选矿厂工艺优化与实践探讨

选矿厂工艺优化与实践探讨

丘新民、李煌成

紫金矿业集团股份有限公司

摘要：某选矿厂目前共有两个氧化矿系列和一个原生矿系列，氧化矿系列采用阶段磨矿、粗细分级、重选—强磁—阴离子反浮选流程，原生矿系列采用阶段磨矿、单一磁选、淘洗精选流程。该选矿厂在优化生产工艺、提高选矿效率方面进行了积极的探讨和实践，对选矿工艺流程进行了相关优化，优化了技术经济指标。

关键词：选矿厂；工艺优化；流程

1矿石矿物组成及嵌布特性

该矿厂矿石矿物组成较为简单，主要为磁铁矿、假象赤铁矿和赤铁矿;脉石矿物以石英为主，其次为阳起石、闪石、磷灰石包裹体及少量普通角闪石和辉石等。矿石构造以条带状构造和褶皱构造为主。矿石的结构以粒状变晶结构及交代结构为主，赤铁矿主要呈半自形晶至他形晶，磁铁矿主要呈半自形—自形变晶结构，颗粒大小不均匀。

2原工艺流程

2.1氧化矿工艺流程

破碎系统原设计采用2段破碎+高压辊磨工艺。原矿经破碎后进入磨选系统，磨矿仓贮存的矿石经皮带机给入一段MQY5585溢流型球磨机，磨矿产品经一段Φ660mm×9旋流器组分级，沉砂返回一段球磨，溢流给入粗细分级660mm×10旋流器进行粗细分级，粗细分级旋流器沉砂给入Φ1500mm螺旋溜槽粗选和精选产生重选精矿，重选精矿给入高频振动筛，筛下产品成为最终精矿，精选中矿自循环;粗选尾矿经螺旋溜槽扫选，扫选尾矿给入CTB-12型弱磁选机，弱磁选尾矿除渣后给入中磁机磁选，中磁机尾矿作为最终尾矿，扫选中矿、高频振筛筛上产品、精选尾矿及中磁前弱磁精矿、中磁精矿一起给入二段Φ500mm×10旋流器分级，二段旋流器沉砂进入二段MQY50×83溢流型球磨机，二段球磨排矿和二段旋流器溢流一起给入粗细分级旋流器进行粗细分级，扫选精矿进入精选螺旋溜槽再次选别。粗细分级旋流器溢流进入CTB-1230型弱磁选机，弱磁选尾矿进入强磁选前Φ63m浓缩机，然后经除渣筛除渣后由SLon-2000型高梯度强磁选机进行强磁再选，强磁尾矿成为最终尾矿;弱磁和强磁精矿浓缩后进入反浮选作业，经1粗1精3扫得到最终浮选精矿和尾矿。

2.2原生矿工艺流程

入磨矿石给入一段MQY5585溢流型球磨机，一段磨矿产品与一段Φ660mm×9旋流器组构成一段闭路磨矿。一段旋流器溢流给入1次Φ1540mm磁选机磁选，1次磁选甩掉产率48%的合格尾矿，一磁精矿和二磁精矿合并给入二段旋流器，二段旋流器溢流给入五路重叠高频细筛进行再次分级，筛上产品和二段旋流器沉砂经Φ1550mm浓缩磁选机脱水后给入二段MQY50×83溢流型球磨机，二段磨矿排矿给入2次Φ1540mm磁选机抛出尾矿，精矿返回二段旋流器。高频细筛筛下产物给入3次Φ1540mm磁选机抛出尾矿，一磁、二磁、三磁、浓缩磁选尾矿以及淘洗机扫选尾矿汇总至尾矿溜槽自流至尾矿浓缩池。三次磁选精矿泵送至6台淘洗机进一步提高品位，淘洗机溢流自流至3台Φ1550mm浓缩磁选机扫选，扫选精矿与高频细筛筛上产品一同返回二段球磨机。淘洗机底流精矿用泵打到过滤车间，经96m²盘式真空过滤机进行过滤，过滤精矿用皮带送至精矿仓。

3选矿工艺流程优化及生产实践

3.1碎磨系统优化研究与实践

3.1.1高压辊磨闭路筛分改造

将原设计高压辊磨边料返回闭路、中间料直接给入磨矿仓，改为中间料加筛分以控制入磨粒度。改造后高压辊磨产品中+12mm粒级含量在5%左右，大大降低了入磨产品粒度。高压辊磨和筛子形成闭路系统，筛下产品给入磨矿仓，这样既保证了入磨粒度的稳定性，又降低了球磨机的磨矿功指数，避免了球磨机因给料粒度粗、不均匀造成的“吐料”和台时量不稳定的问题。

3.1.2磨矿介质优化研究

一段球磨机为Φ5.5m×8.5m大型球磨机，按照设计要求主要补加Φ100mm钢球。在生产初期，球磨机钢球为低铬铸球，由于入磨粒级不稳定，给料粒度粗，因此主要补加Φ120mm钢球。生产中发现，加球制度不合理，且此类大型球磨机使用低铬铸球不适宜。Φ100mm钢球在磨至Φ50mm左右以后全部不规则，Φ90mm钢球在磨至Φ45mm左右也全部变成不规则块状，严重影响磨矿效果，导致球磨机台时量低、磨矿产品粒度不合格。通过研究，根据入磨粒度和钢球的特点，进行了多级补球工艺研究，最终确定磨矿介质补加制度为Φ100mm、Φ80mm、Φ60mm质量比为2∶4∶2。优化后改善了磨矿效果，台时处理量由380t/h提高到480t/h。

3.1.3球磨机“二对一”改造

采用功耗法和经验系数法计算“二对一”改造后二段磨机所需功率分别为1307、3168kW，计算结果均小于二段磨机额定功率3300kW，理论上可行。结合该选矿厂磨机有效容积、利用系数及球磨排矿细度、介质填充率旋流器压力、磨矿浓度等相关技术参数对选矿过程的影响，最终确定2个氧化矿系列共用1台二段球磨机的“二对一”改造方案。球磨“二对一”优化改造后，二段磨机利用系数q

_－0.074mm提高至0.52t/(h·m³)，球磨机台时量提高了约50t/h，有效降低了磨矿单位成本和总成本;减少了再磨循环量，二磨排矿中－0.0308mm含量减少5个百分点以上，金属回收率提高4个百分点;综合尾矿中－0.074mm含量从原来的80%以上降低到约75%，其中－0.0308mm含量降低约3个百分点，细粒级含量减少，为顺利实现尾砂筑坝提供了有利保证;同时还为后期原生矿系列工艺设计优化提供了实践依据，至少可节省1台球磨机的购置费用1000万元，设备安装费节省600万元。

3.1.4碎磨系统优化改造实施效果

通过进行碎磨系统优化，改善了入磨产品粒度，球磨机台时处理量从380t/h提高到480t/h;在保证磨矿效果和磨矿台时的情况下，每年可节省大量的电费，钢球消耗由1.6kg/(t·原矿)降低到1.3kg/(t·原矿)。

3.2原生矿磨前预选

为此，通过对入磨产品进行不同粒级湿式预选试验和悬浮干选试验，预在入磨前抛出这些脉石矿物。由试验结果可知，湿式预选抛尾效果优于悬浮干选。通过不同粒级湿式预选试验，预选精矿品位可提高3～6个百分点，抛尾产率均在20%左右，且+6mm磁选尾矿累计产率仅为1.5%，产出尾矿主要集中在－6mm，说明对－6mm进行湿式磁选效果较好。将破碎系统产品先进行筛分，－6mm粒级产品经Φ1550mm磁选机湿式预选后，预选精矿产品和+6mm粒级产品合并后给入一段球磨机;湿式预选尾矿中的+0.5mm粒级产品作为石渣产品直接对外销售，－0.5mm粒级给入尾矿浓缩大井。进行此项优化改造后，通过对－6mm粒级进行磨前湿式预选，入磨矿石品位可提高2～3个百分点，同时可抛出产率约20%的粗粒尾矿，即提高产能20%左右，经济效益显著。

4结语

该选矿厂自投产以来，经多次技术改造，选矿工艺流程日趋合理，各项选矿技术指标有了明显的提高。氧化矿系列台时处理量由改造前的380t/h提高到530t/h左右，精矿品位达到65.5%以上，金属回收率由改造前的60.0%提高到67.0%以上;原生矿系列增设湿式预选系统后入磨品位提高了2～3个百分点，可抛出产率约20%的粗粒尾矿，经济效益显著，为其他同类型矿山提供了技术参考。

参考文献

[1]选矿厂磨矿分级工艺优化研究与实践[J].周旭东.冶金与材料.2019(06)

[2]某黄金选厂磨矿—分级工艺优化实践[J].李永亭,史胜武,王有春.现代矿业.2016(12)