较于以前的浮选指标，在原矿品位相同的条件下，二段回收率提高1.5个百分点，总回收率提高了0.9个百分点。新的磨矿工艺减少了铁质的污染，更有利于有用矿物的回收。

以上所述仅为本发明的较佳实施例而已，并不用以限制本发明，凡在本发明的精神和原则之内所作的任何修改、等同替换和改进等，均应包含在本发明的保护范围之内。

Claims (8)

1.一种用半自磨顽石替换立磨机钢球的磨矿工艺，其特征在于：包含如下步骤：半自磨/自磨+球磨+顽石立磨机再磨。

2.根据权利要求1所述的一种用半自磨顽石替换立磨机钢球的磨矿工艺，其特征在于：所述的顽石为半自磨、自磨及球磨排出的难磨粒子，或者是砾石、鹅卵石。

3.根据权利要求1所述的一种用半自磨顽石替换立磨机钢球的磨矿工艺，其特征在于：所述的立磨机为螺旋搅拌磨机。

4.根据权利要求1所述的一种用半自磨顽石替换立磨机钢球的磨矿工艺，其特征在于：所述顽石顽石立磨机再磨的条件为：顽石充填率为30%～50%；顽石大小为10mm～50mm；矿样500g；磨矿浓度为55%～75%；磨矿时间为5min～25min。

5.根据权利要求4所述的一种用半自磨顽石替换立磨机钢球的磨矿工艺，其特征在于：顽石充填率为50%。

6.根据权利要求4所述的一种用半自磨顽石替换立磨机钢球的磨矿工艺，其特征在于：顽石大小为30mm～50mm。

7.根据权利要求4所述的一种用半自磨顽石替换立磨机钢球的磨矿工艺，其特征在于：磨矿浓度为60%。

8.根据权利要求4所述的一种用半自磨顽石替换立磨机钢球的磨矿工艺，其特征在于：磨矿时间为19min。