CN113731625A

CN113731625A - 一种低品位选矿工艺

Info

Publication number: CN113731625A
Application number: CN202110954785.6A
Authority: CN
Inventors: 张迪; 郭家栋; 王忠凯; 杨建国; 秦冠迎; 刘民卫; 卢丽珍; 赵天伦; 赵晓磊
Original assignee: Henan Jinyuan Gold Mining Co ltd
Current assignee: Henan Jinyuan Gold Mining Co ltd
Priority date: 2021-08-19
Filing date: 2021-08-19
Publication date: 2021-12-03

Abstract

一种低品位选矿工艺，涉及选矿技术领域，通过将原矿仓内的矿石进行粗碎作业获取粗碎产品，粗碎产品送入振动筛筛分，筛下产品返回圆锥破碎机进行细碎作业后送入振动筛，筛上产品落入粉矿仓，粉矿仓内的物料送至高压辊磨，通过给料溜槽送入球磨机A；球磨排矿输送至直线筛，筛下产品依次进入两台尼尔森选矿机进行重选，筛上产品返回球磨机A再磨；重选后的精矿进入尼尔森摇床精选后进行浮选作业，浮选精矿销售至冶炼厂，尾矿进入重选车间通过摇床再选，摇床精矿为尾矿重选工段的最终产品，经软管泵返回球磨机B再磨，溜槽尾矿和摇床尾矿经旋流器分级，沉砂排放至井下填充作业；本发明磨矿效果好，实现了磨矿工艺处理能力和磨矿指标的提升。

Description

一种低品位选矿工艺

技术领域

本发明涉及选矿技术领域，尤其是涉及一种低品位选矿工艺。

背景技术

公知的，选矿就是把矿石破碎磨细以后，矿石中不同组分矿物的都具有各自固有的物理化学性质，如粒度、形状、颜色、光泽、比重、摩擦系数、磁性、电性、表面的润湿性等。我们根据各种矿物不同的性质，可以选择不同的选矿工艺方法，将有用矿物与脉石矿物分开，并使各种共生（伴生）的有用矿物尽可能相互分离，除去或降低有害杂质，以获得冶炼或其他工业所需原料的过程，进而充分而经济地利用矿产资源。最常用的金矿石选矿方法有重力选矿法、浮游选矿法、混汞提金法、氰化法浸金等，但是现有的选矿工艺普遍存在环保条件差、资源回收率低，碎磨能耗大、效率低，尾矿损失高等问题；因此，提出一种能提高资源回收率进一步降低尾矿损失低品位选矿工艺，成为本领域技术人员的基本诉求。

发明内容

为了克服背景技术中的不足，本发明公开了一种低品位选矿工艺。

为了实现所述发明目的，本发明采用如下技术方案：

一种低品位选矿工艺，所述工艺步骤为：

（1）将原矿仓内的矿石通过重型板式给料机送入颚式破碎机进行粗碎作业，获取粗碎产品；

（2）将上一步骤中的粗碎产品通过皮带机A送入粉矿仓上部的振动筛进行筛分作业，小于20mm粒级的筛下产品直接落入粉矿仓内，大于20mm粒级的筛上产品通过皮带机B返回至圆锥破碎机中进行细碎作业，再通过皮带机A送入振动筛；

（3）落入粉矿仓内的物料通过重型板式给矿机送至高压辊磨，经开路辊磨后通过给料溜槽送入球磨机A，进行一段磨矿作业；

（4）上一步骤中获取的球磨排矿由砂浆泵输送至直线筛，筛下-3mm粒级的产品依次进入两台尼尔森选矿机进行重选，筛上产品返回球磨机A再磨；

（5）进入尼尔森选矿机重选后的精矿进入尼尔森摇床进行进一步的精选，尾矿由砂浆泵送入旋流器组进行二次分级，旋流器组中旋流器D中的沉砂返回球磨机B再磨，球磨机B的球磨排矿通过渣浆泵输送至直线筛下进入尼尔森选矿机再选，其余旋流器沉砂返回球磨机A再磨，旋流器溢流产品进入搅拌槽加药搅拌后再进行浮选作业；

（6）浮选作业通过一粗二精二扫工艺获得金精矿，金精矿经高效浓密机、陶瓷过滤机二道脱水后，金精矿含水量降至7%销售至冶炼厂；浮选尾矿自流至重选车间，通过螺旋溜槽的精矿进入摇床再选，摇床精矿为尾矿重选工段的最终产品，经软管泵返回球磨机B再磨，溜槽尾矿和摇床尾矿作为最终尾矿经旋流器分级，沉砂通过水隔离泵排放至井下进行填充作业。

所述的低品位选矿工艺，步骤（5）中所述的旋流器组的溢流浓度为30%—32%，细度为55%—62%。

所述的低品位选矿工艺，在原矿仓的上部设置有450×450mm方形格筛，原矿经电机车或汽车卸入原矿仓上部的方形格筛上。

所述的低品位选矿工艺，球磨机A的磨矿作业浓度为75%，球磨机B的磨矿作业浓度为70%。

所述的低品位选矿工艺，直线筛的筛网尺寸为前面三排3mm，后四排2mm。

所述的低品位选矿工艺，浮选作业浓度为30%—32%，细度为55%—62%。

所述的低品位选矿工艺，粗扫选采用16台KYF-30型浮选机，精选采用CLF-24、CLF-16型浮选机各2台；浮选以MA和MC作为捕收剂，用量MA：MC=2:1，单耗25g/t；2号油作为起泡剂，单耗11g/t；石灰作调整剂，单耗0.85kg/t，浮选作业时间为55min。

所述的低品位选矿工艺，螺旋溜槽作业浓度28-30%。

所述的低品位选矿工艺，砂浆泵设置为两台，一台开启，一台备用。

所述的低品位选矿工艺，旋流器组包括A、B、C、D四台旋流器， A、C和B、D两台旋流器对角布置，旋流器B的型号为旋流器500，A、C、D三台旋流器的型号为旋流器660，旋流器D与旋流器B常开，旋流器A和C为开一备一，旋流器D沉砂进入磨机B，旋流器A、B、C沉砂进入球磨机A。由于采用了上述技术方案，本发明具有如下有益效果：

1、本发明所述的低品位选矿工艺，采用两段一闭路与高压辊磨相配合，进一步降低了入磨粒度，充分利用高压辊磨粉碎效率高、能耗低、便于调节等优良特性，将粗碎、细碎、高压辊磨有机的结合起来，增大了矿石表面和内部结构的裂隙度，提高了合格粒级产品，实现了多碎少磨，降低了磨矿能耗和费用；采用两段闭路磨矿，在二次筛分分级中采用旋流器进行分级，通过对旋流器组沉砂进行分离，分离出一部分旋流器沉砂进入球磨机B，另一部分旋流器沉砂进入球磨机A实现平衡两段磨矿负荷的同时，改善了因受磨机不同处理能力的限制造成处理能力低，磨矿效果差，实现了磨矿工艺处理能力和磨矿指标的提升。

2、本发明所述的低品位选矿工艺，选用尼尔森重选、浮选、溜槽摇床重选的选矿方式，通过采取联合选别工艺，使尼尔森重选、浮选、螺旋溜槽、摇床重选各处浓度、细度、用水量、操作管理条件都达到设备最佳运行状态。浮选前进行尼尔森重选作业，避免了粗粒级金属物流失于尾矿中，预先提取颗粒金后，可缩短浮选时间和浮选药剂损耗；再者，重选精矿回收率明显高于浮选金精矿冶炼回收率，可降低克金成本费用，浮选后尾矿再次进行重选，避免了硫化物包裹及连生金的流失，改善了金的回收指标；将尼尔森重选设备设置在磨矿分级回路之间，通过调节球磨排矿水合理平衡尼尔森运行时所需大量水量，确保磨矿分级浓度；将螺旋溜槽和摇床重选结合在一起，先用螺旋溜槽预先分选抛出一部分尾矿，螺旋溜槽精矿再进入摇床进行作业，进而进一步降低浮选尾矿金属量。

3、本发明所述的低品位选矿工艺，摇床精矿经软管泵输送至球磨机给料处进行再磨，将流失状态的金返回球磨机B进行再磨，将包裹金和被污染的颗粒金进行磨剥解离后返回生产系统，重新再进入联合选别工艺流程，进一步提高金产品的回收率。

附图说明

图1是本发明的工艺流程图。

具体实施方式

通过下面的实施例可以详细的解释本发明，公开本发明的目的旨在保护本发明范围内的一切技术改进。

结合附图1所述的低品位选矿工艺，所述工艺步骤为：

（4）上一步骤中获取的球磨排矿由砂浆泵输送至直线筛，筛下-3mm粒级的产品依次进入两台尼尔森选矿机进行重选，筛上产品返回球磨机A再磨；砂浆泵设置为两台，一台开启，一台备用；

（5）进入尼尔森选矿机重选后的精矿进入尼尔森摇床进行进一步的精选，尾矿由砂浆泵送入旋流器组进行二次分级，旋流器组中旋流器D中的沉砂返回球磨机B再磨，球磨机B的球磨排矿通过渣浆泵输送至直线筛下进入尼尔森选矿机再选，其余旋流器沉砂返回球磨机A再磨，旋流器溢流产品进入搅拌槽加药搅拌后再进行浮选作业；旋流器组包括A、B、C、D四台旋流器， A、C和B、D两台旋流器对角布置，旋流器B的型号为旋流器500，A、C、D三台旋流器的型号为旋流器660，旋流器D与旋流器B常开，旋流器A和C为开一备一，旋流器D沉砂进入磨机B，旋流器A、B、C沉砂进入球磨机A中，应用两种规格的旋流器用于均衡球磨机A、球磨机B的给矿量，实现两段磨机给矿平衡，改善磨矿效果；

所述的低品位选矿工艺，螺旋溜槽作业浓度28-30%。

实施例

将金矿石原矿经电机车或汽车卸入原矿仓内，原矿仓的上部设置450×450mm方形格筛，原矿仓内矿石通过GBZ 1750×9000重型板式给料机送入型号为C100的颚式破碎机进行粗碎，粗碎排矿口90-120mm，粗碎产品通过皮带机A送入粉矿仓上部的振动筛进行筛分作业，小于20mm粒级的筛下产品直接落入粉矿仓内，大于20mm粒级的筛上产品通过皮带机B返回至型号为HP4圆锥破碎机中进行细碎作业，细碎排矿口25-45mm，再通过皮带机A送入振动筛，构成两段一闭路碎矿流程，振动筛筛孔尺寸为15×25 、20×25两种规格；

落入粉矿仓内的物料通过重型板式给矿机送至高压辊磨，高压辊磨排料间隙6mm，经开路磨后通过下料溜槽送入型号为MQY4267球磨机A，进行一段磨矿作业，球磨机磨至粒度为-200目含量（-0.074mm）占20％；磨矿作业浓度75%；

球磨排矿由渣浆泵输送至直线筛，为提高筛分效率，提高合格粒级产品通过率，直线筛筛网尺寸前面三排3mm，后四排2mm，筛下-3mm粒级的产品依次进入两台尼尔森选矿机进行重选，筛上产品返回球磨机A中再磨；

型号为KC-XD40尼尔森选矿机卸矿时间 40分钟，一次冲洗时间18秒，二次冲洗时间18秒，喂料延时15秒；水量35-38立方；操作压力4-8psi；

尼尔森选矿机重选后的精矿进入尼尔森摇床进行进一步的精选，尾矿由渣浆泵送入旋流器组进行二次分级，旋流器组中旋流器A中的沉砂返回型号为MQY2745的球磨机B再磨，球磨机B的球磨排矿通过渣浆泵输送至直线筛下进入尼尔森选矿机再选，旋流器B、D的沉砂返回球磨机A再磨，旋流器溢流产品进入搅拌槽加药搅拌后再进行浮选作业，浮选作业浓度30-32%，浮选作业细度55-57%；两台球磨机与直线筛、旋流器组分级设备构成两段闭路磨矿；

浮选作业通过一粗二精二扫工艺获得金精矿，粗扫选采用KYF-30型浮选机16台，精选采用CLF-24、CLF-16型浮选机各2台，浮选以MA和MC作为捕收剂（用量MA：MC=2:1），单耗25g/t；2#油作为起泡剂，单耗11g/t；石灰作调整剂，单耗0.85kg/t，浮选时间为55min，浮选作业入选品位为0.45g/t，浮选精矿品位大于30g/t，回收率达35%，尾矿品位降至0.09g/t。金精矿经Φ12m高效浓密机、TT-30淘瓷过滤机二道脱水后，金精矿含水量降至7%销售至冶炼厂；浮选尾矿自流至重选车间，通过螺旋溜槽的精矿进入摇床6S再选，溜槽作业浓度28-30%，摇床精矿为尾矿重选工段的最终产品，经软管泵返回球磨机B再磨，溜槽尾矿和摇床尾矿作为最终尾矿经旋流器分级，沉砂通过LSGB85/2.5型水隔离泵排放至井下进行填充作业；旋流器溢流由水尾渣浆泵经二级泵站输送至尾矿库。尾矿重选工段入选品位约0.1g/t，精矿品位3.5g/t左右，产率0.5%，最终尾矿降至0.080g/t，可提高选厂选矿回收率1.5%。

采用两段一闭路+高压辊磨+非常规两段两闭的碎磨工艺方法，实现了低品位矿石提质增效，在增大处理矿量的情况下，生产指标不断得到优化和提升。经生产实践证明，该工艺、设备运行稳定，效果良好，具有实用性和可行性。从应用现场生产数据来看，使用尼尔森尼尔森重选+浮选+螺旋溜槽摇床重选联合选别工艺选矿回收率稳定在92.5%以上，尾矿金含量损失在0.09g/t以下，达到国际国内同行业领先水平。

本发明未详述部分为现有技术。

为了公开本发明的发明目的而在本文中选用的实施例，当前认为是适宜的，但是，应了解的是，本发明旨在包括一切属于本构思和发明范围内的实施例的所有变化和改进。

Claims

1.一种低品位选矿工艺，其特征是：所述工艺步骤为：

2.根据权利要求1所述的低品位选矿工艺，其特征是：步骤（5）中所述的旋流器组的溢流浓度为30%—32%，细度为55%—62%。

3.根据权利要求1所述的低品位选矿工艺，其特征是：在原矿仓的上部设置有450×450mm方形格筛，原矿经电机车或汽车卸入原矿仓上部的方形格筛上。

4.根据权利要求1所述的低品位选矿工艺，其特征是：球磨机A的磨矿作业浓度为75%，球磨机B的磨矿作业浓度为70%。

5.根据权利要求1所述的低品位选矿工艺，其特征是：直线筛的筛网尺寸为前面三排3mm，后四排2mm。

6.根据权利要求1所述的低品位选矿工艺，其特征是：浮选作业浓度为30%—32%，细度为55%—62%。

7.根据权利要求1所述的低品位选矿工艺，其特征是：粗扫选采用16台KYF-30型浮选机，精选采用CLF-24、CLF-16型浮选机各2台；浮选以MA和MC作为捕收剂，用量MA：MC=2:1，单耗25g/t；2号油作为起泡剂，单耗11g/t；石灰作调整剂，单耗0.85kg/t，浮选作业时间为55min。

8.根据权利要求1所述的低品位选矿工艺，其特征是：螺旋溜槽作业浓度28-30%。

9.根据权利要求1所述的低品位选矿工艺，其特征是：砂浆泵设置为两台，一台开启，一台备用。

10.根据权利要求1所述的低品位选矿工艺，其特征是：旋流器组包括A、B、C、D四台旋流器， A、C和B、D两台旋流器对角布置，旋流器B的型号为旋流器500，A、C、D三台旋流器的型号为旋流器660，旋流器D与旋流器B常开，旋流器A和C为开一备一，旋流器D沉砂进入磨机B，旋流器A、B、C沉砂进入球磨机A。