细粒尾矿(共4篇)
细粒尾矿 篇1
广西华锡集团再生资源分公司主要处理大厂矿区华锡集团所属选厂的尾矿资源, 分公司设有四个选矿生产车间, 分别为选矿车间、一车间、二车间、三车间。自成立以来, 二车间主要处理选矿车间和高峰公司巴里选厂的尾矿, 一车间则主要处理二车间的尾矿和7#坝的尾矿资源。随着7#坝尾矿资源的枯竭, 2015 年初再生资源分公司根据一、二车间的工艺流程和尾矿资源的性质特点, 将一车间和二车间的给矿进行调整, 改为一车间处理选矿车间和高峰公司巴里选厂的尾矿, 综合回收其中的锡、铅锑、锌金属;二车间回收一车间尾矿中的微细粒锡石。给矿调整后, 二车间生产指标较低, 为此针对给矿开展选矿技术研究, 通过对二车间工艺流程进行技术改造和工艺参数调整, 取得了较好的生产技术指标。
1 矿石性质分析
二车间所处理的矿石为一车间尾矿, 该矿石主要金属矿物有锡石、黄铁矿、毒砂、还有少量的铁闪锌矿、脆硫铅锑矿、白铅矿、铅矾等。脉石矿物主要有石英、方解石、矽质页岩、灰岩、风化灰岩、菱铁矿等。矿石中具有回收价值的矿物为锡石。矿石粒度组成见表1。
该矿石具有以下性质特点:
(1) 矿石中-0.037mm粒级产率占59.61%, 该粒级锡金属分布率达82.06%, 矿石粒度较细, 锡石回收难度较大。
(2) 矿石中硫化矿粗细粒级混杂分布, 可浮性差异大, 且氧化率较高, 脱硫浮选难度大。
2 原生产流程对微细粒级锡石回收工艺分析
二车间于2015 年2 月, 开始用原生产流程试分选一车间尾矿, 其生产流程如图1, 生产指标见表2。
生产统计指标显示, 二车间采用原有工艺流程处理一车间尾矿时, 微细粒级锡石回收的生产技术指标较差。通过对原流程生产查定分析, 发现原生产流程存在以下问题:
(1) 粗细粒级混合分选, 不利于微细粒级锡石的回收。由给矿粒度分析得知:给矿中+0.074 粒级的产率为22.18%, 而其中的锡金属分布率只有4.71%, 这部份锡石大多又以连生体形式存在, 需经磨矿后才能有效回收。该部分矿石进入摇床, 不仅贫化摇床给矿锡品位, 而且干扰摇床面上微细粒级锡石的回收。
(2) 摇床工艺技术参数不适合微细粒级锡石的回收。二车间原工艺流程中使用的摇床床面类型、冲程、冲次及砂、水槽的长度等工艺技术参数, 都是针对+0.074 粒级锡石回收而配置的。而现在的给矿中锡石主要分布于-0.037mm粒级, 分布率达82.06%, 上述工艺技术参数都已不适合微细粒级锡石的回收。
(3) 精选摇床尾矿直接丢尾导致锡金属流失严重。生产查定数据显示, 精选摇床尾矿中锡品位0.63%, 锡分布率18.26% (对原矿) 。精选摇床尾矿直接丢尾, 造成锡金属流失严重, 这部份锡石已经过粗选、脱硫富集, 具有较大回收价值。精选尾矿粒级分析见表3。
3 生产技术措施与实践
为了提高微细粒级锡石回收率, 针对原生产流程存在的问题, 车间进行了以下几个方面的技术改造及措施:
3.1 给矿排粗丢尾, 缩小分选粒级范围
根据原矿的性质特点, 结合“能拿早拿, 能丢早丢”生产工艺及窄粒级入选工艺[2,3,4], 在生产中根据水力分级原理[5], 通过控制分量浓密斗沉砂口的大小, 对+0.074 粒级矿物进行排粗丢尾, 使入选粒级控制在-0.074mm, 提高生产流程的分选效率。排粗矿料的粒级分析见表3, 工艺流程见图2, 排粗矿料的产率为18%, 锡金属的损失率在6%左右。排粗后摇床给矿的粒级分析见表4。
同时, 为了提高摇床给矿浓度, 流程中大量使用浓密斗对给矿进行浓缩, 因而产生了大量溢流, 生产中将所有浓密斗溢流根据地势条件自流进生产回水系统。该项措施既减少尾矿输送量, 减少生产污水外排, 又提高了生产回水利用率, 每年可减少尾矿输送量144 万立方米, 增加生产回水120 万立方米。
3.2 摇床工艺技术参数调整
工艺技术参数是影响流程回收效果最直接的因素。根据给矿性质, 将摇床原有6-S型细砂床面调整为6-S型矿泥床面, 以适应微细粒级锡石的分选;对所有摇床的冲程、冲次进行重新合理配置;将粗选摇床的砂槽从原来的2 米调整为2.3 米, 以增强矿料的分层过程、缩短分选时间, 提高粗选摇床的回收率。
3.3 精选尾矿再回收
精选尾矿中锡石主要分布于-0.037mm~0.019mm粒级, 分布率达88.25%, 锡石粒度较细, 粒级分析见表5, 研究确定采用云锡式微细泥摇床进行回收。云锡式微细泥摇床是云锡公司开发研制的针对微细泥矿石的重选回收设备, 其回收粒级下限达+0.010mm, 工业试验表明, 采用该设备处理泥矿时, 与刻槽床一次选别结果相比, 作业回收率高20%[6]。因此, 该摇床对精选尾矿中的微细粒级锡石能较好回收。针对精选尾矿浓度只有3.15%, 生产上先对精选尾矿进行浓缩, 将浓度提高到20%~25%后给入摇床进行分选。改造后生产工艺流程见图2。
4 实施效果
通过上述技术改造实施后, 锡精矿品位提高了2.10%、回收率提高了8.26%, 生产实践取得了较好的技术经济指标, 改造后生产指标见表6。
5 结语
针对尾砂中微细粒级锡石的回收, 通过采用排粗丢尾工艺实现摇床给矿窄粒级入选, 合理调整摇床工艺技术参数, 完善精选系统工艺流程等技术措施, 有效改善了摇床分选效果, 提高了微细粒级锡石回收率, 增加了公司的经济效益。
摘要:针对原生产流程回收微细粒锡石存在的问题及不足, 通过采取给矿排粗丢尾、调整摇床工艺技术参数、完善精选系统工艺流程等技术措施, 微细粒级锡石回收率提高了8.26%, 获得了较好的生产指标。
关键词:尾矿回收,微细粒锡石,重选,摇床,回收率
参考文献
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金马铅锌矿细粒尾矿库的加固实践 篇2
1 金马尾矿库概况
金马尾矿库为业主方自行规划设计, 2006年1月开始建设, 5月竣工, 6月正式投入使用。金马尾矿库位于四川省攀枝花市西北部, 距市中心直线距离约58 km。该尾矿库利用了选矿厂山下1条冲沟, 沟谷呈“V”形, 沟两侧地形陡峭, 库区汇水面积为3.3 km2, 库内主沟的自然坡度为30%。初期坝位于沟口处, 高36 m, 坝顶标高1 310 m, 坝顶宽为4 m, 上下游坝坡比为1∶1.75。尾矿库采用上游法进行筑坝, 堆积坝外坡比为1∶4.0。设计尾矿库的总坝高为86 m, 总库容62×104 m3, 属三等库。
进入尾矿库的铅锌矿尾矿的平均粒径为0.025 mm, 渗透系数为1.8×10-6 cm/s。从金马尾矿库的尾矿堆坝现状分析来看, 该尾矿库属于细粒尾矿堆坝的范畴。由于尾矿库所在的沟段纵坡较陡, 沟长短, 整个尾矿库在运行期间内, 均难以保证安全的干滩长度, 致使坝体的浸润线偏高, 发生渗透水从高位出逸, 坝面出现渗流破坏, 给尾矿库造成重大安全隐患。
2 尾矿坝稳定性计算
金马尾矿库稳定性计算参数是根据尾矿实验资料和地勘资料所选 (见表1) , 计算方法采用瑞典圆弧法。
初期坝采用透水堆石坝 (见图1) , 浸润线的埋深按照经验选取为10 m, 尾矿库稳定性在静力和动力 (7度地震设防区) 2种工况下进行计算, 结果见表2。
通过尾矿库稳定性计算, 可以看出滑弧最小安全系数在正常运行和特殊运行情况下均不能满足三等库的1.20和1.05的安全系数要求。
细粒尾矿堆积坝的浸润线比一般尾矿的堆积坝浸润线高[3], 而浸润线的高低对尾矿坝的稳定性影响甚大。根据资料显示, 浸润线每下降1 m可使静力稳定性安全系数增加0.05左右甚至更多[4]。细粒尾矿本身的土力学性不如其他的尾矿, 用细粒尾矿堆筑起来的尾矿坝缺少坚固的坝壳。因此为了确保金马尾矿库安全稳定的运行, 必须采取工程措施对尾矿堆坝进行加固处理。
3 尾矿堆坝的加固处理
通过以上分析, 必须采取降低尾矿库的浸润线和提高尾矿堆坝体的土体强度, 才能确保尾矿库的稳定性。
1) 降低尾矿库的浸润线。
采用在尾矿堆坝体内埋设排渗盲沟, 排渗盲沟分层埋设, 即随坝体每升高10 m埋设1条水平盲沟, 分别在堆积坝1 312, 1 322, 1 332, 1 342, 1 352 m标高埋设水平盲沟。水平盲沟采用软式滤水管, 规格为SH200 (内径200 mm) 。排渗水平盲沟的埋设平面位置为从堆积坝顶向尾矿库内50 m平行坝轴线位置。导水管和联接三通采用UPVC管 (内径为120 mm) , 每隔25 m布置1根导水管, 导水管将排渗盲沟收集的渗透水引至坝坡排水沟, 见图2。
通过盲沟对尾矿堆坝体的排渗处理, 在水位观测设施上可以明显观测到浸润线的降低。
2) 提高细粒尾矿土体的强度。
采用的工程措施是往细粒尾矿土中加入土工格珊。其技术指标为纵、横向每米拉伸力大于等于150 kN, 屈服伸长率小于等于3, 2%伸长率时拉伸率大于等于127 kN。随尾矿堆积坝的升高, 每2 m铺设1层土工格栅 (100 m×100 m) , 铺设坡度控制在1.25%~1.75%。铺设后的剖面图见图3。
4 尾矿坝稳定性的复核计算
经过对尾矿坝的加固处理后, 对其稳定性进行了计算复核 (见表3) 。稳定性计算参数选用表1中的参数, 尾矿库浸润线高度取8 m。如图4所示, 在尾矿堆坝中加入土工格珊。
由尾矿坝的稳定性的复核计算结果可以看出, 尾矿库在正常运行和特殊运行情况下的抗滑稳定性安全系数满足尾矿库规范的要求。
5 结束语
金马铅锌矿尾矿库由于尾矿的粒度偏小, 一部分细粒尾矿透过初期坝上游的反滤层进入到初期坝的堆石体中, 降低了初期坝的透水性, 致使尾矿库堆坝体的浸润线升高。同时, 该尾矿库由于地形条件的限制, 尾矿库的干滩长度不足50 m, 这些因素严重影响尾矿库的稳定性。通过对尾矿库进行加强排渗, 坝体加土工材料等加固措施的处理, 尾矿库的稳定性得到了充分的保证。
参考文献
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细粒尾矿 篇3
砂坪选矿厂处理的尾矿资源主要来源于不同的地点, 其特点是:在-0.1mm级别多数已单体解离, 矿物表面存在不同程度的氧化, 有用金属嵌布粒度细微、含泥高、有残留药剂, +1.0mm级别的锡、铅、锌、硫铁紧密共生, 选矿难度较大。通过与北京科技大学、广西大学、江西理工大学、柳州华锡有色金属设计研究院等科研院所开展科技攻关, 不断完善内部工艺流程技术改造, 取得了锡、铅、锑、锌金属回收率分别为:38%、35%、32%和55%左右的选矿技术指标。
1 现生产流程特点及生产指标
1.1 现生产流程特点
砂坪选矿厂自2002年起着手回采处理巴里老尾矿尾矿, 设计生产规模为700t/d;2007年转处理长坡7#坝尾矿库尾矿, 设计生产规模为1200t/d。生产上采用“重—浮—重—浮—重”主干流程, 综合回收锡、铅锑、锌、铟、银、硫铁等有价金属。生产流程分前重抛废系统、硫化矿浮选系统、后重选锡系统, 2010年完善了细泥锡石回收系统。砂坪选厂的生产工艺流程见图1。
前重系统以抛废、脱泥为主要目的, 并实现泥砂分选。生产上通过筛分-螺旋分级-螺溜选矿+粗粒级磨矿构成抛废流程, 可抛废物料46%左右的低品位粗粒级尾矿;前重作业毛精矿经二段磨矿处理, 使矿物表面得到擦新, 分级溢流与前重浆矿 (经KMLY型800m2高效斜板浓密机处理) 沉砂合并, 通过添加大剂量硫酸活化以实现全硫化矿混合浮选, 混浮循环采用一粗三精四扫结构选别, 混浮精矿进入铅锌分离系统, 混浮尾矿进入后段重选作业;硫化矿分离浮选采用优先浮铅锑、再浮锌的浮选流程工艺, 铅锌分离为一粗三精三扫、锌硫分离为一粗三精四扫内部结构。后重选锡系统以摇床为主, 采用粗选 (扫选) —精选—细泥再收的流程工艺;由于混浮尾矿入选锡品位较低 (含Sn1.15%左右) 且含有大量未浮尽的难浮硫化矿, 因此粗选摇床毛精矿须经再次的浮选脱硫处理, 脱硫尾矿再进行摇床精选, 才能获得合格锡精矿质量;再次脱硫硫化矿与混浮硫化矿合并进入铅锌分离系统。铅锌分离工艺采用氰化物法浮铅锑抑锌、硫工艺, 产出铅锑混合精矿;铅锑浮选尾矿在高碱矿浆条件下强化抑砷、硫并以硫酸铜活化铁闪锌矿获得锌精矿;由于硫砷分离困难, 目前选锌尾矿直接作为低廉硫铁产品出售。
通过长期的生产跟踪与考察调研, 认为砂坪选矿厂现用生产流程可以适应7#尾矿库老尾矿资源综合利用的选矿生产, 随着7#尾矿库老尾矿资源回采的枯竭, 其流程内部结构和部分生产工艺需要作进一步的调整。
1.2 给矿性质
随着长坡七号坝尾矿开采接近尾声, 为有效利用现主体选厂生产的尾矿资源, 该厂目前以处理细粒级为主, 主要来源于三股尾矿:
(1) 长坡7号坝尾矿库尾矿。这部分矿砂品位波动较大, 矿物表面存在不同程度被残留药剂污染、氧化程度较高, 可回收有价矿物粒级极其细微。
(2) 长坡、巴里选厂现生产丢弃并经砂坪区二车间回收其中的“较粗粒级锡石”后转输送的尾矿。这部分矿砂品位较低、表面有残留药剂污染、氧化程度较低, 可回收有价矿物粒级极其细微。
(3) 铜坑矿井下产生的杂矿、碎矿车间冲洗卫生的浆砂等, 经砂坪区三车间回收粗粒级锡石后丢弃的尾矿。这部分尾矿品位波动较大, 矿表存在一定的残留药剂污染、氧化程度中度, 可回收有价矿物粒级粗细不均, 结晶粒度致密共生。
砂坪选矿厂处理尾矿矿砂的筛析结果见表1。
单位 (%)
1.3 选矿指标
砂坪选矿厂2013年1~12月, 累计处理尾矿32.12万t (其中, 7#坝尾矿13.14万t, 二车间尾矿15.78万t, 三车间尾矿3.19万t) ;锡精矿品位49.12%, 回收率31.83%;细泥锡精回收率3.98%;锌精矿品位41.24%, 回收率59.70%;铅锑精矿品位34.25%, 回收率34.56%。
1.4 生产中出现的问题
(1) 随着给矿中细粒级别物料的增加, 主要有用矿物富集在微细粒级中, 从现场生产现象看, 螺旋溜槽精矿和尾矿分带不明显, 富集效果不好, 细粒级物料金属流失较大。致使前重抛废产率低, 继而引起后续生产过程不稳定。
(2) 硫化矿浮选系统中, 全硫混浮时硫矿物浮选不干净, 从而对选锡系统产生不良影响, 只能通过增加锡粗精矿脱硫浮选作业来提高质量, 而精选脱硫浮选泡沫又返回硫化矿分选系统, 既干扰铅锌分选又容易造成恶性循环。
(3) 抽查铅锑精矿累计指标, 铅锑混合精矿品位为30%, 所获铅锑精矿中含锌高达9%~15%, 表明铅锌分离不彻底, 造成铅锑、锌精矿质量不高, 回收率偏低, 影响销售价格。
(4) 锡精选回收率偏低, 精矿中磁黄铁矿含量偏高。
2 局部工艺流程技术改造
随着7#坝回采尾矿的枯竭, 为更好利用现主体选矿厂丢弃的尾矿资源, 实现循环经济, 降低重金属排放过程中的环境污染, 目前砂坪选厂以处理现主体选厂丢弃的尾矿为主, 适当补充7#坝尾矿量, 为实现良好的选矿技术指标, 对原生产工艺流程进行局部技术改造。
2.1“贫、富尾矿分送分选”技术改造
长期以来, 长坡、巴里选厂丢弃的尾矿, 都通过1#尾矿泵站合并输送至拉丝厂, 经再生资源分公司砂坪区二车间再回收其中的有价锡矿物后再输送至鲁塘尾矿库堆存。因单一只回收其中的锡, 对尾矿资源确实是一种“浪费”;另一方面, 由于长坡选厂处理的原矿中锡、铅、锌品位仅分别为:0.31%、0.18%和1.32%, 而巴里选厂处理的原矿品位较高, 故丢弃的尾矿中含锡、铅、锌的品位一般为:0.5%、0.4%和1.8%左右, 两选厂矿石性质偏差较大。两选厂尾矿粒度分析见表2。
为更好利用其中的锡、铅、锑、锌、银、铟等有价矿物, 实现循环经济的可持续发展。2012年对砂坪区工艺实施“贫、富尾矿分送分选”工艺技术改造, 即:巴里选厂尾矿采用新建系统选别锡石, 长坡选厂尾矿则用原生产系统进行分选, 从中回收较粗粒级的锡矿物, 再经隔粗、脱泥处理后, 将“可回收有用矿物”的矿浆转输送至一车间再处理, 最大限度地补充了砂坪选矿厂的矿砂入选量, 又使得其中的有价金属得到更好的综合回收。分送分选生产工艺流程见图2。
2.2 杂矿处理工艺技术改造
铜坑矿碎矿车间卫生工作和冲冼皮带生产的浆矿量约1.8万t/a, 铜坑东付井井下清理的杂矿量约1.2万t/a, 矿石性质复杂, 两股量的平均含锡约0.45%、铅+锑0.40%、锌1.65%左右, 粒度和品位变化较大, 最大粒度可达300mm, 还有井下清理的胶管、编织袋等杂物, 处理难度较大。为了有效利用这部分矿产资源, 2013年实施“杂矿回收”处理工艺技改工程。生产采用“重-浮-重”工艺, 回收其中的粗粒级锡石, 处理后的所有尾矿输送至一车间 (混浮硫化矿泡沫则单独输送至一车间的铅锌系统) 处理, 回收其中的细粒级锡及铅锌等有价矿物。既充实了砂坪选厂的矿砂入选量, 又使得有效资源得到更充分的利用。杂矿处理生产工艺流程见图3。
2.3 前重流程工艺技术改造
随着7号坝尾矿资源回采的进行, 尾矿库内的尾矿量越来越少, 为更有效利用现生产的尾矿资源, 维持砂坪选厂的正常生产组织。自2013年起, 砂坪选厂 (即砂坪区一车间) 矿源由原来的的单一7号坝尾矿库尾矿变为三股矿量: (1) 七号坝尾矿; (2) 二车间尾矿; (3) 三车间尾矿。而二、三车间的尾矿均是通过砂泵输送进来的, 因此, 砂坪前重流程工艺改造的关键点在于: (1) 把握好浓缩脱水及有用矿物归队应用问题; (2) 把握螺旋溜槽的给矿浓度和给矿粒度、螺旋溜槽的精矿接取问题; (3) 由于三车间的处理量较小 (仅3万t/a) , 开机时间与一车间有时不一定吻合, 因此, 一车间必须通过缓冲设施处理, 以确保前重作业的均衡给矿。
2.4 硫化矿细磨系统技改工程
随着砂坪选矿厂入选尾矿的矿源来自不同的源头, 加上矿物嵌布粒度粗细差别很大, 选矿难度愈加困难, 尤其对铅锌分离系统的指标影响较大:铅锑混合精矿含锌高达9%~15%, 锌硫分离尾矿中含锌2.45%。2013年7月该厂增设硫化矿细磨闭路循环, 磨矿产品实现了有价矿物单体解离要求, 提高了铅、锌的选矿指标, 经测定, 铅锑混合精矿含Zn5.56%、锌硫分离尾矿含Zn1.35%左右。
砂坪选矿厂技改后的生产工艺流程见图4。
2.5 生产就地回水系统技术改造
大厂矿区周边没有湖泊和江河, 生产用水95%以上来源于生产过程中的循环回水。现生产用水水源来自: (1) 矿区所有生活排污废水进入绿阴塘产生的溢流水; (2) 鲁塘尾矿库地下泉水 (测定流量为91.6m3/h) ; (3) 由3#总尾泵站输送进入鲁塘尾矿库尾矿沉淀后的溢流水; (4) 自然降雨贮存在绿荫塘及鲁塘尾矿库的水源。为减少生产取水的动力消耗, 降低生产成本, 砂坪选矿厂实施生产就地回水系统技改。
砂坪选矿厂前重KMLY型800m2高效斜板浓密机可生产165m3/h溢流量, 在前重总溢流位置按15~25g/min添加聚丙烯酰胺, 浓密机溢流澄清程度可满足生产用水要求。
新增Φ24~Φ18m、绿荫塘水源泵站循环就近回水系统, 可产生600 m3/h的溢流量, 在Φ24m溢流位置按40~50g/min添加聚丙烯酰胺, 浓密机溢流澄清程度可满足生产用水要求。砂坪厂前就地回水系统改造见图5。
2.6 尾矿资源化综合利用技改工程
砂坪选矿厂处理尾矿的生产规模为1200t/d, +1.0mm粒级的产率约20%左右, 尾矿按两部分进行处理:一是前重作业生产的尾矿 (即大多为+1.0mm粒级) , 尾砂粒径较粗且比重大, 采用陶瓷过滤机过滤后, 滤饼将呈松散状, 采用汽车运输至铜坑矿, 在铜坑矿充填站附近再制浆并用渣浆泵输送至充填站立式砂仓转井下充填。二是较细粒级的浆矿, 可采用高效深锥浓密机浓缩进行高效固液浓缩和分离, 浓缩后的尾矿废水经过净化处理返回选矿流程循环使用, 浓密机沉砂可通过砂泵扬送至鲁塘进行尾矿膏体堆存处理。
尾矿膏体堆存的两个主要难题分别是尾矿库底溶洞的处理与雨季膏体堆存体的冲刷防护。对于尾矿库的防渗处理, 在尾矿膏体制备的基础上, 通过添加少量的水泥或者胶固粉, 使膏体具有一定的胶凝性;对于雨季的防冲刷, 同样需要添加添加剂, 改善尾矿膏体的堆存性能, 增大堆存角, 使雨水以径流方式快速离开膏体表面。对于采用全尾膏体来处理尾矿库岩溶, 有待于进一步实验研究。但是, 其共性技术是需要将矿与添加剂进行充分搅拌。因此, 此处的技术方案包括了膏体搅拌系统。添加剂通过简易的人工方法加入到搅拌槽中, 添加剂仅考虑建立一座地面仓库。尾矿浆砂处理及回水利用示意见图6。
3 生产管理
砂坪选厂处理尾矿的矿石性质复杂、难选, 可回收有用矿物的粒度细微, 在生产工艺流程进一步完善之后, 生产管理要求和员工的岗位操作技能熟练程度是确保选厂生产技术指标的重要因素。
3.1 加强生产组织
根据二车间、三车间的入选矿量情况, 灵活调配7#坝尾矿的入选尾砂量, 使砂坪选厂的入选总矿量接近1200t/d的生产规模。在生产过程中, 注重以下工作内容:
(1) 加强班中岗位协调, 注重均衡生产, 精细操作, 把握各环节的补加水量, 是处理低品位细粒物料选矿的关键。
(2) 加强控制螺旋溜槽的给矿浓度和给矿粒度, 注重螺旋溜槽的精矿接取, 确保前重作业的抛废率在40%左右。
(3) 确保前重溢流中有用矿物的归队率达95%以上, 注重高效浓密机的隔渣, 杜绝杂物进入高效浓密机中。
(4) 注重浮选入选矿石性质的变化, 灵活调整选矿药剂的添加制度。
(5) 加强硫化矿磨操作, 确保铅锌矿物单体解离度达95%以上;注重混浮作业与铅锌分离作业浮选药剂的平衡问题, 尽可能降低“强拉强压”的做法。
3.2 职工岗位操作技能培训
加强职工技能培训, 通过开展岗位技能比武、金牌工人、班组擂台比武等方式的技能竞赛活动, 让员工围绕以提高生产技术指标为目的, 开展合理化建议及QC小组活动, 提高员工的基本操作技能和职能素质, 实现稳定或提高选矿技术经济指标。
4 历年选别指标
砂坪选矿厂处理长坡7#坝尾矿库老尾矿生产自2007年开始, 目前7#坝内存有的尾矿贮量不足10万t, 为更好利用现主体选矿厂的尾矿资源, 再生资源分公司实施“贫、富尾矿分送分选”及“杂矿资源处理”技改工程后, 砂坪选厂的入选矿砂问题得到了解决, 但随着入选矿物的嵌布粒度越来越细, 选矿难度愈加困难。通过与柳州华锡有色金属设计研究院、江西理工大学、广西大学等科研院所联合技术攻关, 砂坪选矿厂仍能取得良好的选矿技术指标, 砂坪选矿厂历年选矿技术指标见表3。
5 结语
(1) 再生资源分公司砂坪选矿厂, 一直以回采处理尾矿库堆积的老尾砂矿为主, 二次回收其中的锡、铅锑、锌等有价金属, 在尾矿处理的选矿技术方面积累了丰富经验。
(2) 随着长坡7号坝尾矿资源的枯竭, 为更好综合利用现生产的尾矿资源, 砂坪选矿厂则以处理长坡、巴里选厂现生产丢弃的尾矿中的尾矿资源为主, 适当补充老尾矿资源;由于矿源来源于不同地点, 可回收矿物粒级越来越细, 矿石性质极其复杂难选。
(3) 通过与江西理工大学等科研院所联合攻关, 不断完善流程内部工艺, 2010年以来, 对处理矿石性质复杂难选的尾砂矿, 取得了锡、铅、锑、锌金属回收率分别为:35.96%~41.23%、30.14%~42.51%、27.43%~39.50%和51.23%~59.70%的选矿技术指标。
(4) 为实现尾矿资源化的综合利用, 砂坪选矿厂通过对尾矿的二次处理, 不但从中回收到有用的金属元素, 还将较粗粒级尾矿用于井下充填物料, 细粒矿浆采用膏体处理工艺, 极大地减少重金属排放的环境污染。
(5) 大厂周边没有湖泊和河流, 生产用水供给极其紧张, 为确保生产, 充分利用尾矿资源, 完善生产供水系统技术改造, 实现尾矿资源利用率最大化。
参考文献
[1]柳州华锡有色设计研究院, 广西华锡集团再生资源分公司.砂坪选矿厂细泥锡石回收工程可行性研究报告[Z].2009.
[2]柳州华锡有色设计研究院, 广西华锡集团再生资源分公司.提高砂坪选矿厂尾矿综合指标研究及应用报告[Z].2010.
[3]北京科技大学, 广西华锡集团股份有限公司.鲁塘尾矿库尾矿膏体堆存与干堆对比研究报告[Z].2011.
[4]柳州华锡有色设计研究院, 江西理工大学, 广西华锡集团再生资源分公司.提高砂坪选厂工艺技术指标研究报告[Z].2013.
细粒尾矿 篇4
1 矿石性质
对 Φ15 m浓密机沉砂脱硫浮选尾进行多元素分析和粒度分析,矿石多元素分析结果见表1、粒度分析结果见表2。
矿物工艺学究表明,矿石中主要以脉石为主,有用矿物含量低,可以回收的有价金属主要有锡、铅、锑,本试验主要考察锡的回收利用。矿石含锡品位较低,仅为0. 16% ,且粒度较细,其中 - 0. 074 mm粒级产率达 到60. 96% ,该粒级锡 分布率为71. 68% 。矿石中 - 0. 010 mm粒级产率 占39. 93% ,锡分布率达29. 75% ,这部分是属于比较难回收的微细粒锡石。
2 试验方案选择
选择适宜工艺流程的依据是矿石性质,综合国内外对微细泥锡石回收研究资料,一般采用浮选、重选等方法[1]。
北京矿冶研究总院曾与车河选矿厂进行合作,对该部分微细泥锡石进行了回收研究[2],采用旋流浮选设备浮选回收锡石,但浮选效果不理想,未进行生产应用。柳州华锡有色设计研究院曾与车河选矿厂共同合作,采用重选技术对微细泥锡石进行了初步探索研究,采用螺旋溜槽 - 摇床工艺,从含锡0. 15% 给矿中回收锡石,获得含锡7% ,对给矿锡作业回收率32% 的低度锡精矿[3]。
由上可知,采用重选的方法对回收微细泥锡石有一定的效果,本研究用摇床、螺溜、螺溜 + 摇床组合及圆盘选矿机几种方案进行试验研究。
3 试验及结果
3. 1 重选设备选别对比试验
3. 1. 1摇床选别试验及结果
对矿样进行单独的摇床重选试验,试验过程中发现,锡精矿中含有少量磁铁矿,对锡精矿质量影响较大,因此对精矿进行了磁选,去除少量磁铁矿,以提高摇床锡精矿质量。摇床选别流程见图1,结果见表3。
3. 1. 2 螺旋溜槽选别试验及结果
针对该矿样粒度较细的特点,选用螺距较小的Φ600 mm螺旋溜槽进行试验。螺旋溜槽选别流程见图2,试验结果见表4。
由表4可知,当给矿量为150 kg /h( 矿浆浓度为20% ) 时,尾矿锡品位最低。综合开路试验结果,确定给矿量为150 kg /h,浓度20% 进行螺旋溜槽全投料试验,试验结果见表5。
由表5可知,螺旋溜槽半工业试验获得锡精矿产率为9. 89% ,锡品位为0. 63% ,锡回收率38. 94%的试验指标。
3. 1. 3 圆盘选矿机试验及结果
采用昆明理工大学研制的圆盘选矿机对试样进行分选试验研究,该设备主要特点有: 简单易于操作的重选设备,主要用于回收微细粒级矿泥,回收粒度下限低,可回收粒度为5微米锡石; 处理量大,可达1 ~ 2 t / h。试验结果见6。
3. 2 螺旋溜槽 + 摇床组合工艺选别试验及结果
在螺旋溜槽半工业试验的基础上,对螺旋溜槽精矿及中矿采用摇床进行再选,选别流程见图3,试验结果见表7。
3. 3 试验结果分析
由试验结果可知,针对 Φ15 m浓密机沉砂脱硫浮选尾矿:
( 1) 通过摇床、螺溜、圆盘选矿机的对比试验,试验结果摇床 的指标最 好,获得锡精 矿锡品位6. 20% ,锡回收率58. 58% ,锡品位和回收率最高;
( 2) 采用螺溜 + 摇床回收锡,试验结果锡精矿含锡只有3. 84% ,锡回收率39. 31% ,因此采用该方法回收微细粒锡石不理想。
( 3) 通过对摇床和螺溜 + 摇床组合两工艺的尾矿 - 0. 037 mm粒级含锡进行分析,摇床尾矿含锡0. 062% ,摇床 + 螺溜组合的尾矿含锡0. 083% ,通过分析可以看出,摇床对该厂的微细粒锡石的回收比摇床 + 螺溜的回收效果好。
4 结论
( 1) 某选矿厂 Φ15 m浓密机沉砂脱硫浮选尾矿虽粒度较细,锡品位较低,但采用重选的方法可以实现该尾矿中锡石的有效回收。
( 2) 单独采用摇床选别指标最好; 螺溜选别处理能力大,不需动力,但金属富集比低; 圆盘选矿机富集比高,处理能力大,但其操作给矿条件要求较高。