摘要：在选矿厂实际生产中，任何一台设备出现故障都可能导致生产流程的中断，因此设备的高运转率是生产流程稳定性和连续性的保证。而随着选矿入选矿石品位的降低和节能降耗的要求，迫切需要降低生产成本，提高选矿回收率。
关键词：金矿选矿厂；工艺流程；改造
1矿石性质
矿石中金属矿物组成主要为黄铁矿和毒砂，含少量方铅矿、闪锌矿、黄铜矿和磁铁矿，其次为铜矿物及少量的斑铜矿和褐铁矿等金属氧化物，脉石矿物主要为石英、长石、辉石、角闪石、绿泥石、云母、锆石及少量的碳酸盐和微量的有机碳等。矿石中砷和碳含量较高，金大多呈显微和超显微分散状态包裹于毒砂和黄铁矿中，是典型的难选冶金矿石。
1.1 原矿多元素分析
对原矿进行多元素分析，结果如表 1 所示。由表 1 可知，矿石中金属硫化物含量为 1.99%，砷含量为 0.52%，金平均品位为 2.66 g/t，其他有益元素无综合回收价值，金矿物以自然金为主。
1.2 金物相分析
对原矿进行金物相分析，结果如表 2 所示。由表 2 可知，矿石中金主要为包裹金和游离金，其中毒砂和黄铁矿等硫化物包裹金占比为 52.59%，游离金占比为 42.52%。镜下观察，游离明金粒径为 0.1～0.2 mm，金成色＞90%，形态以滚圆、角粒和片状为主。
表 1 原矿多元素分析结果 表 2 金物相分析结果
2选矿厂工艺流程
2.1破碎
原矿从原矿仓首先进入 C80 型颚式破碎机进行粗碎，再进入 JP158 型圆锥破碎机进行中碎，中碎后进入 10 mm ×10 mm 振动筛，大于 10 mm的矿石返回到 JP108 型圆锥破碎机进行细碎，小于10 mm 的矿石直接进入粉矿仓。
2.2磨矿浮选
矿石从粉矿仓直接进入 GQG2700 ×3600 格子型球磨机（研磨介质为 100 mm 铸造钢球）细磨后，进入单螺旋分级机，矿浆中粗颗粒成为沉砂，细颗粒从溢流口排出磨机外。通过分级机溢流堰的较细颗粒进入水力旋流器进行再次分级，溢流通过高效搅拌槽直接进入浮选流程，沉砂则返回球磨机进行再磨，如此形成闭路循环。浮选流程为一次粗选、三次精选、二次扫选闭路流程，捕收剂为丁基黄药与 25 号黑药，起泡剂为 2 号油。浮选精矿进入浓密机进行浓缩，浮选尾矿通过球隔离泵泵入尾矿库。
2.3氰化浸出及活性炭吸附
浮选精矿通过 3 台搅拌磨矿机（研磨介质为10 mm 钢珠）再次磨矿，使矿粒细度达到 －0． 037 mm 占 90 %以上，再经过搅拌槽调浆使矿浆浓度控制在 37 % ～40 %，最后进入炭浸槽进行浸出和吸附，得到载金炭。
3工艺流程改造
在实际生产中，提高设备完好率和运转率，保持生产、工艺的连续性和稳定性，可为提高选矿各项技术指标创造有利条件。在选矿过程中，提倡节能降耗，可以有效减少能源成本，提高经济效益，且随着目前生产成本的提高，要尽可能地减少金属流失。因此，降低生产成本，提高选矿回收率成为选矿厂需要考虑的重要问题。
3.1 球隔离泵改造
选矿厂球隔离泵为 2 台，分别对应 2 台多级离心水泵，起到 1 用 1 备的目的。多级离心水泵与球隔离泵连接见图 1。
1—多级离心水泵 2—变频器 3—控制器4—缓冲罐 5—液压站6—进水清水阀 7—回水清水阀8—隔离罐 9—排浆逆止阀10—进浆逆止阀
图 1 多级离心水泵与球隔离泵连接示意图
在实际生产中，每台设备可能会随时出现故障，这就导致 1 号水泵出现故障或 1 号球隔离泵出现故障时，必须倒用 2 号水泵和 2 号球隔离泵，如若 2 号水泵或 2 号球隔离泵也出现故障，必然导致整个选矿厂运行中断。为避免此类问题的发生，对水泵与球隔离泵的连接方式进行改进：把 2 台球隔离泵的进水管，即 2 台水泵的出水管进行交叉连接，这就使 1 号水泵与 2 号球隔离泵连接起来，同样也把 2 号水泵与1 号球隔离泵连接起来，使每台水泵或每台球隔离泵分别对应 2 台球隔离泵或 2 台水泵。因此，当 1 号水泵出现故障时，只需倒用 2 号水泵即可，不必倒用球隔离泵，其他情况也是如此。
3.2 磨机更换
选矿厂再磨作业是通过 3 台搅拌磨矿机进行磨矿，磨矿细度虽然能达到生产要求，但是从节能降耗方面考虑，搅拌磨矿机电动机功率 75 kW，电量消耗大，而且该设备过于老化落后，工作不连续，因此将其更换为塔磨机（电动机功率为 50 kW），这不仅可以实现连续作业，而且电量消耗不足搅拌磨机的 1/3，可使成本大幅降低。塔磨机结构见图 2。再磨作业磨矿细度目前能够保证良好的浸出效果，但为了进一步提高金回收率，将活性炭吸附富液之后的贫液（质量浓度0．01 g/m 3 左右）再次送入活性炭吸附塔，进行再吸附（吸附后质量浓度 0．004 g/m 3 左右），可以进一步提高回收率约 0． 02 %。
1—传动装置 2—加球口及粗料给料口3—搅拌器4—筒体 5—矿浆给料口6—溢流口 7—基础
图 2 塔磨机结构示意图
3.3 氰化尾渣处理
氰化尾渣中由于含有较高品位的铅等金属，直接压滤后排放导致金属流失，在后续流程中增加 1 台旋流 － 静态微泡浮选柱（见图 3），将氰化尾渣泵入浮选柱中进行浮选，可以有效回收铅等金属。
图 3 旋流 － 静态微泡浮选柱工作原理
对新增的旋流 － 静态微泡浮选柱进行了不同条件试验，探讨浮选柱的浮选情况，其中配药质量分数合计为 20 %。试验结果见表 1。在不同的试验条件下，通过对金、银、铅 3 种金属回收率的对比和综合分析可知，当给矿浓度为 37 %左右，药剂（丁基黄药 + 丁铵黑药）用量为 30 mL/min时，能够得到较高的回收率。选矿厂处理量为900 t/d，氰化尾渣产率3．8 %左右，即氰化尾渣日产量为 34． 2 t 左右。氰化尾渣金品位3．1 g/t 左右，银品位34 g/t 左右，铅品位3．5 g/t 左右，可 估 算 年 回 收 金 16． 58 kg、银 148． 19 kg、铅23． 14 kg。由此可以看出，通过增加浮选柱，金、银、铅的再次回收能够取得一定的经济效益。
表 1 条件试验结果
参考文献：
[1]贾凤梅，秦丽，陈曦.内蒙某金矿选矿工艺流程试验研究[J].矿产综合利用，2017（02）：31-34.
[2]张立光.东腰庄金矿李家寨选矿厂工艺流程及发展浅谈[J].山西冶金，2016，39（06）：55-56.
[3]王书锋，续新红.金矿选矿工艺流程研究[J].科技风，2014（09）：168.
论文作者:姜绍军
论文发表刊物:《基层建设》2018年第14期
论文发表时间:2018/7/9
标签：水泵论文; 矿石论文; 浮选论文; 原矿论文; 回收率论文; 金矿论文; 工艺流程论文; 《基层建设》2018年第14期论文;