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  • CN 62-1112/TF 
  • ISSN 1005-2518 
  • 创刊于1988年
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黄金科学技术, 2020, 28(1): 142-147 doi: 10.11872/j.issn.1005-2518.2020.01.080

采选技术与矿山管理

青海某金矿选冶中试厂工艺设计优化及应用

李飞,1,2, 陈自强1,2

1.青海省第六地质勘查院,青海 西宁 816000

2.青海省金矿资源开发工程技术研究中心,青海 都兰 816100

Process Design Optimization and Application of a Dressing and Metallurgy Pilot Plant in Qinghai

LI Fei,1,2, CHEN Ziqiang1,2

1.Qinghai 6th Institute of Geology Exploration,Xining 816000,Qinghai,China

2.The Engineering and Technology Research Center for the Development of Gold Mining Resources in Qinghai Province,Dulan 816100,Qinghai,China

收稿日期: 2019-06-20   修回日期: 2019-09-29   网络出版日期: 2020-03-06

基金资助: 青海省重点研发与转化计划项目“柴达木南缘难选铜金多金属矿高效利用技术研究与应用”.  2019-SF-139

Received: 2019-06-20   Revised: 2019-09-29   Online: 2020-03-06

作者简介 About authors

李飞(1987-),男,湖北荆门人,工程师,从事金矿选矿技术工作376169069@qq.com , E-mail:376169069@qq.com

摘要

青海某金矿新建30 t/d选冶中试厂,选冶工艺以浮选和环保提金剂浸出工艺为主,主要针对金矿资源选冶新工艺、新技术、新药剂、新材料和自动化控制等在工业生产应用前的中试验证及优化试验进行系统研究。中试厂原设计流程单一,无法满足工艺流程优化试验研究的需求,通过对该中试厂工艺流程设计进行优化,实现了不同试验工艺流程的组合和调整,在小试研究结果基础上对该矿山2个矿区的矿石分别进行工艺优化中试研究,研究成果成功应用于选厂实际生产中,黄龙沟矿区矿石回收率由77.51%提高至82.48%,年新增产值883.45万元。

关键词: 选冶 ; 中试厂 ; 中试研究 ; 工艺优化 ; 回收率 ; 金矿 ; 青海省

Abstract

A 30 t/d dressing and metallurgy pilot plant have been completed for a gold mine in Qinghai Province.The processing technologies of the pilot plant are flotation and gold leaching by environmental extraction agent.The pilot plant is mainly aimed at the pilot test study for gold ore dressing and metallurgy of new techniques,new materials and new technologies,new reagents and automatic control,etc. At the same time,it can carry out the flotation technology research for nonferrous metals.Mainly equipment in the pilot plant was monitored by frequency conversion,so that it can study the technical measures to improve equipment operation rate.The original design flow of the pilot plant is single,so it cannot carry out process optimization experiment research.Base on optimizing the process designs,different process test can be combination and adjustment.Through the open-circuit tests of laboratory for Huanglonggou gold ore and Shuizhadonggou gold ore in this mine,the recovery rate of the rougher flotation,the once scavenging,the second scavenging,the third scavenging for Shuizhadonggou gold ore is 80.41%,6.55%,1.47%,0.67%,and the grade of secondary cleaning concentrate is 30.40×10-6,so the suitable flotation process for Shuizhadonggou gold ore is single stage rough two stage cleaning three stage scavenging;the recovery rate of the rough flotation,the once scavenging,the second scavenging,the third scavenging for Huanglonggou gold ore is 75.95%,3.53%,2.32%,1.52%,and the grade of rough flotation concentrate is 29.51×10-6,so the suitable flotation process for Huanglonggou gold ore is single stage rough three stage scavenging.Based on the results of laboratory tests for these two minerals,the pilot tests were carried out in the pilot plant,which was aimed at demonstrating the results of the laboratory tests.Finally,this research result was successfully applied to the actual production of plants,the flotation process of the second plant was optimized to a single stage roughing three stage scavenging.As a result,the recovery rate of Huanglonggou gold ore is increased to 82.48% from 77.51%,more than 66.88 kg gold is additionally recovered per year,and the annual increase in production value reaches 8 834 500 yuan.

Keywords: dressing-metallurgy ; pilot plant ; pilot test ; process optimization ; recovery ; gold mine ; Qinghai Province

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本文引用格式

李飞, 陈自强. 青海某金矿选冶中试厂工艺设计优化及应用[J]. 黄金科学技术, 2020, 28(1): 142-147 doi:10.11872/j.issn.1005-2518.2020.01.080

LI Fei, CHEN Ziqiang. Process Design Optimization and Application of a Dressing and Metallurgy Pilot Plant in Qinghai[J]. Gold Science and Technology, 2020, 28(1): 142-147 doi:10.11872/j.issn.1005-2518.2020.01.080

中试试验可以根据设计工艺流程开展全流程连续性半工业试验,也可以进行局部作业的优化研究。中试试验的主要目的是验证实验室小型试验的工艺流程方案,并取得近似于生产的技术经济指标,为选矿厂进一步开展工业试验及生产提供可靠的工艺流程及技术参数[1]。同时,中试厂也是一系列科研成果转化前的一次“试生产”,是科技成果向生产力转化(3个阶段“科研成果—中试—产业化”)的必要环节[2],在中试试验中能够发现放大后的工业生产中存在的一些问题,有助于提高实际工业调试期效率,缩短调试周期,降低生产成本[3,4]。科技成果若经过中试,产业化成功率可达80%;而未经中试的科技成果,其产业化成功率只有30%[5]。为了实现科技成果的转化与产业化应用,需建立开展中间性试验的试验基地,通过必要的技术手段,对科技成果进行成熟化处理和工业化检验[6,7]。青海某金矿年矿石加工能力达85万t以上,选矿处理能力为4 000 t/d,其中一选厂矿石处理能力为1 600 t/d,二选厂矿石处理能力为2 400 t/d,选矿采用常规浮选工艺,矿石主要来源于水闸东沟和黄龙沟2个矿区。该金矿新建的中试厂原设计流程为两段开路破碎、两段两闭路磨矿分级和一粗三扫三精常规浮选工艺、六段浸出工艺流程,后来经过流程优化,实现了不同工艺流程的组合,以适应不同类型矿石的试验研究[8]。同时,该中试厂配备齐全的自动化控制设备[9,10],可在主控制实现相关工艺流程的显示,并对工艺设备进行集中控制,对关键技术参数进行检测和控制。

1 中试厂原设计工艺流程

青海某金矿矿石类型属于典型的微细粒蚀变岩型金矿石,近年来通过一系列小型试验研究,工艺技术水平得到了一定的提升[11,12],但在成果转化过程中,工业生产调试周期较长,而中试厂的应用可为选厂实际生产提供更为成熟可靠的技术参数和工艺流程,从而加速成果转化。同时,该中试厂承担着选矿工艺优化、新工艺和新药剂可行性研究等任务,服务面向社会,处理矿石性质种类多样。该中试厂原设计主要技术参数见表1,流程如图1所示。

表1   主要选矿工艺参数

Table 1  Main ore dressing process parameters

参数名称数值参数名称数值
处理能力/(t·d-130球磨磨矿浓度/%76~78
给矿粒度/mm-210粗选浓度/%28
碎矿产品粒度-11 mm占95%精矿含水率/%<15
球磨分级细度-0.074 mm占60%~85%

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图1

图1   原设计工艺流程

Fig.1   Original design process


根据“多碎少磨”原理,该中试厂原设计破碎工艺采用破碎效率较高的鄂破和锤破两段开路流程[13,14,15];磨矿分级工艺采用两段两闭路流程,分级设备采用常用的螺旋分级机和水力旋流器,以实现对不同分级设备分级效率的工艺优化研究;浮选工艺采用一粗三扫三精流程;浸出工艺采用一段预处理、六段浸出流程。由于原设计流程单一,无法实现根据矿石性质的不同,对工艺进行灵活调整的目的。根据厂房布置,主要对磨矿分级和浮选工艺流程设计进行优化,实现多种试验工艺流程的组合调整,以满足中试厂对不同矿石工艺进行优化研究的需要。

2 工艺设计优化措施

2.1 磨矿分级工艺设计优化

磨矿分级采用两段两闭路流程。破碎后的矿石经粉矿仓下振动给料机下料至皮带运输机进入一段磨矿,一段磨机排料进入螺旋分级机进行预先分级,预先分级返砂返回一段磨机再磨,溢流经分级泵池泵送至水力旋流器进行控制分级,旋流器底流进入二段磨机进行细磨,二段磨机排矿经分级泵池与螺旋分级溢流一起泵送至水力旋流器分级,旋流器溢流进入矿浆调和槽。一段分级机溢流矿浆-0.074 mm含量约占60%,二段旋流器溢流矿浆-0.074 mm含量占85%。磨矿分级工艺流程如图2所示。

图2

图2   优化后的磨矿分级工艺流程示意图

Fig.2   Schematic diagram of optimized grinding classification process flow


在中试试验过程中,根据目的矿物的嵌布粒度和选矿工艺要求选择不同的工艺。若目的矿物嵌布粒度较粗,采用一段磨矿分级流程,螺旋分级机溢流直接进入浮选矿浆调和槽,也可以进入浓密机浓缩,用于浸出;若目的矿物嵌布粒度较细,选择两段两闭路磨矿分级流程,旋流器溢流既可以进入浮选矿浆调和槽,也可以进入浓密机浓缩,用于浸出。同时,在相应位置预留自磨—半自磨、闪速浮选和尼尔森重选设备等安装场地,便于后期对不同工艺进行完善。

磨矿分级采用PLC+调频方式控制矿量、水量、浓度和细度等工艺参数[16],球磨机给矿皮带上安装电子皮带秤,在线监测和控制矿量,达到恒定自动给矿,确保工艺的连续稳定;同时,所有管道采用电磁阀控制,可实现矿浆流向自动控制,达到工艺流程的自主切换。

2.2 浮选工艺设计优化

原浮选工艺设计为一粗三精三扫工艺流程。浮选机布置可根据选别工艺的要求,延长或缩短浮选时间,以及工艺的重新组合,同时可实现中矿及尾矿再磨工艺流程等[17]。优化后的浮选工艺流程如图3所示。

图3

图3   优化后的浮选工艺流程示意图

Fig.3   Schematic diagram of optimized flotation process flow


浮选矿浆pH值、浮选机液位、泡沫冲洗水水量、精矿泵池液位、尾矿泵池液位和浮选药剂加药量等均可实现在线实时检测和集中控制[18,19]。浮选工艺管道通过电磁阀控制,浮选工艺的切换和调整可实现自动控制。

3 试验研究

3.1 小试研究

该矿山一选厂采用一粗二扫二精常规浮选流程,二选厂采用一粗三扫三精浮选流程。利用实验室设备对该矿山黄龙沟和水闸东沟矿区矿石样品分别进行工艺参数优化试验研究[20],并在此基础上开展一粗三扫三精常规浮选工艺开路试验,最终获得适宜的工艺参数和药剂制度(表2),试验结果见表3

表2   小试工艺参数及药剂制度

Table 2  Process parameters and reagent system of small scale test

参数名称黄龙沟水闸东沟
药剂质量分数/%28.3628.36
细度(-0.074 mm含量占比)/%71.5473.83
粗选药剂用量/(g·t-1Na2CO31 5002 000
CuSO4150150
丁铵黑药6080
异戊基黄药80100
11#油3030
扫一药剂用量/(g·t-1丁铵黑药3040
异戊基黄药4050
11#油1515
扫二药剂用量/(g·t-1丁铵黑药1520
异戊基黄药2025
11#油88
扫三药剂用量/(g·t-1丁铵黑药810
异戊基黄药1013
11#油44

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表3   开路试验结果

Table 3  Open circuit test results

作业水闸东沟黄龙沟
品位/(×10-6产率/%回收率/%品位/(×10-6产率/%回收率/%
原矿2.29100.00100.002.51100.00100.00
精一尾3.443.375.074.981.042.06
精二尾7.271.093.466.950.942.60
精三尾10.580.743.428.870.853.01
扫一精3.444.366.554.212.113.53
扫二精2.051.641.473.781.542.32
扫三精1.560.980.673.021.261.52
精矿33.544.6768.4647.263.6268.28
尾矿0.3083.1510.900.4789.0216.68

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表3可知,水闸东沟矿石样品原矿品位为2.29×10-6,实验室开路流程扫二回收率为1.47%,扫三回收率仅为0.67%,适宜的扫选流程为2次扫选,粗选回收率可达80.41%,计算粗选精矿品位为18.64×10-6;黄龙沟矿石样品原矿品位为2.51×10-6,实验室开路流程扫三回收率为1.52%,适宜的扫选流程为3次扫选,粗选回收率仅为75.97%,计算粗选精矿品位为29.51×10-6。根据该矿山选厂实际,由一选厂处理水闸东沟矿区矿石(一粗二扫二精),二选厂处理黄龙沟矿区矿石(一粗三扫三精)。选厂实际生产指标见表4

表4   选厂生产指标

Table 4  Production indexes of concentrator

矿样来源品位/(×10-6产率/%回收率/%
原矿精矿尾矿
一选厂(水闸东沟)2.3127.840.456.7981.84
二选厂(黄龙沟)2.4745.390.584.2277.51

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3.2 中试研究

根据生产指标情况,二选厂处理黄龙沟矿区矿石的原矿品位为2.47×10-6,回收率仅为77.51%,精矿品位达45.39×10-6。结合小试结果,黄龙沟矿样粗选精矿品位可达29×10-6,利用中试厂开展黄龙沟和水闸东沟工艺流程优化试验[21]研究,结果见表5

表5   中试结果

Table 5  Pilot test results

矿样来源流程品位/(×10-6产率/%回收率/%
原矿精矿尾矿
黄龙沟一粗三扫2.4228.550.457.0182.71
一粗三扫一精2.4833.680.515.9480.66
一粗三扫二精2.4538.720.554.9878.67
一粗三扫三精2.5045.280.594.2777.41
水闸东沟一粗二扫二精2.2526.840.436.8982.21
一粗三扫三精2.2227.550.426.6382.34

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表5可知,黄龙沟矿区矿石采用一粗三扫浮选工艺流程时,精矿品位为28.55×10-6,回收率可达82.71%,较原一粗三扫三精工艺流程的精矿品位降低了16.73×10-6,回收率提高了5.30%。相比一粗二扫二精流程,水闸东沟矿区矿石采用一粗三扫三精流程时,精矿品位和回收率提高并不明显,证明了该矿山一选厂采用一粗二扫二精工艺流程处理水闸东沟矿区矿石的可行性。

4 成果转化及效益分析

将中试成果应用于实际生产中,对二选厂浮选工艺流程进行优化改造,粗选精矿直接进入精矿浓密机,原一粗三扫三精工艺流程改造为一粗三扫工艺,优化后生产指标见表6

表6   优化后生产指标

Table 6  Production indexes after optimization

流程品位/(×10-6产率/%回收率/%
原矿精矿尾矿
一粗三扫2.4530.200.466.6982.48

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工艺流程改造后,结合现场情况,对药剂用量进行微调,精矿品位由45.39×10-6降低至30.20×10-6,回收率由77.51%提高至82.48%。该矿山年处理黄龙沟矿区矿石50万t,成果转化前后经济效益对比见表7

表7   优化前后指标对比

Table 7  Index comparison before and after optimization

阶段原矿量/t原矿品位/(×10-6回收率/%精矿品位/(×10-6回收金属量/kg销售单价/(元·g-1销售系数/%产值/万元
优化前500 0002.4577.5145.39949 497.50310.008023 547.54
优化后500 0002.4582.4830.201 010 380.00310.007824 430.99

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表7可知,将中试研究成果成功应用于选厂生产中,年回收黄金金属量增加60.88 kg,年新增产值883.45万元。

5 结论

(1)通过对中试厂磨矿分级工艺设计进行优化,提高了工艺灵活性,既能满足粗颗粒矿物的选冶工艺(一段磨矿),又能实现细粒矿物的浮选或直接浸出(两段磨矿),同时也能开展浮选中矿及尾矿再磨等工艺研究。

(2)通过对中试厂浮选工艺设计进行优化,提高了工艺流程优化研究能力,根据矿石可选性,延长(或缩短)浮选时间,同时,可开展分支浮选等相关工艺优化研究,为选矿生产提供更为成熟的工艺流程及技术参数。

(3)通过中试厂论证试验研究,该矿山成功地将研究成果转化到生产实际中,缩短了调试周期,使黄龙沟矿区矿石回收率提高至4.94%,年新增产值883.45万元。

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