金矿浮选中矿及尾矿再磨工艺改造实践

金矿浮选中矿及尾矿再磨工艺改造实践

作者：宋春丽 郝一乐 范鹏程 徐静 来源：《价值工程》2014年第27期

摘要： 某金矿浮选系统采用一粗二扫一精工艺流程，根据流程考察结果分析，浮选回收率较低，扫选精矿的粗粒级品位严重偏高。根据某研究院实验结果，浮选系统确定采用一粗、一精、两扫，同时中矿再磨后浮选的工艺流程。

Abstract： A gold flotation system applies a kind of technological process， namely， roughly selecting once， scavenging twice and precisely selecting once. According to the analysis of investigation results， the flotation recovery rate is low， and the scavenging concentrate coarse grade is extremely high. According to the experimental results of a research institute， the

technological process of roughly selecting once， precisely selecting once， scavenging twice， and middling flotation after regrinding is determined by flotation system. 关键词： 工艺流程；尾矿分级再磨；精矿品位；药剂制度

Key words： technological process；tailings grade and grinding；concentrate grade；reagent system

中图分类号：TU92 文献标识码：A 文章编号：1006-4311（2014）27-0039-02 0 引言

某金矿选矿厂，入选矿石来自三个矿区，矿石性质复杂，较难浮选，采用MQY4.57*6.1球磨机和？准660旋流器构成一段闭路磨矿。浮选流程为1次粗选、1次精选、2次扫选，产品为金精矿，粗扫选设备为SDF-30圆形浮选机，其中粗选5台、一扫3台、二扫2台，精选设备为3台SDF-10圆形浮选机，浮选药剂制度为：捕收剂采用捕金灵和丁基黄药，用量为100g/t，比例为1：1，起泡剂为11#油，用量为40g/t，药剂添加点为搅拌桶、一扫受矿箱、二扫受矿箱、三扫受矿箱，添加比例为4：2：2：1。磨浮工艺流程图如图1。 1 改造背景

1.1 目前，某金矿选矿厂浮选系统采用一粗二扫一精工艺流程，根据流程考察结果分析，扫选浮选精矿的粗粒级品位严重偏高，其+150目粒级品位是-150目粒级品位的5倍以上，+150目部分产率在3-6%的情况下，其含有金属量累计26-33%。在以往浮选工艺流程考察中，+150目粒级品位只比-150目粒级品位略高，而产率累计数基本与金属率对应。根据理论及以前的实际生产数据，扫选精矿粗粒级品位严重偏高，现有浮选工艺流程不正常。

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1.2 通过该金矿尾矿矿物学研究，浮选尾矿金品位为0.23g/t左右，尾矿损失金主要以包裹体和贫连生体存在于尾矿中。连生金和单体金的含量分别为为78.95%和 21.05%，同时发现尾矿中载金矿物黄铁矿单体解离度为43.51%，有部分黄铁矿还未解离，需要增加细磨以解决尾矿金流失的问题，根据试验研究及生产实践，加大浮选产率，浮选精矿品位下降幅度较大，现在对外加工，对运输成本影响较大；另外，在精矿产率增加幅度较小的情况下，对选矿回收率影响不大，效果不明显。根据以上实际情况，该金矿对浮选尾矿进行了一系列的回收试验研究，确定采用尾矿分级再磨再选的工艺进行二次回收，进一步提高选矿回收率。

1.3 目前入选矿石主要来源于三个矿区，各矿区情况复杂，出矿点多，品位波动大，原矿中硫化矿、氧化矿共存，选矿指标持续下降，需要进行浮选试验确定新的药剂制度。 2 改造方案

2.1 根据该矿与相关科研院所合作的“选矿工艺技术研究”项目的实验结果、流程考察中得知扫选精矿粒级偏粗，对浮选工艺来说不正常，浮选系统确定采用一次粗选、一次精选、两次扫选，同时中矿再磨后浮选的工艺流程。具体为将二系列浮选一扫、二扫精矿合并后，在一系列浮选搅拌桶旁新增4*？覫250旋流器组，将中矿进行分级，分级溢流直接打到一系列粗选槽，分级底流量控制在400吨/天左右，用泵输送到原厂房拆迁的3236球磨机（安装在新增4561球磨机北）。同时，将浮选尾矿用泵打到3236球磨机旁新增4*？覫660旋流器组进行分级后，分级溢流打到供尾供充填用，分级底流控制在1000吨/天左右，用泵输送到原厂房拆迁的3236球磨机（安装在新增4561球磨机北）。二者合并进行一段闭路再磨，新增两台？覫660旋流器，用作磨矿分级，分级溢流打到一系列粗选槽，对一系列5个粗选槽、3个精选槽进行修复改造，用于浮选中矿及尾矿再磨后进行浮选，浮选流程采用一粗、一精工艺流程，浮选精矿输送到二系列精矿泵池，浮选尾矿达到供尾供充填。工艺流程图如图2。

2.2 根据本矿出矿点较多，矿石性质复杂多变，对回收率影响较大，某矿和科学院所共同合作对浮选药剂制度进行了广泛的探索，包括各种常规药剂、常规组合药剂及新药剂，并根据实验结果进行了新药剂工业试验，最终确定新药剂制度为捕金灵：Y-98：AT-508=2：2：1组合药剂，总用量为100g/t，药剂添加比例不变，仍为4：2：2：1[1]。 3 主要技术经济指标

浮选回收率生产实践完成后，经过一年的运行，情况良好，达到了预期的目标，经济指标见表1。 4 投资预算

投资预算所需材料见表2，详细投资预算见表3。 5 预计的经济效益和社会效益

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浮选尾矿采用旋流器进行分级，运用再磨-再选的工艺进行二次回收，沉砂量控制在400t/d，以得到-200目含量在20%左右的粗粒级产品，这部分分级沉砂的品位为0.50-0.60g/t，用球磨机将这部分物料磨到-200目占50%以上，经过Ⅰ粗Ⅰ扫Ⅱ精的选别后，每天可以得到品位为40.00g/t以上的精矿产品2t左右。整个工艺改造总投资为220万元，此系统运行后尾矿品位降低到0.22g/t，每天可回收80g左右金属量[2]。原矿品位2.45g/t，则每天多回收金属量8000×2.45×0.61%=120g，精矿金价格按照220元/克，则每天精矿价值为：120×220=26400元。每天运行成本在12400元（其中电10000元/天左右，人工费用800元/天左右，材料等其它费用1600元/天左右）左右，按年运行330天计算，年效益为330×（26400-12400）=462（万元）。 6 结语

某金矿为进一步提高浮选回收率，充分利用现有生产工艺的设备、设施，在保持原有工艺流程的基础上，因地制宜采用浮选中矿及尾矿分级后再磨浮选工艺改造，仅用小的投资就实现预期的目标，相信随着现场实践的进一步完善，其做法为该行业其他同类矿山提供了可借鉴的经验。 参考文献：

[1]胡为柏.浮选[M].北京冶金工业出版社，1981.

[2]牛桂强.焦家金矿尾矿综合利用的实验研究与生产实践[J].黄金，2009（4）：41-42. [3]赵龙.从浮钼尾矿中提取炼铁矿物材料的试验研究[D].西安建筑科技大学，2007.