白乃庙金矿选矿厂工艺流程技术改造实践
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2023年第12期/第44卷黄 金GOLD矿业工程某金矿选矿厂浸出前移工艺优化实践收稿日期:2023-07-16;修回日期:2023-09-12作者简介:马仲凯(1995—),男,助理工程师,从事有色金属选矿厂破碎、磨矿、选冶及选矿技术管理相关工作;E mail:mzk2026@163.com马仲凯(苏尼特金曦黄金矿业有限责任公司)摘要:某金矿选矿厂采用全泥氰化炭浆提金工艺,处理量为3000t/d,根据生产需要进行流程改造后出现浸出效率低等问题。
为进一步提高选矿厂生产效率,在现场开展提高浸出率的工艺研究。
考察了浸出前移对炭浆法提金工艺流程浸出效率的影响,结果表明:浸出前移后,磨矿分级段浸出率由8.87%提高至26.16%。
实践结果对类似选矿厂高效回收金提供了参考和借鉴。
关键词:磨矿分级;浸出前移;氰化浸出;金浸出率;活性炭吸附 中图分类号:TF11文章编号:1001-1277(2023)12-0051-04文献标志码:Adoi:10.11792/hj20231213引 言内蒙古某金矿选矿厂采用全泥氰化炭浆提金工艺,处理量为3000t/d,主要工艺参数为:破碎产品-8mm占90%以上,磨矿分级产品-0.074mm占93%以上,浸出矿浆浓度为40%,矿浆pH值为11~13,首槽CN-质量分数为0.20‰~0.21‰,平均单槽浸出时间为12.81h,总浸出时间为76.89h,平均底炭质量浓度为12.95g/L。
经过对选矿厂磨矿分级、浸出吸附工艺流程考查分析发现,选矿用水循环利用,回水CN-质量分数一般为0.02‰左右,但磨矿分级段浸出率仅为8.87%,有较大提升空间。
查阅大量文献资料后,确定从提高浸出效率入手。
试验发现,将浸出流程前移至磨矿分级段,能有效提高金浸出率[1]。
于2023年4月开展工业试验,具体工艺控制标准为:将质量分数为30%液体氰化钠通过一段砂泵池加入磨矿分级流程,并依据浓密机溢流CN-浓度控制加药量,pH值控制在12~13;在浓密机大回水箱增设活性炭静吸附槽,以提高金浸出效率。
金矿提取工艺流程
《金矿提取工艺流程》
金矿提取工艺流程是一项复杂而精细的技术活动,旨在从金矿中提取出黄金,并使其达到商业级别的纯度。
在金矿提取工艺流程中,通常包括破碎、磨矿、浸出、沉淀、脱水、干燥等一系列步骤。
首先,金矿需要经过破碎的过程,将大块的原矿石颗粒变得更细小。
随后,将颗粒磨成更加细小的颗粒,这个步骤通常称为磨矿。
接下来,磨矿好的颗粒会通过浸出的方法,使用化学物质将金提取出来。
随后,将得到的金浆液进行沉淀,将金沉到底部。
然后,对上层的杂质液体进行过滤,再进行脱水处理,使得得到的金浆液更加浓缩。
最后,在干燥环节,将金提取出来并制成成品。
整个金矿提取工艺流程看似简单,但实际上需要精密的仪器设备以及工艺技术。
整个流程中也需要大量的化学物质和水,因此对环保的要求也很高。
同时,在操作过程中需要严格控制化学反应的条件以及过程参数,以确保最终提取得到的金具有高纯度和高品质。
总的来说,金矿提取工艺流程是一项高度复杂的技术活动,需要系统的工艺设备和严格的操作流程。
只有在这样的条件下,才能有效、高效地从金矿中提取出金,成为商业上的有价值产品。
TECHNOLOGY AND INFORMATION122 科学与信息化2023年10月下选矿生产工艺流程中的问题及改进措施王智超河北金厂峪矿业有限责任公司 河北 唐山 064307摘 要 近年来,矿山行业高速稳步发展,陆续出现了许多现代化选矿工艺,各选矿厂在此行业发展趋势下,应逐步调整其选矿生产工艺流程,促进选矿工作的高效开展。
目前,很多选矿厂虽都采用了新技术、新设备,但在生产工艺流程方面仍存在一定不足,未来这些选矿厂需立足自身情况,建立现代化选矿工艺流程,提高选矿水平。
基于此,本文着重分析了选矿生产工艺流程中的问题,提出了对应的改进措施,以期指导实际工作。
关键词 选矿;工艺流程;问题;改进措施Problems and Improvement Measures in Beneficiation Production Process Wang Zhi-chaoHebei Jinchangyu Mining Industry Co., Ltd., Tangshan 064307, Hebei Province, ChinaAbstract In recent years, the mining industry has developed rapidly and steadily, and many modern beneficiation processes successively emerge. Under this industry development trend, the concentrator should gradually adjust its beneficiation production process and promote the efficient development of beneficiation work. At present, although many of China’s concentrators have adopted new technologies and new equipment, there are certain deficiencies in the production process. In the future, these concentrators need to establish modern beneficiation process and improve the level of beneficiation based on their own situation. Based on this condition, this paper focuses on analyzing the problems in the beneficiation production process, and puts forward the corresponding improvement measures, so as to guide the practical work.Key words beneficiation; process flow; problem; improvement measure引言当前矿山行业进入了转型发展的新阶段,选矿厂承担着艰巨的选矿任务,其在具体的工作中必须优化选矿生产工艺流程,以保障该流程符合经济性、技术性、环保性标准。
某金矿选矿厂工艺流程改造摘要: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100mm 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。
54选矿与冶炼I o l I2017年第3期/第38卷某难处理金矿选矿厂扩能改造及实践明平田周学其*1(1.青海省第六地质矿产勘查院;2.青海省金矿资源开发工程技术研究中心)摘要:为了提高某金矿选矿厂的生产能力和金回收率,对选矿厂处理能力和工艺存在的问题进 行调研,确定合理的扩能改造和工艺优化方案。
通过部分设备的更新换代以及磨浮工艺的优化,改 造后选矿厂设备运转率由85.35 %提高至95.90 %,处理能力由782 t/d提高至1 715 t/d,电能消 耗由 39.73 kW .h/t 降低至 31.36 kW .h/t,磨矿细度-0.074 mm 由68. 91 %提高至 83.22 %,金 浮选回收率由77.41 %提高至80.94 %,指标较好,显著提高了金矿资源的利用率和企业的经济效 &〇关键词:难处理金矿;扩能改造;工艺优化;技术指标;处理量;回收率中图分类号:TD953 文章编号= 1001 -1277(2017)03 -0054 -05文献标志码:A d〇i:10.11792/hj20170313某金矿矿石性质属微细粒蚀变岩型,矿石中砷、碳含量较高,金的嵌布粒度微细,属于典型的难处理 金矿石[1]。
选矿厂设计矿石处理能力为800 t/d,选 矿工艺为常规的浮选工艺,通过近2年的生产调试和 工艺优化,金浮选回收率由70 %逐步提高至78 %左 右,设备运转率为85. 35 %,其设备运转率和金回收 率均不高;随着探矿工作的深入,矿区金资源量大幅 增加,800 t/d的处理规模已不能满足企业发展的需 要。
为了提高选矿厂产能,进一步优化选矿工艺,对 矿山选矿厂设备和工艺存在的问题进行了调研分析,制定了翔实的工艺优化及扩能改造方案,达到了扩能 增效、降本增效、提质增效的目的[2],从而提高了难 处理金矿资源的开发利用率。
1矿石性质矿石中金属矿物主要为黄铁矿(2.73 %)、磁黄 铁矿(1.64 %)和毒砂(0.58 %),其次为斜方砷铁 矿、闪锌矿、黄铜矿等,金属矿物相对含量为5 %左 右;贵金属矿物以自然金为主,其他金矿物为方锑金 矿、黑铋金矿、碲金银矿等;脉石矿物主要为石英(35.94 %)、黏土类矿物(絹云母30. 04 %、绿泥石 3.53 %、黏土 2. 73 %、蒙脱石0. 73 %)和长石 (11.70%),其次为方解石、白云石等。
2022年第12期/第43卷黄 金GOLD选矿与冶炼某金矿选矿厂磨浮工艺技术改造与实践收稿日期:2022-05-20;修回日期:2022-09-21作者简介:王树立(1972—),男,辽宁凌源人,工程师,从事黄金采选生产技术与管理工作;辽宁省凌源市刀尔登镇柏杖子村,凌源日兴矿业有限公司,122523;E mail:1131421641@qq.com王树立(凌源日兴矿业有限公司)摘要:辽宁某金矿选矿厂针对矿石性质变化,为稳定生产、充分挖掘生产技术指标提升潜力,提高选矿厂的日处理能力和金回收率,开展了技术改造和新药剂应用研究。
通过改造二段圆锥破碎机HP300中碎型衬板为细碎型衬板,同时降低振动筛筛孔尺寸,在保证处理能力的同时入磨产品的粒度由-12mm占90%降低至-10mm占90%;通过改造球磨机衬板和排料器内反螺旋高度,增加了球磨机的有效容积,处理能力由900t/d提高至1200t/d,且磨矿产品粒级分布更为合理;采用捕收能力更强的新型捕收剂RX01代替原丁基黄药,在保证金精矿品级的前提下,最终浮选尾矿金品位由原来的0.188g/t下降至0.160g/t。
技术改造后,年多生产金金属量33kg,为企业年增加经济效益600多万元。
关键词:磨矿;衬板改型;新型捕收剂;浮选;技术改造;筛孔尺寸;回收率 中图分类号:TD921+.4文献标志码:A开放科学(资源服务)标识码(OSID):文章编号:1001-1277(2022)12-0083-03doi:10.11792/hj20221216 辽宁某金矿矿石属于少硫化物含金石英脉与石英细脉型金矿石[1-2],选矿厂采用两段一闭路破碎、一段闭路磨矿和单一浮选工艺,自2016年9月扩能改造投产运行以来生产平稳,选矿回收率保持在87%以上。
随着矿山服务年限的增加,井下开采深度的延伸,矿石性质发生了较大变化,原矿金品位由2017年的1.44g/t下降到1.06g/t。
内蒙古乌兰察布市四子王旗白乃庙铜矿内蒙古乌兰察布市四子王旗白乃庙铜矿位于四子王旗的东北部41度方向,与四子王旗直距100公里。
该矿床由内蒙古地质局二连地质队1959年发现,该矿床是一个铜、金、钼及银多金属矿床,1969年白乃庙矿山建立,1976年投产,1990年扩建,矿山年处理矿石27万吨。
2009年底,矿山由深圳冠欣矿业经营。
至2011年,地质队累计提交铜矿石1.3亿吨,铜品位0.589%,黄金22吨,公司于2011年10月扩建,年处理矿石200万吨,2019年技改500万吨的产能,计划2020年试产,年产铜达到10万。
矿区出露的地层主要有中元古界白音都西群、新元古界青白口系白乃庙群、志留系中统徐尼乌苏组、二叠系下统三面井组、侏罗系下统大青山组和零星分布的第四系。
白乃庙群为一套中浅变质的绿片岩,其原岩为一套海底喷发的基性—中酸性火山熔岩、凝灰岩。
它可以划分为5个岩性段,其中二、四岩段为中酸性岩段,一、三、五岩段为基性岩段,铜矿化及矿体主要产于三、五岩段中。
白乃庙铜矿区构造比较复杂,主要以断裂构造为主,褶皱构造不太发育,东西向断裂构造是区内最重要的断裂构造。
构造活动具有长期性、阶段性和继承性的特点。
矿区内岩浆活动频繁,主要有加里东晚期的石英闪长岩、花岗闪长岩,海西晚期的白云母花岗岩等。
中酸性脉岩十分发育,主要有花岗斑岩、闪长玢岩、正长斑岩、花岗细晶岩、石英脉等,多为海西晚期侵入岩的派生产物。
矿区主要分布在东西长约10km、南北宽1km左右的狭长地带内。
目前已查明白乃庙铜矿主要由12个矿段组成,铜、钼矿体共有724个,铜矿体449个。
白乃庙矿床分为南矿带和北矿带,南矿带主要由Ⅱ、Ⅲ、Ⅳ、Ⅴ、Ⅵ、Ⅶ、Ⅹ、Ⅺ等8个矿段组成,各矿段的矿体走向为EW、NW、NWW,倾向SE、SW、SSW,倾角30°~60°,矿体长240~780m,矿体厚0.57~44.53m,控制倾斜延深359~950m。
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白乃庙金矿选矿厂工艺流程技术改造实践
(内蒙古矿产实验研究所,内蒙古 呼和浩特 010031)
摘 要:文章介绍了白乃庙金矿在实验室基础上,对该
矿选矿工艺流程进行技术改造的过程与经验,为合理开发尾
矿资源提供了科学依据。
关键词:氰化;金精矿;尾矿;制粒;堆浸
中图分类号:TF831 文献标识码:A 文章编号:1007—
6921(XX)02—0084—02
白乃庙金矿日处理200t选矿厂是80年代建设完成的。
由于矿石中含有部分颗粒金,在工艺上采用了传统的混汞—
浮选工艺流程。该流程经过20多年的生产实践表明,回收
率一般在75~85之间,回收率偏低是选厂技术改造的主要
因素;另一方面因素是浮选金精矿在销售过程中遇到很多问
题,主要表现在:一是购买方故意压低品位;二是汽车运输
费用不断提高;三是冬季运输金精矿损失较大等等,给企业
经营带来很多麻烦。同时20多年的生产屯积了大量的尾矿
资源,尾矿平均品位在2.0g/t左右。因此,如何合理改造
工艺流程,提高资源利用率,是矿山急需解决的问题。在实
验室试验的基础上,我们对该矿选矿工艺流程进行了技术改
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造。
1 矿石性质
1.1 原矿矿石性质
矿石中主要金属矿物有黄铁矿、褐铁矿、黄铜矿、斑铜
矿、方铅矿、闪锌矿、自然金、银金矿、自然银等。非金属
矿物主要为石英,其次有长石、方解石、绢云母等。黄铁矿
在矿石中含量4~9%,石英脉、蚀变岩中均有分布,主要呈
浸染状及细脉状产出,多为自形晶,半自形晶中粒—中细粒
结构,黄铁矿主要形成于早期热液活动的石英硫化物阶段,
也是金矿的成矿阶段;褐铁矿主要分布于近地表的氧化带
内,为黄铁矿氧化而成,黄铜矿、斑铜矿含量极少,与黄铁
矿连生。自然金、银金矿、自然银是矿区有用组份金银的组
成矿物,它们常以包裹体或它形粒状,蠕虫状分布于黄铁矿
或褐铁矿中,其次分布于黄铁矿或褐铁矿的边缘,少量分布
于脉石之中,金、银矿物粒度不等,肉眼可见颗粒金。
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1.2 尾矿矿石性质
尾矿中主要金属矿物是褐铁矿,非金属矿物主要为石
英,其次有长石、方解石、绢云母等。尾矿多元素化学分析
结果见表1。
2.1 技改前工艺流程(见图1)
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2.2 技改后工艺流程(图2附后)
2.3 技术改造措施
2.3.1 选厂技术改造。根据选矿试验结果和现场工艺流
程考察,对浮选工艺及后续作业进行了下列技术改造:①浮
选金精矿直接采及全泥氰化浸出工艺处理,该工艺对金精矿
的品位没有严格要求,为提高浮选作业回收率,取消第二次
精选,增加一次扫选;②一段磨矿细度由-200目占65%,降
低到-200目占60%,即降低了磨矿能耗,又提高了处理量;
③将两台搁置不用的浓缩机维修改造加以利用,浓缩脱水脱
药。即利用了原有设备,又节省了投资;④增加一台球磨机,
目的有两个,一是提高金精矿磨矿细度至-200目85%,减少
浸出吸附作业炭的磨损,二是磨矿脱药,产生更多新鲜表面,
有利于氰化浸出,提高浸出率。
2.3.2 尾矿制粒堆浸。
与含有少量细粒和粘土的矿石相比,尾矿全部由细粒和
矿泥组成,直接堆浸由于细粒的迁移和矿泥膨胀会堵塞矿
堆,使氰化物溶液无法均匀通过矿堆,达不到所要求的浸出
效果。要使尾矿堆浸顺利进行,保证浸出液均匀流过矿堆,
同时要具备良好的渗透性,尾矿堆浸必须经过制粒方可进
行。制粒不仅可以消除细粒和矿泥的不良影响,而且为浸出
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液渗透提供孔隙。
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2.3.3
尾矿制粒参数的确定。
尾矿制粒参数包括水量、粘结剂的种类和用量、固化时
间和方式。通过实验室试验和现场工业试验调试,确定制粒
水量为18%,这时制成的粒团经固化后粒团湿强度已接近
100%;粘结剂为硅酸盐水泥和石灰混合使用。水泥是高效粘
结剂,石灰是低效粘结剂,石灰在制粒过程中起辅助和补充
作用,同时石灰为制粒提供保护碱。当水泥和石灰用量比为
15∶8kg/t尾矿时,制成的粒团堆浸渗透速度达到4
299L/h·m2,接近原矿堆浸渗透速度;粘结剂对细小矿粒搭
桥连接后,形成牢固的硅酸钙连结链需要8~72h的固化时
间,现场固化12h粒固强度已达到要求。固化方式采用塑料
薄膜覆盖固化,防止阳光直射固化粒固遇水易破碎、粉化。
2.4 技改前后指标对比
2.4.1 技改前后选矿厂生产指标对比。
技术改造后经过一个月生产调试,生产技术指标达到了
设计要求,并且运行正常。金精矿全泥氰化理浸出率98%左
右,浮选尾矿和全泥氰化尾矿平均品位为0.85g/t左右,比
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技改前尾矿品位1.82g/t降低了0.97g/t 。在原矿入选品位
8~8.5g/t,技改后选矿回收率比技改前回收率提高12%左
右。
2.4.2 尾矿制粒堆浸指标。
尾矿制粒堆浸制粒粒度5~25mm,水泥用量15.34kg/t、
石灰7.95kg/t、氰化物用量300.44g/t,浸出时间56天,
入浸品位1.91g/t,尾渣品位0.42g/t,浸出率为78.01%。
3 结语
采用全泥氰化法处理浮选金精矿,技术可行,经济合理,
改善了矿山经营状况,实现就地产金。在选厂技改过程中,
将搁置不用的旧设备经过维修改造充分利用起来,节省投资
22万元。技改完成后,试生产和生产一切运转正常,生产技
术指标稳定,回收率提高12%左右。尾矿制粒堆浸,改善了
尾矿渗透条件,使尾矿堆浸顺利进行,尾矿制粒堆浸工艺投
资少,见效快,成本低,具有很好的经济效益和社会效益。
该矿尾矿性质主要以氧化矿为主,适合于氰化法处理,浸出
效果理想,浸出率达到78.01%。制粒堆浸工艺的关键是制粒,
制粒参数掌握不好,将导致粒团抗压强度和湿强度减弱,影
响堆浸的正常进行,严重的将导致失败。尾矿制粒堆浸工艺
为开发利用尾矿资源提供了科学依据,可以作为混汞—浮选
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流程的补充和完善,具有推广和应用价值。