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陶瓷过滤机细度的简单介绍

来源：互联网 2022-03-02 14:49:29

A选矿厂位于B地，自20世纪90年代初投产至2002年一直采用的是以“混汞+浮选”为主的选矿工艺陶瓷过滤机细度；2003年至2011年采用以“Nelson摇床精选+浮选+金精矿氰化”为主的选矿工艺；2012年至今采用以“Nelson间歇作业+浮选”为主的选矿工艺。为了进一步提升矿金回收率，增大选矿厂经济利益，A选矿厂便借鉴国内外优秀经验，不断对选矿生产工艺进行优化试验，进而探索出了新的一种生产工艺流程，不仅减少了生产成本，还有效提升了矿金质量及矿金回收率，每年增效金额接近1000万。

2剖析矿石性质

A选矿厂所在之地隐藏着大量金矿矿脉，从整体看，矿石结构较复杂，多为金石英脉型，蚀变岩型占有量较少，近地表部分严重氧化。包含于矿石中的金属硫化物组成物质从多到少依次为陶瓷过滤机细度：黄铁矿—黄铜矿—碲铋矿、方铅矿、微量碲铅矿和闪锌矿等。其中，金矿物含有45%左右的粒间金，29%左右的包裹金和26%左右的裂隙金。大部分金矿物以中粒、细粒的形式体现，粗粒仅占15%，因此无论选择何种类型的选矿工艺，都会涉及到重选作业。

3解读选矿工艺流程

矿石碎度应小于-10mm，通过由FLG2000螺旋分级机和MQG2122球磨机构成的2个闭路循环系统来完成磨矿操作。现场观察到的结果，溢流浓度达55%，-0.074mm以下的细度占45%。一段磨矿完成后矿浆会集中向MQY2130球磨机中涌进，而后再进入由4台（2用2备）φ350mm型旋流器构成的闭路磨矿段中；又在KC-CD30重选设备的利用下回收矿石中蕴藏的颗粒金。据了解，Nelson处理1t的矿石需要2m3~2.5m3水，此时矿浆的浓度已达30%，相较于传统选矿工艺而言，Nelson间歇法在缩减浮选时间方面效果明显。二段磨矿操作完成后，旋流器溢流浓度已接近38%，-0.074mm下的细度已占64%，它们平均分配至2个平行的粗选、精选系列中，重砂与浮选精矿一同汇入浓密机中进行浓缩，此时陶瓷过滤机经脱水后含水率约为16%（如：图1）。

4探究优化生产工艺试验

4.1优化工艺探索试验

A选矿厂涉及到的矿金有着易于重选补集、金密度大、浮选效果差和0.074mm以上粗粒金粉碎后易形成游离金等特性，加之粗粒金占总矿石金含量的20%，在重选作业帮助下能够提前回收一部分颗粒金，由此为后续选别作业提供方便。其次科学对比重选一氰化和全泥氰化两种工艺。碱处理条件如下：CaO用量控制在4200g/t、PH=11.31、反应时间为3h。氰化浸出条件如下：最后对比分析重选一浮选工艺和单一浮选工艺。浮选主要应用到“一次粗选，二次扫选”的工艺流程。浮选条件如下：-0.074mm以下的磨矿细度占65%、2号油30g/t、粗选捕收剂丁基黄药（60g/t）+丁铵黑药（30g/t）。扫选一捕收剂丁基黄药（30g/t）+丁铵黑药（15g/t）、2号油15g/t。扫选二捕收剂丁基黄药（15g/t）+丁铵黑药（7.5g/t）、2号油7.5g/t。其中，扫选一、二精矿合成中矿。首先从工艺流程分，可分成单一浮选和重选—浮选两部分。单一浮选生成的产物有：粗精矿、中矿、尾矿和原矿，它们的产率/%分别是18.03、4.64、77.33和100.00；金品位/(g•t-1)分别是13.952.50、0.47和2.99；金回收率/%分别是83.99、3.87、12.14和100.00。重选—浮选生成的产物有：重砂、粗精矿、中矿、尾矿和原矿，它们的产率/%分别是0.015、17.80、4.50、77.685和100.00；金品位/(g•t-1)分别是4213.33、12.45、1.14、0.13和3.01；金回收率/%分别是21.00、73.94、1.70、3.36和100.00。无论选择浮选工艺，还是选择氰化工艺，都会涉及到重选作业，若未应用重选作业，那么生产作业环节会因存在颗粒金，而出现氰化浸出不完全、浸渣金品位逐步上升，进而出现尾矿金品位持续跑高的问题。

4.2尾矿浮选探索试验

首先筛析与再选尾矿。矿样来自A选矿厂生产出的尾矿，矿样硫质量分数约0.04%，金品味约0.42g/t。浮选以“一次粗选，一次扫选”为主。尾矿筛析结果：粒级/（mm）分别是+0.325、-0.32—+0.150、-0.15—+0.074、-0.07—+0.045和-0.037；质量/（g）分别是26、282、390、240、68和490，合计1496；产量/（%）分别是1.74、18.85、26.07、16.04、4.54和32.76，合计100.00；w(S)/（%）分别是0.037、0.025、0.025、0.025、0.044和0.051，合计0.036；w(Au)/(g•t-1)分别是0.62、0.57、0.33、0.33、0.21和0.47，合计0.42。浮选结果：产物分别是K1、K2、K3、K4和X；质量/g分别是28、28、16、16、1084，合计1172；w(Au)/(g•t-1)分别是2.80、1.32、1.67、1.12、0.31，合计0.42；w(S)/%分别是0.66、0.28、0.30、0.20、0.02，合计0.048。其中，K1和K2代表2min和3min的粗精矿；K3和K4则代表2min和3min扫精矿；X则代表浮选尾矿。从上述试验结果中可得知，尾矿直接再选的效果并不明显，粗粒级和洗礼级中均存在金流失情况，即表现出两端跑矿的问题。

4.3重符氰联合工艺

利用重选法能够预先回收33%左右金，最后再浮选尾矿、氰化回收金，进而获得96%左右的金总回收率。“重符氰”这一联合选矿工艺最适宜小秦岭矿石性质使用，但在具体运用环节，因低毒浸出剂无法全权取代氰化钠，因而限制了其应用范围。

4.4浮选柱半工业探究试验

半工业试验应用到中国矿业大学研发的旋流-静态微泡符选成套试验装备；原矿样来自A选矿厂浮选1系列搅拌桶，主要工艺流程为“一次粗选，一次精选，一次扫选”。通过对比结果来分析矿石浮选原矿（如：图2）。

5总结

综上所述，文章将A选矿厂作为实际案例展开论述，首先分析了该选矿厂矿石的性质，同时阐述了生产工艺流程，最后再以试验的形式对其优化后的生产工艺流程进行分析研究。

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