选矿工艺十篇

发布时间:2024-04-24 16:28:36

选矿工艺篇1

[关键词]白钨矿选矿工艺设计

[中图分类号]p613[文献码]B[文章编号]1000-405X(2015)-7-47-3

某铜钨矿地处青藏高原东北部,属典型高原大陆性冷湿气候干旱区。其大地构造位置位于同仁-泽库弧后前陆盆地,构造线以北西向为主,出露有二叠系、下三叠统组成的褶皱基底和白垩系、新近系、第四系组成的盖层。侵入岩出露较广,主要集中于鄂都-瓜什则地区,时代多为印支期和燕山期,岩性以中酸性浅成侵入岩为主。区域矿产以有色金属和贵金属为主。全区共求得矿石量860.97万吨,金属量:wo34.29万吨,平均品位0.63。

1矿石性质

本次工作的研究对象是该矿区的矽卡岩型铜钨矿石。

1.1原矿主要化学成份及矿石密度

原矿多元素分析结果列表1。

由表1可知:矿石中主要有用元素为w,品位是wo30.81×10-2,其次是Cu0.34×10-2;au0.13×10-6、ag12×10-6,达到了综合回收品位;有害元素as、p等含量低,对钨的回收影响不大。

通过对该矿石进行工艺性质测定,测得矿石比重为3.25,-15mm矿石堆积角为33.75°,-15mm矿石摩擦角为28.27°。

1.2主要元素及赋存状态

由显微镜下及电子探针能谱分析,钨元素主要赋存于白钨矿中,白钨矿呈半自形-自形粒状与钙铁石榴石、阳起石、萤石、石英等关系密切,主要分布其粒间;与金属矿物则呈规则-半规则连生。普遍容易解离,解离程度的关键取决于白钨矿的粒度。

1.3粒度特性

对磨矿细度-0.074mm65%原矿进行了粒度筛析,其筛析结果见表2。

其中:白钨矿的粒级分布情况如图1所示。

由表2和图1可以看出,白钨矿粒度以大于0.08mm为主,占82.53%%,粒度<0.08mm较少,占17.47%;白钨矿粒度>0.04mm,约占98.25%,小于0.04mm很少,仅为1.75%。从图1可知:在白钨矿粒级分布中,0.16-0.32mm和0.08-0.16mm最多,分别占29.73%和27.11%,其次是0.32-0.64mm,占21.88%,再次是0.04-0.08mm,占15.72%,0.64-1.28mm和<0.01-0.04mm,很少,分别占3.81%和1.75%。

1.4单体解离分析

矿石中wo3主要赋存于白钨矿中。白钨矿粒度较粗,+0.08mm占82.53%%,大部分利于解离回收,但有细粒白钨矿与石英呈包裹连生关系存在,则单体解离就较难。白钨矿与金属矿物也有一定关系,如有细粒包裹于黄铜矿、磁黄铁矿中或黄铁矿、黄铜矿、闪锌矿等呈细脉状分布于白钨矿裂隙中,磨矿粒度过粗也不利回收。

整体而言,白钨矿的单体解离主要以白钨矿粒度为主,粗粒相对容易解离,细粒则需要适当较细的磨矿细度。

2选矿工艺设计

2.1设计依据

中国是世界钨资源最丰富的国家,约占世界比例的60%,但世界上80%左右的钨资源消耗来自中国。面对我国钨资源的现状,在加大钨资源勘查工作力度的基础上,还必须做好钨资源的开发和综合利用工作,以确保钨业的健康可持续和精细化发展。

研究区的钨资源在西北地区占有很大比重,合理的利用和开发钨资源具有一定的战略意义。通过对该区铜钨矿石进行研究,制定出可行的选矿工艺,为开发该区钨资源提高依据,并提高钨资源的利用率。

2.2工艺设计

2.2.1探讨试验

(1)重选试验

由于白钨比重较大,首先采用重选工艺探讨白钨矿与脉石的分离效果。经重选试验发现,钨精矿中铜超标,且尾矿中钨的损失较大,故单一的重选工艺不能充分有效的回收钨。

(2)单一浮选试验(图2)

(3)等可浮选试验(图3)

2.3工艺指标

通过上述不同工艺流程试验,最终试验结果对比见表3。

由表3可见,选铜采用等可浮选流程,铜回收率在85%以上。选铜尾矿选白钨矿,单一重选流程,所得钨精矿钨品位较高,但回收率偏低;单一浮选流程中,高品位钨精矿的回收率75.60%,低品位钨精矿的回收率达82.63%;“重―磁”联合流程,所得高品位钨精矿回收率达83.79%,低品位钨精矿回收率为87.92%,选钨指标比单一浮选流程明显提高。

采用“重-浮”联合流程回收矿石中的铜、硫、钨不及单一浮选流程简单,但对白钨矿的回收率提高有利,也符合矿石性质特点。从矿产资源充分回收利用角度考虑,认为“重-浮”联合流程适宜。

3经济估算

3.1产值估算

每处理100吨含Cu0.33%,含wo30.81%的原矿,其生产产值概算见表4。

按日处理100吨矿石的规模,重-浮流程每处理一吨矿石的生产成本估算结果见表5。

100吨/日选厂生产利润见表6。

4结语

(1)总结白钨矿回收的三种不同的工艺流程闭路试验结果:单一浮选流程的试验结果优于单一重选的结果;“重-浮”联合流程的结果优于单一浮选的结果。虽然联合流程相对复杂,但鉴于钨金属的价格较高,故从提高钨回收率,提高经济效益考虑,通过初步经济估算得出“重-浮”联合流程在效益上优势比较明显,故作推荐流程。该流程的各项指标主要为:

闭路试验主矿物回收指标为:铜精矿品位22.76%、回收率88.35%;“重选+浮选”合并总钨精矿wo3品位53.36%、wo3回收率83.79%。回收了矿石中白钨矿的88.75%。

综合回收情况:硫精矿含硫39.19%、回收率76.38%。金、银在铜精矿和硫精矿中富集情况,铜精矿含金0.42g/t,含银349g/t,银回收率35.48%;硫精矿1含金0.23g/t,含银128g/t,银回收率40.85%。银总回收率76.33%。

(2)按行业标准(YS/t318-2007),铜精矿够Ⅲ级品要求;按行业标准(YS/t231-2007),钨精矿钨含量够二类Ⅴ级品要求;硫精矿主元素硫含量达到了LJK-37的要求。银在铜精矿含量够计价标准。

Designofbeneficiationprocessforanoreofcopperandtungsten

wangXinjin1,Danzengpingcuo2,naHaiyan1

(1.7thpartyofQinghainon-ferrousgeologicalandmineralexplorationbureau,Xi’ningQinghai,810007,China;2.GeothermaltibetBureauofGeologyandGeologicalBrigade,Lhasa,tibet,850000)

abstract:onthebasisofthestudyofthecharacteristicsfortheoreofcopperandtungsten,theflowsheethasbeentested,aneconomyreasonableore-dressingtechnologicalflowsheethasbeendesignedthroughtheresultsofthedifferentflowsheettest,whichcanprovideabasisfortheresourceutilizationandconstructionforthismine.

Keywords:tungsten;beneficiationprocess;design

参考文献

[1]《选矿手册》编辑委员会[m].北京:冶金出版社,1999.7(2006.1重印)iSBn-5024-1183-6.

[2]王淀佐.浮选作用机理及应用[m].北京:冶金工业出版社,1982.

[3]王淀佐.矿物浮选和浮选药剂[m].长沙:中南工业大学出版社,1986.

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[5]杜淑华,廖力,胡劲松,等.某低品位钨钼矿选矿试验研究[J].有色金属(选矿部分),2009(2):14-17.

[6]陈玉林.新型药剂oS-2在钨浮选中的研究与应用[J].有色金属(选矿部分),2010(5):44-47.

[7]周源,刘诚.某铜钨矿选矿试验研究[J].有色金属(选矿部分),2011(2):5-7.

选矿工艺篇2

[关键词]金矿选矿厂工艺设计研究

中图分类号:G123文献标识码:a文章编号:1009-914X(2015)13-0267-01

前言:通过结合金亭岭地区金矿选矿厂的现场生产状况,总结该地区选矿厂的基本工艺设计流程以及设备选型等实际工作内容,能够更为系统全面地了解金矿选矿厂的工艺设计内容的核心,以及该项目运作所需要的重点考量的问题。从实践过程来看,该地区整个选矿厂设备的型号较为适中,而且,工艺设计方案具备一定的可行性与经济性,操作起来较为科学。随着金矿选矿厂管理效能的提升,相应的工艺设计方案更加优化,为了顺应我国资源整体配置的要求,探究如何更好地执行金矿选矿厂的工艺设计工作的策略具备较高的实践价值。

一、浅析金矿选矿厂的基本工艺设计内容

(一)浅析金矿选矿厂的行业性质

金矿选矿厂的工作主要是寻找金矿点,并进行选矿分析,金矿选矿厂一般会采取科学系统的选矿方法来进行实际工作,往往工艺设计水平的高低将直接影响到金矿资源的合理开发,以及地方金矿产业经济的发展。

(二)金矿选矿厂的基本工艺设计原则及其核心内容研究

我国在黄金选别工艺以及浮选药剂等研制方面较为重视,并且也取得了诸多成绩,为实际产业运作注入能量。在进行选矿设计的过程中,需要充分考虑黄金市场的需求及矿产资源的开发利用状况,而且,尽可能采用先进、大型的节能设备来实践工艺技术方案。对于金矿选矿厂的基本工艺设计而言,需要重点考量的设计内容便是金矿选矿的现实难题,如合理配置金精矿的选别指标等等,只有做好金矿选矿厂的基本工艺设计方案的制定及其适应性调整,才能更好地进行现场金矿产区的资源开发,以低成本、高效能的工艺设计流程来开发金矿,进而达到资源的合理开发与利用的目的。

二、金矿选矿厂工艺设计的基本流程及其实践意义分析

近几年来,随着我国矿产资源的逐步开发与利用,可以说,有限的矿物质资源在相对缩减,可以被选择利用的矿产资源日趋减少,于是,在需要矿石的相关产业运作过程中,不得不开采并使用低品位且难以处理的矿石资源,这就给产业链条的高质量运作带来一定的障碍。基于此,需要研究金矿选矿厂工艺设计的基本流程,以及需要改进的选矿策略,进而在保护国家区域环境的同时,以一种低成本的方式,发展我国矿产资源的选矿及其开发工业。

(一)金矿选矿厂工艺设计的基本流程分析

从我国金矿选矿工艺的实践过程来看,由于“金”的特殊性,即“金”与“硫”、“砷”、“铅”等金属共生,而且,其低品位的性质也使得金矿选矿工艺在执行过程中的效能与“金”物质的回收率息息相关,也就是说,金矿选矿工艺设计的内容的编排与整个项目的运营成果有着直接联系[1]。我国金矿开采相关领域对碎磨流程有所研究,其一般流程为:“破碎――棒磨――球磨”,其基本原则是不同的矿石类型采取不同的工艺流程来进行处理。对于金矿选矿工艺而言,往往采用的是“粗磨――混合浮选――再磨――金硫分离”的工艺流程,但也有采用的是运用“优先浮选金、漂白粉”作为氧化剂的浮选分离黄铁矿和毒砂、磁选分离磁黄铁矿和黄砂的工艺等[2]。从实践成果来看,在金矿选矿工艺所选择的指标合理的情况之下,其工艺运作过程及其成果都较为优良。

(二)金矿选矿厂工艺设计方案的实践意义研究

现阶段,国家对于环境保护、资源高效开发以及资源的合理配置利用等方面的要求越来越高,节能环保也是世界工业产业发展的必然趋势,因此,在原有的金矿选矿厂工艺设计方案的基础上,进一步调整整个方案的节能属性,便可以达到产业节能运作的实际效果。在具体的实施过程中,通过水力旋流器离心沉降与重力沉降相结合的联合浓缩等流程的实际操作,能够有效降低我国金矿选矿厂的投资运作成本,而且,还不影响该厂的工艺设计方案整体操作的可行性,这便是我国金矿选矿厂工艺设计方面的未来发展趋势[3]。从实际项目的运作状况来看,就以我国陕西省渭南地区的金矿选矿厂的工艺设计方案来看,鉴于该地区所处的地理位置金矿点较多,且分布较为广泛。该地区的矿点多属于含金、铜、锌等多金属矿床,矿石多为自形、半自形粒状结构等[4]。因此,在实际制定金矿选矿工艺设计方案时,需要结合此地区的实际状况进行工艺设计调整,以此来改善金矿选矿厂运营的经济效益。

结束语:

总而言之,为了保质保量地实施金矿选矿工艺,则需要对金矿选矿厂的工艺设计流程及其核心内容进行优化,通过结合不同矿区的地质特征,尽可能缩减金矿选矿的成本,配置高契合度的指标来进行金矿选矿分析,只有这样,才能更好地做好我国金矿选矿厂的经营与管理,为国家各主要采矿地区的金矿资源开发奠定坚实的基础,提振我国地方经济的产能效益。

参考文献

[1]胡|琛,李大浪.冶金矿山选矿厂模块化工艺设计研究[J].有色冶金设计与研究,2013,06(06):73-74.

[2]姚让彪,谢庆华,王夏来,林取乾.龙头山金矿破碎工艺流程改造及设备选型实践[J].黄金,2014,02(02):56-57.

选矿工艺篇3

1地下选矿厂建设的意义

通过对矿产资源现状的分析,我国贫矿和难选矿多,尤其铁矿储量中,贫矿占铁矿总储量的98%。为此,几乎中国所有的铁矿山采出的矿石均要经过选矿才能利用。随着露天向地下开采方式的转变,如何降低采选总体成本、建设绿色、环保、智能矿山成为专家和学者们研究的重点。近些年来,在地下完成采选作业得到越来越多的关注。对于地下开采的矿山,将选矿厂直接建在地下深部,在地下完成选矿作业,具有重要的现实意义。(1)降低矿山生产成本,节省能耗。选矿厂建设在地下,地下开采的矿石可直接给入选矿系统,减少运输环节、减少矿石的无益提升,选矿厂尾矿浓缩后直接充填至采场采空区,避免了尾矿的无益提升,起到了降本降耗的目的。(2)节约土地,减少环境污染。选矿厂建设在地下,除必要的办公设施和机修设施需放置在地表外,选矿主体工艺和生产配套设施均放置在地下,节省了选矿厂的地表占地、省去了征地和地表选矿厂的建设与维护管理,减少了对生态和环境的影响。(3)为深部资源开发利用提供了有效途径。中国地表浅层的铁矿资源已越来越少,地球深部矿产资源的勘探开发将在不久的将来得以实现,随着矿产埋藏深度的加深,若采用传统地下采矿、地表选矿的方法,势必增加联合成本,那么深部地下开采将在市场竞争中失去优势。采用地下建设选矿厂,尽可能降低生产成本,将获得更大的经济效益。

2地下选矿厂建设的主要特点

(1)节省能耗。选矿厂建设在地下,只需把精矿提升至地表进行后续加工,尾矿就近回填至采空区,节能效果显著。(2)节省占地。除必要的办公设施和机修设施外,地面无选矿厂和尾矿库设施,省去征地及占地。(3)绿色环保。地面无选矿厂和尾矿库设施,减少了环境的污染。(4)智能、连续、无人化生产。地下采矿、矿井提升、地表选矿的传统生产模式,采矿和选矿可作为两个独立的生产部门存在,作业之间相互干扰较少,自动控制系统也都各成体系。地下建设选矿厂与传统模式不同,采矿、选矿衔接更为紧密,采选必须作为一个整体给予考虑。因此,高水平的自动控制系统是至关重要的,通过设备控制、过程控制、生产执行和经营管理,实现地表控制中心对地下生产的统一调度、统一管理、统一监控,真正实现采选全流程的智能化、自动化和无人化生产。(5)基建工程量大,施工复杂。地下建设选矿厂与地表建设选矿厂相比,省去了矿石主井提升系统、地表选矿厂建筑物,但增加了斜坡道开拓系统、管道井及选矿厂硐室工程量。另外,选矿厂硐室跨度及高度相对较大,施工及支护难度增加。

3地下选矿厂建设应注意的主要问题

(1)采矿方法。地下选矿厂建设应与采矿、充填相结合,因此只有应用充填采矿法的矿山,选矿厂尾矿能够回充至采空区,才能达到节省能耗和尾矿库的目的。(2)岩石性质。地下选矿硐室跨度及高度均较大,虽然可通过设计优化将硐室跨度和高度降至最优,但比常规破碎硐室仍大很多,硐室的跨度和高度对岩石的物理力学性质要求较高,一般来讲,地下选矿厂硐室的位置应选择在稳固岩体中,尽量避免岩石破碎、地应力高或软岩。(3)资源条件。建设地下选矿厂的矿山,应尽量选择有用矿物含量较高,且回收率不低的矿体,尽可能实现将选矿尾砂全部充填至采空区,铁矿资源在这方面优势较为明显。(4)工艺流程。地下选矿厂的建设应力求工艺流程最短,硐室数量最少。因此,不同的矿山应通过多方案比较,确定最优工艺流程。(5)建厂形式。地下选矿厂建设与地表建厂不同,地表建厂受地形限制,应充分利用地形条件,而地下选矿厂空间可无限利用,因此从工艺角度,地下选矿厂的建设应充分考虑自流,但自流建厂随下降高度的增加,井巷及斜坡道工程量也相应增加。(6)硐室布置。在确定了选别流程和主要设备后,设备配置形式和硐室的布置也是地下选矿厂设计应主要优化的方面。应通过不同的配置形式和硐室布置方案比较,从技术经济角度确定更优的配置。(7)大件运输。地下选矿厂的建设应充分考虑选矿设备在地下的大件运输问题,合理的大件尺寸可缩小斜坡道和井巷工程断面,减少工程量,同时还可降低卷扬和硐室内吊车起吊重量,节省投资。(8)安全措施。选矿厂的建设必须有事故情况下的应急处理措施,这一点无论地下选矿还是地表选矿均是一致的,但考虑问题的角度有所不同,以事故矿浆的排放为例,地表选矿厂将事故矿浆排至室外即可,但地下选矿厂需要将事故矿浆排至整个选矿厂最低点,否则将对其他硐室产生影响。

4地下选矿工艺设计研究

4.1建设条件

辽宁某铁矿位于鞍山市境内,保有储量约6317万t,推断储量约22000万t,适合建设大型采选工程项目。该铁矿床系沉积变质型的鞍山式铁矿,矿体走向延长2450m,一般厚度为20~73m,平均厚度为48.92m,矿体倾角为65°~90°,从矿体形式上看,适合采用嗣后充填采矿法采矿。该铁矿原矿全铁品位大于30%,且以磁铁矿为主,易于铁矿物回收,产生尾矿量小。矿体直接围岩以岩为变粒岩、角闪岩、阳起石英片岩,皆为稳固,抗风化力强,尤其变粒岩坚硬稳固抗风化力强。矿体内和上下盘硬岩层内皆适宜布置井巷及大型硐室工程。通过分析可知,该铁矿床适宜建设地下选矿的采选联合工程。

4.2矿石结构及矿物分析

矿石的主要类型有磁铁石英岩,角闪(绿泥)磁铁石英岩,假象赤铁石英岩等。矿石构造以条带状构造为主,同时发育揉皱状构造、角砾状构造等。矿石的结构以粒状变晶结构为主,同时发育交代结构、包含结构等。假象赤铁矿主要与磁铁矿构成连晶和混晶,少数呈单矿物产出。磁铁矿的形态比较简单,呈团聚粒构成铁质条带或呈单粒产出。原矿化学多元素分析结果见表1,原矿铁物相分析结果见表2。由表1、表2可知,原矿中的有用矿物主要是磁铁矿,磁铁矿中铁占76.33%,硅酸铁中铁占16.85%,含量较高,其次是碳酸铁中铁占5.62%;矿石中主要杂质为Sio2、al2o3。

4.3选矿试验

通过对该铁矿的工艺矿物学研究,查明了铁矿石工艺矿物学特性,根据不同磨矿粒度的磁选试验和磁场强度试验,获得了较好的选别指标,试验推荐采用阶段磨矿、单一磁选细筛选别工艺处理磁铁矿。

4.4试验评述

(1)该铁矿矿石主要为磁铁矿,且硫、磷有害杂质含量较低,脉石成分单一,便于矿石的加工利用;矿石中可供选矿回收的铁主要以磁铁矿形式存在,占铁矿物的76.33%。因此,采用单一磁选工艺回收铁矿物是适合的。(2)试验推荐的阶段磨矿、阶段选别、最终细筛检查分级的单一磁选工艺流程是适合的,可作为此次设计的基本依据。试验中对选矿试验矿样的代表性和试验深度未有述及,建议具备条件后取代表性矿样再进行选矿试验。

4.5选矿工艺设计

4.5.1工艺流程的确定(1)破碎、1段磨矿。由于该铁矿选矿厂设置在地下,力求工艺流程最短、硐室数量最少是选矿设计的基本原则。目前,国内处理铁矿的破碎、磨矿工艺主要有3种,一是常规破碎、球磨工艺;二是粗碎、半自磨工艺;三是常规破碎、高压辊磨工艺。半自磨工艺优点是给矿粒度大,工艺环节少,工艺简单,减少设备台数和生产岗位工人数量,降低建设投资,同时可减少破碎作业对环境的污染。半自磨工艺在国外一直得到广泛的应用,近年来,国内的昆钢大红山铁矿、太钢袁家村铁矿、攀钢白马铁矿、鞍钢鞍千矿业等均采用了半自磨工艺。常规破碎、磨矿工艺和高压辊磨工艺,虽然在选矿成本上有优势,但相对于半自磨,这2种工艺均存在工艺复杂、破碎筛分系统流程长,皮带运输设施繁多,生产组织管理难度大,生产维护量大,粉尘污染严重,主体建构筑物多、占地面积大、初期建设投资高等缺点。因此,为尽可能的简化破碎流程、减少产尘作业、减少硐室数量,结合工程选矿厂布置在地下的特点,该设计确定采用粗碎、半自磨工艺更加合适。(2)2段磨矿。半自磨排矿经直线筛分级后,筛下产品粒度为-2.0mm,为使矿物充分解离,需进行再磨作业,再磨采用常规球磨还是立磨,进行了研究分析。首先,立磨作为超细磨磨矿设备,由于其独特的结构设计,使立磨在节能降耗方面优势明显。随着设备的大型化,技术的先进化,立磨的给料粒度范围和排料粒度范围已越来越宽,给料粒度可达到-10mm,排料粒度可达到1~200μm。立磨设备已应用在多个大型矿山,如攀钢白马铁矿、鞍钢关宝山铁矿、河钢庙沟铁矿等。其次,立磨在较粗的给矿粒度条件下,排矿粒度仍可很细,且不易产生过磨现象,球磨机在这方面不具优势。通常情况下,如果给矿粒度较粗,而磨矿粒度较细,则需要采用2段球磨或3段球磨才能完成,否则容易产生过磨和处理能力下降,影响生产和选别。该工程再磨磨矿给矿粒度为-2.0mm(-0.074mm35%),最终磨矿细度为-0.074mm95%,根据选矿试验和类似矿山实际生产数据对立磨和球磨进行了选型对比,对比结果见表3。由表3可知,①在相同的给矿粒度和排矿粒度条件下,采用1段立磨即可满足设计要求,而球磨则需要2段,立磨流程更短;②立磨装机功率更小,节能效果明显;③立磨机设备体积更小,可节省占地空间。针对该工程而言,立磨工艺流程短,更加适合本工程地下建厂的实际情况,因此设计确定2段磨矿采用立磨工艺。(3)通过上述分析,确定的工艺流程见图1。4.5.2选矿硐室布置原则的确定对于地下选矿厂而言,各工艺硐室的标高设定不像地上选矿厂须受自然地坪标高的限制,因此原则上各工艺硐室之间能实现矿浆自流,则应考虑矿浆自流,以达到节能降耗、减少生产环节的目的,但为实现矿浆自流,各工艺硐室之间须有一定的高差,最终精矿和尾矿向上泵送高度增大,亦相应增加了竖井和斜坡道的工程量。为深入研究2种布置形式的优劣,设计从前期基建投资和后期运营两方面进行了自流建厂与平面建厂2个方案的技术经济比较,对比结果见表4。由表4可知,矿浆自流建厂方案比矿浆泵送建厂方案前期投资多800万元,但后期运行费用节省250万元/a,差额投资回收期为3.2a。自流建厂方案虽然增加了一定的前期投资,但工艺更加顺畅,生产操作简单,具有更好的技术经济性。因此,选矿硐室按矿浆自流布置更合理。4.5.3粗碎至半自磨给矿方式的确定选矿厂建设在地下,最终精矿和最终尾矿均产于地下,最终精矿通过管道输送至地表过滤,最终尾矿通过管道输送至尾矿充填制备站,充填至采空区。因该工程与地面选矿厂的主要区别之一是最终精矿和最终尾矿是以矿浆形式向上运输,而不是向下运输,采用皮带机向上提升矿石和采用管道向上输送矿浆均能满足向上输送的要求,为确定哪种形式更节省能耗,进行了比较分析。通过比较可知,采用皮带机提升矿石单耗为4.17×10-3kwh/(t•m),采用管道输送矿浆提升矿石单耗为6.53×10-3kwh/(t•m)。由于皮带机有角度限制,皮带机提升矿石省功费距离,胶带机巷道工程量会增加,但随着高度的提高,地下斜坡道工程量及竖井高度均会减少,综合考虑,设计对矿石提升进行了2个方案的比较,以确定哪种给矿方式更合理。方案Ⅰ:粗碎产品直接给皮带机,先用皮带机向上提升,再将矿石卸入半自磨磨前储矿硐室,半自磨磨前储矿硐室下部采用振动给料机卸料,通过皮带机给入半自磨,这种配置方式多了2个转运环节,但硐室标高抬高。方案Ⅱ:粗碎产品直接进下部溜井(作为半自磨磨前储矿硐室),溜井下部采用振动给料机卸料,通过皮带机给入半自磨,这种配置方式简单,转运环节少,但硐室标高下降。由表5可知,方案Ⅱ较方案Ⅰ建设投资多591万元,年经营费多20万元。从技术上,方案Ⅰ还有一个优点,可通过调整粗碎硐室和磨前储矿硐室间胶带机长度,来调整地下硐室在顺向的位置,以便寻找最优的岩石层。因此从技术经济上考虑,尽管选矿厂设置在地下,在半自磨前设置独立的磨前储矿硐室还是更加合理的。4.5.4大件运输尺寸和重量的确定与地表建设选矿厂不同,地下选矿厂设计中要充分考虑大件的运输、下放和后期的维护更换,且在考虑大件的过程中,不仅要考虑整个选矿厂的运输大件,还要对各个不同硐室的大件给予考虑。通过对不同硐室不同设备的分析,选矿主要设备大件部位和确定原则见表6。通过选择合理的选矿设备,确定合理的大件尺寸,可有效降低设备井和斜坡道的断面尺寸,减少基建工程量,同时可减小硐室内起重机规格,减少设备投资,对设备大件的深入了解和研究对地下选矿厂建设具有非常重要的意义。4.5.5地下选矿硐室事故排放方式的确定除设备大件外,地下选矿工艺设计另一个需要重点考虑的问题是硐室内的事故排放,与地表建选矿厂不同,地下选矿厂硐室呈高低错落布置,且硐室与硐室之间通过管道通廊和斜坡道联通,一旦某个硐室发生事故,将对下游硐室产生直接影响。因此,地下硐室事故排放尤为重要。经分析研究,采用以下3种方案解决问题:①在硐室内设置一定容积的矿浆事故池,矿浆事故池采用深-浅溢流堰式设计,深池内可储存一定容积的矿浆,当矿浆量较大时,深池内上部矿浆流至浅池,浅池上部溢流水通过地沟流至斜坡道,设备正常运转后深池矿浆返回工艺流程;②硐室入口处斜坡道采用低于硐室最低标高设计,这样既可保证各个硐室事故矿浆可流到外部斜坡道,又可保证斜坡道内水不倒灌硐室;③在整个选矿厂最底点设置单独矿浆事故池,此事故池容积可满足全厂停产时整个工艺流程管路及设备内矿浆的排放,也可满足厂内单个最大容量设备的矿浆排放(停车检修)。

4.6工程主要设计特点

(1)选矿厂规模为大型,采用粗碎—半自磨工艺,可降低建设费用,节省管理成本。(2)破碎机和立磨机选用进口、高效、节能大型设备,其他设备采用国内优质产品,降低生产成本。(3)设计采用粗碎—半自磨—湿式预选—立磨—弱磁选的阶段磨矿阶段选别工艺,实现“能抛早抛、能收早收”的原则,减少后续工艺的给矿量,达到了节能的目的。(4)采用半自磨工艺和立磨工艺,缩短选别工艺流程,减少物料输送环节及硐室数量,更适合地下建设选矿厂的特点。(5)根据矿浆自流建厂,减少泵送环节,节省能耗和后期运行维护费用。(6)半自磨磨矿前设置独立的磨前储矿硐室,降低物料下降高度,节能效果显著。(7)生产的铁精矿采用管道输送至地表过滤,铁尾矿浓缩后充填至采空区,缩短了尾矿的向上运输距离,节能效果显著。(8)充分考虑地下选矿厂的大件尺寸和大件运输方式,优化地下总图及井筒设计,减少基建投资。(9)选矿厂建设在地下,节约了地表占地、减少了环境污染,经济效益和社会效益巨大。

5结语

选矿工艺篇4

关键词:重选;尼尔森选矿机;浮选;回收金

1工艺矿物学研究

1.1矿石性质

矿石矿物成分简单,以黄铁矿为主,少量黄铜矿、闪锌矿以及个别的磁黄铁矿。脉石矿物以石英为主,次为钾长石、斜长石以及黑云母、白云母。金在矿石中以自然金形式存在,共见自然金27粒,粒度以中粗粒为主。多分布在硅化严重的二长花岗岩中,多赋存于脉石矿物石英、长石之间和裂隙中,个别靠近黄铁矿,但硫化物内未见金矿物出现。自然金的形态以粒状为主,其次为片状和麦粒状,易解离。自然金在该矿中主要与长石、石英和黄铁矿有关系,金粒在长石粒间最多,占62.4%,长石包体金占8.2%,总共与长石有关的金共占70.6%。石英包体、粒间和裂隙中金总共占20.7%。与黄铁矿接触的金仅占8.6%。自然金的粒度以中粒为主,达69.30%;粗粒和极粗粒占26.70%;细粒以下仅占3.90%,表明该矿中金粒度较粗,建议选矿时粗磨粗选。黄铁矿在矿石中的含量约占4%左右,在有黄铁矿的地方就有花岗岩矿物存在,二者均呈带状分布在石英脉中。黄铁矿大多数呈不规则状的他形晶,少量呈自形—半自形晶。他形晶颗粒粗细不一,显示充填岩石裂隙受其空间限制,形成顺裂隙的拉长不规则晶体,长轴有定向的趋势。最长晶体在3.00mm以上,晶体多碎裂,褐铁矿沿裂隙呈网脉状交代。还见个别晶体内显胶状、“炉条”状结构,似磁黄铁矿的蚀变产物,但无残留晶体,不能确定其真实性。自形和半自形黄铁矿量少,形状多呈五角面体或其聚晶,粒径在0.30mm×0.30mm左右,多分布在浸染黄铁矿条带的边部。值得提出的是部分黄铁矿被褐铁矿交代的同时,部分铁流失成为空洞或残留铁的氢氧化物在空洞中。

1.2原矿化学成分分析

原矿多元素化学分析结果见表1。原矿金的物相分析结果见表2.由表1和表2可看出:(1)金在矿石中是主要的回收对象,其品位为3.10g/t;(2)可回收金主要以及半存在于矿石中,以及部分碳酸盐、硫化物等包体金;(3)脉石矿物主要为硅酸盐类,Sio2含量为81.64%。

2选矿试验

经过探索试验最终确定采用重选—浮选联合工艺流程。该矿样中金主要以自然金为主,在磨矿过程中易单体解离,可利用重选回收中细粒自然金;而难以通过重选回收的微细粒自然金以及硫化物、碳酸盐包体金,则用浮选工艺进行回收。

2.1重选试验结果与讨论

尼尔森回收金矿是最有效的重选设备之一,在选金行业中被广泛认可及应用。2.1.1磨矿细度试验试验中给矿浓度30%,重力值60G’s,冲水量4.0L/min。试验的工艺流程见图1,试验结果见图2。图1尼尔森重选—浮选条件由图2可以看出,随着磨矿细度的增加,粗精矿金的品位不断增加,金回收率先降低后增加,综合考虑磨矿成本和尼尔森尾矿之后的浮选流程,最终磨矿细度选择-0.074mm70.00%为宜。此时,金精矿品位及回收率分别为775g/t和82.61%。2.1.2尼尔森参数的确定试验根据相同的方法,可以确定尼尔森参数的最佳条件为冲洗水为4.0L/min、重力G值60G’s、给矿浓度为30%较为适宜。此时,金精矿品位及回收率分别为775g/t和82.61%。

2.2浮选试验结果与讨论

为了进一步提高金精矿的回收率,对重选尾矿进行浮选试验。2.2.1浮选调整剂种类及用量试验试验中丁黄药80g/t,丁铵黑药60g/t,2#油30g/t。试验的工艺流程见图1,试验结果见表3.从表3结果可以看出,随着碳酸钠和硫酸铜组合用量的变化,浮选粗精矿金品位不断增加,金回收率先降低后增加。当碳酸钠和硫酸铜用量均为500g/t时,金精矿品位及作业回收率分别为10.06g/t和72.34%,试验指标相对最好。因此,碳酸钠和硫酸铜用量均为500g/t为宜。2.2.2丁黄药用量试验试验中碳酸钠500g/t,硫酸铜500g/t,丁铵黑药60g/t,2#油30g/t。试验的工艺流程见图1,试验结果见图3。由图3以看出,随着丁黄药用量的增加,浮选粗精矿的金品位和回收率均先升高后降低。当丁黄药用量为60g/t时,金精矿品位及作业回收率分别为11.03g/t和79.59%,试验指标相对最好。因此,选择丁黄药用量为60g/t为宜。2.2.3丁铵黑药用量试验试验中碳酸钠500g/t,硫酸铜500g/t,丁黄药60g/t,2#油30g/t。试验的工艺流程见图1,试验结果见图4。由图4以看出,随着丁铵黑药用量的增加,浮选粗精矿的金品位和回收率变化趋势一致。当丁铵黑药用量为60g/t时,金精矿品位及作业回收率分别为16.56g/t和83.82%,试验指标相对最好。因此,选择丁铵黑药用量为60g/t为宜。通过上述条件试验,确定了最佳的浮选流程药剂制度,碳酸钠500g/t,硫酸铜500g/t,丁黄药60g/t,丁铵黑药60g/t,2#油30g/t。为了进一步提高金的品位及回收率,在条件试验的基础上增加了三次精选和两次扫选进行了开路试验,得到金精矿金品位为98.83g/t,回收率为57.14%。

2.3尼尔森重选-浮选工艺最优条件的确定

根据以上尼尔森重选的各个工艺条件试验结果,最终确定该金矿最优工艺条件为磨矿细度-0.074mm68.48%,给矿浓度为30%,冲洗水3.0L/min,重力G值60G’s;重选尾矿进行一粗两精两扫的浮选流程。全闭路试验流程见图5,最终得到的金精矿技术指标见表4。

3结论

选矿工艺篇5

关键词:三产品重介旋流器,工艺改造,洗煤厂

 

1引言

开滦集团唐山矿业分公司选煤厂是一座矿井型炼焦煤选煤厂,始建于1959年,初始设计处理能力为1.8mt/a。生产工艺为跳汰-浮选工艺。。随着原煤煤质、经济形势和煤炭市场的变化,跳汰-浮选工艺存在着许多问题和不足,严重制约着洗煤厂的发展。于2003年至2006年进行重介工艺改造,生产工艺由原来[1]的跳汰-浮选工艺变为重介-浮选工艺,改造后设计能力达到3.0mt/a。。现工艺采用不分级、不脱泥混合入洗,80-0.5mm级原煤直接进入大直径三产品旋流器分选,一次分选出精煤、中煤和矸石。0.5~0.18㎜级原煤用煤泥重介质旋流器分选,<0.18㎜级煤泥直接浮选。尾矿浓缩后用压滤机处理。

2重介-浮选工艺特点

2.1无压给料三产品重介旋流器的工作原理

重介质旋流器是目前利用重悬浮液作为介质,在外加压力产生的离心力场和密度场中把煤和矸石分离的一种特定结构的设备。介质以一定的压力由给介管切向给入一段旋流器,在入口压力作用下,在分选筒内产生离心力场,并形成向下的内螺旋流和向上的外螺旋流。此时,物料以中心给料方式由入料管直接给入一段旋流器中内旋流,在离心力作用下,颗粒按不同的密度沿旋流器中心到器壁迅速分层,小于分选密度的物料向中心聚集,并随内旋流进入溢流口;大于分选密度的物料穿过分选密度界面向器壁运动,随外旋流经一段底流口到二段旋流器。加重质颗粒在离心力及外旋流的推挤作用下,沿圆筒壁向给煤口方向移动,产生浓缩现象,并伴有分级作用,使进入二段旋流器的悬浮液密度升高,自然提高了二段分选密度,从而有效地对重产物进行再分选。二段旋流器的分选密度可由底流口和中心管插入深度控制,底流口减小或中心管插入深度增加都会使分选密度提高,后者还可在线调节,从而完成在单一低密度重悬浮液条件下,分选出精煤、中煤、矸石三种产品[1-4]。

2.2重介-浮选工艺

根据唐山矿洗煤厂存在的问题和无压给料三产品重介旋流器的优点,对本厂生产工艺进行改造。改造后的工艺采用以“3GDmC1300/920a型无压给料三产品重介质旋流器”为主要分选设备的不脱泥、不分级重介质选煤工艺,经重介质分选后的粗选细煤泥再进入浮选作业,选出最终精煤泥。全厂分选粒级为80~0㎜,其中80~0.5㎜原煤三产品重介质旋流器分选,0.5~0.18㎜级原煤用煤泥重介质旋流器分选,<0.18㎜级煤泥直接浮选。

入厂原煤经手选后,不脱泥、不分级直接给入三产品重介质旋流器,以单一低密度悬浮液系统进行分选,一次分选出精煤、中煤和矸石三种产品。精煤首先经弧形筛脱介,再经振动筛脱介脱水,并以13㎜分级,大于13㎜精煤手选捡出杂物后,成为最终产品;13~0.5㎜级末煤再经离心机二次脱水而成为最终产品。中煤经弧形筛脱介,再经振动筛脱介脱水,也以13㎜分级,13~0.5㎜末煤再经离心机二次脱水而成为最终产品。矸石经弧形筛脱介,再经振动筛脱介脱水成为最终产物,还可根据灰分情况,在矸石脱介筛上设置分级段,使细粒低灰矸石进入中煤。

脱介弧形筛筛下物做为合格悬浮液循环使用,必要时精煤脱介弧形筛筛下物分流一部分合格悬浮液进入煤泥重介质旋流器。煤泥重介质旋流器的溢流与精煤脱介振动筛筛下的稀介质一起进入精煤磁选机。煤泥重介质旋流器的底流和中煤振动筛筛下稀介质一起进入中煤磁选机,矸石振动筛筛下稀介质进入矸石磁选机,磁选机回收的磁铁矿循环使用,排出其中的煤泥和水。

精煤磁选机尾矿和精煤离心液经分级后,粗煤泥经煤泥离心机脱水而成为最终精煤,细煤泥去浮选。中煤磁选机尾矿和中煤离心液经分级后,粗煤泥也经煤泥离心机脱水成为最终中煤,细煤泥则根据其灰分情况,既可直接去尾煤浓缩机,也可去浮选系统。矸石磁选机尾矿经弧形筛和振动筛分级脱水后进入现有矸石贮运系统,筛下水进入尾煤浓缩压滤系统。

3重介-浮选工艺的优缺点

3.1重介-浮选工艺的主要优点

(1)选用具有国际先进水平的大型无压给料三产品重介质旋流器,其最主要的优点是采用一套悬浮液循环系统系统一次分选出精、中、矸三种产品,与传统的重介质选煤工艺相比,省略了一套高密度重介悬浮液的制备、循环与回收系统,简化了流程,降低了设备、管道的磨损和介质消耗;

(2)设备大型化。采用的“3GDmC1300/920a三产品重介质旋流器”是目前最大型的设备,处理量最高可达420t/h,彻底解决了我厂老设备生产能力严重不足造成影响矿井正常提升的问题;

(3)分选精度高。。入选粒度上限可达80mm,有效下限达到了0.3mm,适应能力强,简化了原煤准备系统,也实现了不分级不脱泥直接入选的先进分选工艺;

(4)全厂工艺流程简单,物料运输少,减少了次生煤泥的含量,同时主要分选设备构造简单,不消耗动力,排矸能力强,精煤损失少,彻底解决了跳汰工艺矸石带煤问题;

(5)煤泥重介质分选工艺的应用,使得进入浮选系统的煤泥含量大大减少,缓解了我厂煤泥水系统的压力;

(6)全厂采用自动化控制,尤其重介悬浮液密度、磁性物含量均采用自动检测和调控装置,可方便灵活地在线无级调节,使得产品结构灵活、质量稳定。

3.2重介-浮选工艺的主要缺点

(1)入料的粒度上限不高。虽然随着设备的大型化,入料的粒度上限有了一定程度的提升,我厂入料粒度上限提高了20mm,但粒度上限受限于二段旋流器的底流口,而改变二段旋流器的底流口,会影响旋流器的分选效率以及分选密度;

(2)由于设备磨损高,又要保证系统的正常运转,对设备的检修维护至关重要。

4改造后的效果

技术改造后,工作制度为每年300天,每天工作14小时,两班生产,一班检修。选煤厂入洗能力由240万吨/年提高到300万吨/年,小时处理能力将由现在的480吨/时提高到了714吨/时,日处理原煤可达10000吨,选煤效率提高了8.3%。由于实现以密度自动控制为核心的全厂自动化,工艺参数调节方便可靠,产品质量稳定,可以生产7-12级精煤产品。改造后每年销售收入增加1870万元,扣除增加的成本、增值税及附加费后平均每年增加利润总额为1137万元。所得税按利润总额的33%记取,每年可多上缴所得税375.2万元。税后利润平均每年可增加761.8万元。

5结论

开滦集团唐山矿业分公司选煤厂通过重介工艺改造,有效地改善了原有工艺的不足,提高了原煤质量可选性变差的适应能力。实践证明,无压入料三产品重介旋流器重介分选工艺分选精度高,重介密度检测与自动控制系统操作简单工作性能可靠,介质回收系统简化高效,为选煤厂提高经济效益、提高煤炭有效利用率起到了积极的作用。

[1]李多艳,唐善华.3GDmC1200/850a型无压给料三产品重介旋流器在新庄孜选煤厂的应用[J].煤质技术,2009.3:55-57

[2]陈艳春.我国重介质旋流器选煤技术发展现状与今后研究的重点[J].选煤技术,2006.8:52-54

[3]许政.大型无压给料三产品重介质旋流器在选煤厂的应用[J].煤质技术,2008.9:67-68

[4]赵昕,綦伍声,邬士业,王亚.无压给料三产品重介旋流器在新兴选煤厂的应用[J].山东煤炭科技,2008.5:93-94

选矿工艺篇6

关键词:干式粉磨干法

中图分类号:o741+.2文献标识码:a文章编号:

概述:

本文介绍一种选矿工艺及设备,即一种采用干法磨矿分级的工艺及设备,该工艺及设备可以根据矿石中每种矿物可磨度和密度的差异,实现差别磨矿,可以有效的避免因有用矿物过磨造成的境况损失以及降低因磨细脉石矿物而带来的能耗。此方法特别适用于干旱缺水地区铁矿石的粉磨与磁选。

背景技术:

我国铁矿资源较为丰富,而且随着铁矿勘察技术的不断提高,探明的铁矿资源储量不断增加。从我国铁矿石的质量来看,主要呈“贫矿多、富矿少、嵌部粒度细、多金属共(伴)生矿石比例高、矿石组分复杂”的特点。在当前技术条件下,具有工业利用价值的主要是磁铁矿、赤铁矿、褐铁矿、菱铁矿、钛铁矿和黄铁矿等。

经济建设的持续高速发展,带动了国内钢铁工业的迅猛发展。我国作为世界第一铁矿石的生产和消费大国,加上铁矿资源“贫、细、杂”的特点,使国内的铁矿资源供给远远无法满足内需,每年必须从国外进口大量铁矿石或铁精粉。目前我国铁矿选矿技术研究主要集中在以下几个方面:1、实施“提铁降硅”;2、开发高效节能的选矿新工艺、新技术;3、新型破碎、磨矿、分级、选矿设备的研究。

几十年来,北方重工集团公司针对我国铁矿资源“贫、细、杂”的特点开展了大量的研究工作,尤其是近年来,在综合利用难磨的矿渣微粉生产复合水泥方面,北方重工集团公司研制并成功应用了新的高效单臂加载结构的立式矿渣辊磨机,使得在矿石细磨阶段用立式辊磨机代替球磨机成为可能。这一进展为选矿工艺指标的提升带来了希望。

干式粉磨干法的优势及特点:

目前,铁矿石的选矿工艺,通常采用湿法选矿工艺,这种工艺历史悠久,技术成熟,但耗水量较大,工艺流程相对复杂,基建费用高。对于干旱缺水的中西部地区,该方法将会大大提高选矿成本。而干法粉磨干法磁选工艺的出现,很好了解决了这个难题,采用这种工艺,可以缩短选矿流程,减少流程中的用水量,甚至选矿全流程采用干法工艺。

我国铁矿选矿的磨矿分级工艺通常采用湿式工艺。近些年来,随着入选铁矿粒度的逐渐细化,磨矿分级的段数也相应增加,同时对磨矿分级设备的要求也越来越高。目前,选矿厂常用的磨矿设备为球磨机、棒磨机、搅拌磨等,分机设备通常为螺旋分级机、水力旋流器、细筛等。这些设备的联合使用提高的铁矿石细粒分选的效率,降低尾矿品味;但由于分选流程的加长,使得流程中的耗水量加大,厂房内的设备布置变得复杂。因此,如何能在保证工艺可行性的前提下,简化工艺,缩短流程,减少设备的数量,减小厂房的面积,降低水资源消耗,成为亟待解决的问题。该工艺中选用立磨对铁矿石进行干式细磨,磨矿细读能保证-200目达到80%以上,相当于常见流程中的球磨机与螺旋分级机或球磨机与旋流器组合而成的磨矿闭路流程,同时,立磨的处理能力较球磨机高很多,能耗低,磨矿过程中无需用水,因此,该工艺与原工艺相比,有很多先进之处。

铁矿石干式粉磨干法磁选工艺设备集磨矿分级于一体,可以同时替代磨矿设备与分级设备,可以很好的解决简化工艺流程和设备布置的难题。采出矿石经过一到两段破碎后,进入立磨进行磨矿,借助立磨本身的工作原理,将颗粒按质量进行分级,分级产物因密度的不同影响,形成较宽的粒度范围,由于不同矿物本身的可模型不同,理论上,通过筛分的方式可以通过粒度的不同将矿物区分开,这对于后续的分选左右十分有利;同时,立磨在磨矿过程中,满足重量的颗粒会借助上升气流,迅速排出,可有效的降低甚至是防治过磨现象的产生。

同时,该工艺为干法工艺,对于干旱缺水地区,可以很好的解决选矿厂用水困难的问题,降低选矿成本以及水资源的消耗。该磨矿分级工艺有如下特点:

a、干式粉磨过程消耗水介质,磨后的产品可以进入直接进行干选或湿式磁选流程;

b、将常规的磨矿和粒度分级流程在磨矿设备内实现,有效地缩短了流程,简化工艺,减少设备数量和设备购置成本。

c、基于立磨工作原理,在此设备中的磨矿产品依据重量分级,因此,产品粒度范围受矿石中的各种矿物密度影响较大,密度差别愈大,粒度范围越宽,愈有益于后续筛分作业;

d、该设备磨矿过程中,可以实现差别磨矿,即在相同磨矿条件和时间下,可磨度低的矿物较可磨度高的矿物,粒度细,依据此原理,根据铁矿石与脉石矿物的可磨性差别,理想情况下,会依据矿物种类出现粒度分级,这为后续分选作业提供方便;

e、该设备能耗低,效率高

选矿工艺篇7

[关键词]浮选;脱碳;全泥氰化

中图分类号:tD953文献标识码:a文章编号:1009-914X(2015)11-0078-01

某金矿石为含碳微细粒嵌布难选金矿石,对于此类矿石采用常规氰化提金或常规浮选工艺处理,金回收率均很低,因此,本试验分别采取不脱碳与预先浮选脱碳两种方法进行比较;与此同时,考虑到磨矿细度是影响分选指标的重要因素,所以本试验对不同磨矿细度条件下的结果做出了对比;并对尾矿采取全泥氰化的方式以此来降低尾矿品位,进一步提高金回收率。结合试验矿石性质,本试验在磨矿细度(-0.074mm)达到90%条件下,采用预先浮选脱碳、尾矿全泥氰化及相关技术措施,通过一次粗选、四次扫选、四次精选工艺流程进行闭路试验,获得了较为理想的浮选技术指标。

1矿石性质

该矿石金属矿物主要为黄铁矿,其次为毒砂,还有少量的闪锌矿和黄铜矿;主要脉石矿物为石英、绢云母,其次为碳酸盐类矿物。矿石中的金与硫化物关系密切,载金矿物主要为黄铁矿。矿石构造以浸染状为主,其次为细脉浸染状、角砾状。矿石结构以晶粒结构和压碎结构为主。

2浮选试验研究

由于矿石中含有碳,载金矿物主要为黄铁矿,赋存在黄铁矿中的裂隙金、晶金和包体金占总量的63.30%,所以进行了脱碳与不脱碳工艺流程试验,以此来确定矿石中碳对浮选结果的影响,最终对比试验结果显示进行脱碳工艺流程选别指标比较理想。

2.1磨矿细度试验

磨矿细度是影响分选指标的重要因素之一[1],不同的磨矿细度获得粒度组成不同的磨矿产品,进而影响矿物的单体解离度和可选性。不同的磨矿细度会使浮选精矿品位和回收率产生很大的差异。要实现较好的浮选指标,必须使各种矿物基本达到单体解离,但又不至于过粉碎而使浮选结果恶化,所以磨矿细度至关重要。在磨矿细度(-0.074mm)分别达到55.83%和90%条件下进行浮选试验,当磨矿细度-0.074mm达到90%时,浮选试验所得各项指标均好于磨矿细度-0.074mm达到55.83%时的数据。

2.2硅酸钠用量试验

磨矿细度比较细使得磨矿产生大量的矿泥对浮选指标有一定的影响,所以对作为分散剂的硅酸钠进行用量试验,当硅酸钠用量为2000g/t时,金粗精矿品位、回收率达到最大值,工艺流程见图1。

2.3捕收剂种类及用量试验

经过多种捕收剂试验,结果显示:以丁基黄药和25#钠黑药配合作为捕收剂浮选效果比较好。确定丁基黄药用量为60g/t,25#钠黑药在粗选与扫选的用量分别为20g/t和50g/t。

3闭路试验

闭路试验工艺流程及工艺条件见图2(图中药剂用量单位为g/t)。

试验最终结果,碳精矿品位达到2.05g/t,金精矿品位达到17.05g/t%,混合精矿品位为4.44g/t,金回收率为73.25%。

4尾矿全泥氰化

针对闭路试验所得结果,尾矿品位为0.4g/t,采取继续对尾矿开展全泥氰化[2]试验,获得尾矿氰化氰渣金品位为0.22g/t,-0.074mm品位0.20g/t,产率93.75%,氰化回收率为45%。

5结语

所研究矿石属于含碳微细粒包裹金矿石,针对矿石性质,试验主要采取的技术措施为:①提高磨矿细度,磨矿细度-0.074mm达到90%,提高有用矿物的单体解离度。②预先脱碳,减少碳对金浮选的干扰。③尾矿全泥氰化,降低最终尾矿的品位,提高金的回收率。

研究采用一次粗选、四次扫选、四次精选工艺流程进行闭路试验,最终获得金精矿品位17.05g/t,混合金矿金回收率为73.25%,对尾矿采取全泥氰化措施,获得尾矿氰化氰渣品位为0.22g/t,-0.074mm品位0.20g/t,产率93.75%,氰化回收率达45%,该选别指标比较理想。

参考文献

选矿工艺篇8

[关键词]煤矿;井下;采煤工艺

中图分类号:tD235文献标识码:a文章编号:1009-914X(2014)45-0004-01

一、井下采煤前的勘测技术

(一)能源储藏量勘测

勘测工作是煤矿开发的前提,根据下述两个式子进行计算:

设计开发量=矿井资源的储藏量-永久煤柱损失量①;

实际可开采量ZK=(Zs-p)・C②,式中Zs表示矿井设计资源储藏量(mt);p表示开采煤柱损失量(mt);C表示采区回采率(100%)。

(二)地质、水文等条件勘测

首先,探测矿区有无断裂、陷落柱等地质构造缺陷,是否对矿井开拓造成影响。其次对煤层的埋藏深度和可供机械作业的矿井工业场地埋藏深度,以及表土及基岩风化层厚度进行测量。其次,判煤层的水层分布情况、顶底板岩性质、瓦斯含量和通风条件,确定煤矿的开采条件和安全系数,选择适当的开采工艺。

二、几种常见井下采煤工艺的合理选择

本文主要围绕以下几种常见的井下采煤工艺展开谈论,即普通机械化采煤工艺,爆破采煤工艺(图1),连续采煤工艺及综合机械化采煤工艺(图2)等。

(一)普通机械化采煤工艺

此工艺与炮采工序大致相同。该工艺对井内适应性优于其他开挖工艺,对煤层地质条件要求少,工作面的移动和搬迁工作相对容易,尤其适用于地质构造发育不规则、几何形状、短距离推进作业的工作点面,另外,技术所使用的设备成本小,操作技术相对简单,生产投入成本较低,且煤炭挖掘的组织工作较容易,较适合于中小型煤炭开采企业[1]。

(二)爆破采煤工艺

目前,我国爆破采煤工艺多应用于地质构造较复杂的煤层和急倾斜煤层。爆破采煤工序一般包括凿眼放炮、炮采工作面支护、装煤运煤及采空区处理等。其中,打眼环节的技术要求较高,要根据节理裂脱的发育情况、煤层厚度和顶板条件等确定炮眼位置及打眼爆破的相关参数。落煤工序经常采用爆破的方法,为了顺利完成煤矿的引爆工作和后期开采工作,应采用单体支柱支护工作空间顶板。

(三)连续采煤工艺

从连续采煤工艺的应用范围分析,该技术主要运用于大中型矿井的辅助采煤方法。连续采煤工艺是综合机械化采煤工艺的一种辅助和补充,主要适用于以下条件:构造简单,开采技术条件简单,煤质硬度较强,开采深度较浅,煤层倾角不超过15度的薄煤层。这种工艺的特点是切煤、装卸煤、运煤以及支护等工艺过程全部利用机械化进行作业。连采工艺是将回收煤柱和煤房掘进两个阶段实行采掘合一的采煤方式。其主要优点是出煤快、投资少、机械化程度高、适应性较强和安全性好等,但其仅高于炮采采煤,煤炭资源回收率低,况且连采方式对煤层地质条件要求较高,适宜近水平煤层开采,但其采出率较低,极不适用于近距离煤层群开采[2]。

(四)综合机械化采煤工艺

综合机械化采煤工艺实现了所有采煤工序的机械化连续作业,将五大工序即破煤、装煤、运煤、工作面支护及采空区处理有机的结合在一起。

第一,通常使用的破煤施工方法是使用采煤机对工作面进行整体切割,然后采用滚筒切割法进行截深。截深主要有两种形式,即端部和中部斜切法。端部斜切法是在工作面端部位置斜切入煤壁,开采时要想保证机器的正常切割,必须准备把握切割尺度。当机器贴近工作面上端时,应及时降低前滚筒,当其进入平巷后,采煤机稍退一步,并转动挡煤板,直至将底板处余煤彻底割除。同时,还应提高后滚筒,使机器开始反向切割,当前后滚筒同时切入煤壁27一30m时,停止采煤。中部斜切是在煤壁的中间位置进行切入,利用输送机进行弯曲段的斜切进,随着开采深度的不断增加,进行停机转向,直至割煤到平巷后完成运作。综采运输设备有平巷载机、可弯曲跨板输送机及可伸缩带式输送机等。常见的运输方式是后退式回采,固定好使用带式输送机位置,使工作面上的煤加快的运出,并且通过平巷转载机随着开采进度向前推移[3]。

第二,支护设计。本矿中含水层富水性都较弱,适合大规模的机械开采,而支护工作是机械运行的重要前提。生产经验表明,防止顶板下沉是支护设计中的技术难点。矿采支护以液压为动力,用来完成工作面的切顶、支撑、护帮以及迁移工作。支护强度应能支撑工作面的矿压、煤层赋存条件和采煤设备相适应。液压支架工作方式分为立即支护式、非立即支护式。前者是在采煤机作业后,移动支架和输送机。这种支护方式能够在很大程度上缩短支护时间,尤其可以及时支护刚刚暴露出的顶板,从而避免顶板的出现严重下沉现象。后者则是在采煤机割煤后,先行移动输送机后移动支架。由于本矿的直接顶板多为黑色泥岩,开采时易破碎而剥落,为有效实现顶板管理和巷道维护,在支护设计时应留有支撑煤柱。这种支护方式在日常生产中应用较为广泛。

第三,巷道设置工艺。①巷道断面尺寸设计。工作面回风平巷和运输平巷应按照滚筒式采煤机可弯曲刮板输送机机等机械设备尺寸设计。运输平巷是综采设备的主要通道,因此其尺寸主要依据液压支架最大外形高度和宽度进行设计。一般情况下,回风平巷的净断面为8m2一12m2。②平巷施工工艺。由于本矿煤层的倾角一般小于7°,为了保证巷道内无积水现象,使工作面保持相应的长度,巷道掘进时应严格平行施工,按照微坡走向的方法进行施工。③工作面推进长度设计。巷道施工工期一般较长,巷道设计时应充分考虑到设备繁多,且吨位重的特点,适当的工作面推进长度,有利于后期施工作业。根据本矿的井田内煤层、地质构造及水文等条件,适宜采用综合机械化采煤工艺。

三、结语

本文通过介绍本矿山的主要情况,以及对四种采煤工艺进行分析和比较,根据开采矿井的地质结构和特征,确定采恰当的采煤工艺,充分考虑矿区的运输技术、工作面支护设计、通风状况巷道设置以及通风条件设计等工作,符合矿区安全生产的相关要求,最终实现优化生产结构的目标。

参考文献

[1]段宁宁.煤矿综合机械化的采煤工艺研究探讨[J].科技创新与应用,2012,(21):81.

选矿工艺篇9

【关键词】选煤厂精煤浮选粒级灰分

霍州煤电集团李雅庄煤矿选煤厂是年处理能力330万吨的炼焦煤选煤厂,采用>50mm粒级原煤浅槽排矸分选,50~0.3mm粒级原煤双给介无压三产品重介旋流器分选,0.3~0mm粒级原煤浮选,尾煤浓缩压滤的联合分选工艺,整个工艺灵活、适应性高。浮选采用三台XJX-t12五室浮选机,两用一备,浮选尾矿进入浓缩机。浮选精煤灰分一般在10.0%左右,产率在42%左右,对+0.125mm较粗粒级煤的回收率不高。为提高选煤厂的经济效益,本着充分利用、布置合理、工艺优化的原则,决定对浮选工艺进行改造。

1现有浮选系统分析

洗煤厂浮选机采用上世纪80年代研发是XJX-t12机械搅拌式浮选机,根据洗煤厂浮选入料、尾矿粒度组成生产化验报表(表1),分析XJX-t12浮选机工作情况。

由表1可知,0.125~0.074mm粒度级的灰分,尾矿的17.84%比入料的21.34%低;0.074-0.045mm粒度级的灰分,尾矿的32.96%比入料的33.36%低。浮选入料经过浮选后,各粒度级的灰分应该有所升高,因此有必要对浮选尾矿灰分进行校核。根据选煤厂的平均统计情况,浮选产率平均值为42.53%,浮选精煤灰分为10.62%,可以得到浮选机工作情况,如表2所示。

由表可计算出浮选效果评价表(表3)。

由表1和表3可以看出,XJX-t12浮选机对大于0.125mm粒级煤的浮选完善指标较低,可以认为,XJX-t12浮选机对大于0.125mm粒级煤的浮选效果较差。其原因可能是设备老化和XJX-t12浮选机的特点所致。

2系统改造

在生产实践中,大武口洗煤厂曾用XJm-S16(4室)浮选机更换XJX-t12(5室)浮选机取得了显著效果。XJm-S16型浮选机浮选效率(完善指标)比XJX-t12型浮选机提高3.4个百分点;>0.3mm粗粒级浮选效率提高2.9个百分点,产率提高2.5个百分点。

XJX-t12型浮选机与XJm-S12型浮选机相比:(1)前者采用偏摆叶轮,斜直叶片且浸没深度大,功率消耗大,通常在28~32kw;后者采用双层伞形叶轮,弯曲流线型叶片且浸没深度浅,功耗低,通常在22~24kw;(2)后者的伞形叶轮和假底稳流板的独特设计,使矿浆在槽体内呈“w”形流态,上部扰动小,泡沫层平稳,粗粒煤不易脱落并有利于强化泡沫层的“二次富集”作用,从而提高粗粒的回收率和浮选选择性;(3)前者采用中空轴加药斗和定子加药斗两个加药点,以实现叶轮上、下层加药,操作和使用繁琐;后者使用一个加药点,即可实现上述功能,且操作简单,药剂量容易控制,浮选机充气量在线可调。

根据表1浮选入料粒度组成,可按照浮选效率整体提高2%预测浮选改造效果。在精煤灰分不变的情况下,ηwf提高2%时,精煤产率可从42.53%提高到44.73%,提高了2.20%。

为此,在浮选车间预留位置上布置一台XJm-S20四室浮选机替换两台XJX-t12浮选机,采用一次选的浮选工艺。

选矿工艺篇10

关键词:管道式压电超声发生器;超声空化场;干法磁选;筒式磁选;磁选柱;超声波信号源

1.引言

随着科技进步和生产的需要在冶金、化工、医疗、电子等领域对磁选铁粉的品味要求越来越高,目前生产超纯铁精粉工艺大多采用多段磨矿、选别,多种选别方式的细磨、深选流程工艺复杂,生产成本较高使企业在激烈的市场竞争中无法得到良好的发展契机。而探索一种简单的低成本磁选工艺也就十分具有应用价值。

超声磁选作为一种新型的磁选工艺对矿浆的精提纯有着独一无二的分选优势,随着近年来对超纯铁精矿的需求日益增加,超声磁选工艺技术从实验室到工业化应用就成为科研工作者研究的首要任务。

2.超声磁选柱系统示意及工艺流程图

2.1.超声磁选柱的分选原理

超声磁选柱[2]的分选就是将原矿当中的磁性颗粒和非磁性颗粒在合力场作用下做水中上、下循环往复漂洗运动并在此过程中以超声空化场的作用而实现的颗粒分离筛选过程。

具体过程如下:矿物颗粒在分选桶内主要受到重力、浮力、流体动力、流体阻力、超声场力和电磁力的联合作用。在脉动的磁场力作用下聚合的磁团可能将单体脉石包裹在其中,此时磁团聚下沉,随着外磁场的消失,磁团聚会散开,脉石会在流体动力、浮力和自身重力和超声空化场力的复合作用下溢流成为尾矿。从而改善了磁选柱缓流漂洗除脉石涤荡力弱小,难以克服与磁性颗粒黏着及大颗粒脉石逆流交换产生沉降造成单体脉石混杂在铁精矿中一起被选出的问题,选别效果大大提高。

2.2.超声磁选工艺流程

2.3.在线压电超声磁选柱系统示意图

3.超声磁选柱铁矿浆精提纯实验设备及实验结果

3.1.实验设备:主要由超声波信号源(2Kw)、管道式超声波发生器(28kHz、40kHz)直径300磁选柱,电磁式脉动磁选电控柜、矿浆循环泵、矿浆槽、流量计、电磁阀等组成。

3.2.实验结果

普通磁选工艺与超声磁选工艺试验结果对比表

实验讨论:本实验在多组数据中列举了以上三组数据,在产率接近的情况下超声磁选工艺比普通磁选品味高1.94%~2.53%。

综合本实验的超声磁选柱铁矿浆精提纯装置的各项参数,重点对超声波频率、功率[3]以及磁选参数对磁选指标的影响.通过分析得出如下结论:

3.2.1.磁场强度不变的情况下,超声波频率和功率对磁选均有影响,低频超声比高频超声在精矿品位和回收率均有提高。

3.2.2.磁场强度不变的情况下,矿浆流速在一定范围对超声空化场有较大的影响,流速增加超声空化效果越好。

3.2.3.磁场强度不变的情况下,原矿粒度对超声波磁选也有较大影响,颗粒粒度过细在超声空化作用下精矿品位不能提高,回收率下降明显。

3.2.4.在实验中选择最佳磁场强度、回收率接近的情况下,采用超声磁选比普通磁选铁精矿品位能提高2~3个百分点。

4.结论:

4.1.本超声磁选柱铁矿浆精提纯工艺进一步提高了电磁的利用效率,分选精度和作业效率。

4.2.超声磁选柱铁矿浆精提纯工艺比普通磁选柱工艺的分选精度高,在回收率相近的情况下,铁精矿品位可提高2%~3%。

4.3.超声磁选柱铁矿浆精提纯工艺在冶金、电子、化工、医疗等领域将得到广泛的应用。

参考文献:

[1]袁易全。近代超声原理与应用[m]江苏:南京大学出版社1996