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提高低品位镍矿选矿指标的碎磨技术改造

时间:2017-5-13 16:26:00   来源:本网   添加人:admin

  1选矿厂碎磨工艺流程简介及存在问题1.1碎磨工艺流程赤柏松镍矿选矿厂设计规模1年碎、磨工艺改造前实际磨矿最大处理能力1260t/d.破碎工艺流程为三段一闭路。粗、中、细碎分别为一台C100颚式破碎机、一台GP200圆锥破碎机、一台HP300圆锥破碎机。各段破碎机的排矿口为90、35、16111111.原矿最大块35111111.中碎前设置预先筛分,预先筛分和细碎闭路筛分振动筛均为YA2460圆振动筛,筛孔尺寸为15mmx15mm.碎矿作业时间10.5h/d,即3.5h/班(8h),小时处理量120t.磨浮原则流程为两段磨浮流程。一段磨矿后进行铜镍混合浮选,铜镍混合精矿经过二段磨矿后进行铜镍分离浮选。一段磨矿流程为两次闭路磨矿,一次磨矿为一台MQY3600X4500型球磨机与一台2FG-30c/)3000高堰式双螺旋分级机组成闭路磨矿,设计分级机溢流浓度42%,细度-200目占50%,实际分级机溢流浓度38±2%,细度-200目占462%.二次磨矿为一台MQY2700mmx4000mm型球磨机与四台(备用4台)令350水力旋流器组成闭路磨矿,设计旋流器溢流(即入选矿浆)浓度42%,细度-200目占70%,实际旋流器溢流浓度38±2%,细度-200目占67±2%.二段磨矿为一台MQY1200x 2400型球磨机与2台(备用2台)少1507C力旋流器组成闭路磨矿。设计旋流器溢流浓度18%,细度-200目占90%,实际旋流器溢流浓度182%,细度-200 1.2工艺流程存在的问题近年来。随着赤柏松矿开采深度下降,矿石品0.44%,下降到2011年的镍品位0 49%、铜品位0.28%,而且金属矿物嵌布粒度变细,选矿指标连年下降,企业经济效益不断滑坡。因此,提篼选矿处理量和生产指标已成为企业生存与发展的关键。改造前选矿碎磨工艺流程存在以下主要问题:2601/d,没有达到1 300t/d的设计能力;―段、二段磨矿分级溢流细度均未达到设计工艺条件,更未达到低品位矿石选矿试验最佳细度,影响了选矿指标。试验最佳细度为一段入选细度-200目占78%,二段人选细度-200目占90%.因细度与浓度的矛盾,为了兼顾溢流细度,导致一段磨矿分级机溢流浓度低,缩短了一段浮选时间,影响回收率指标。设计处理量1选矿浆浓度42%,入选矿浆体积1.55m3/min,浮选时间78min左右。而实际处理量1260t/d,入选浓度为38%左右,每分钟入选矿浆体积1.72mVmin,浮选时间减少了5~6min.存在过磨现象,影响选矿指标。混合精矿各粒级回收率和损失率分析结果表明,镍总回收率为粒级回收率分别为54.46%和62.34%,镍损失分别占尾矿总损失的34.26%和16.47%.说明磨矿产品细度不足,同时还存在过磨现象。

  2矿石性质2.1矿物组成及矿石构造通化赤柏松镍矿为贯入式超基性岩浆溶离型硫化铜镍矿床,主要含矿岩体为橄榄岩,其次为辉岩。

  矿石中主要金属矿物为镍黄铁矿、黄铜矿、磁黄铁矿、其次为黄铁矿、紫硫镍铁矿、针镍矿等。主要脉石矿物为橄榄石,其次辉石、蛇纹石、长石、绿泥石、纤闪石、黑云母及少量的碳酸岩等。

  矿石主要构造为块状构造、稀疏星点状构造。

  块状构造即矿石致密,硬度高。稀疏星点状构造是贫矿常见的构造,指金属硫化物呈细小颗粒稀疏散布于脉石矿物颗粒间。矿石密度3t/m3,硬度/=14~18,属硬矿石。由于蚀变,矿石中易泥化、可浮性好的绿泥石、纤闪石含量4%~6%. 2.2有用矿物赋存状态矿石中有用矿物嵌布特征复杂,包裹交代等特征常见。其中铜、镍矿物普遍被脉石矿物包裹,多呈细脉状、星点状镶嵌在脉石矿物中。镍黄铁矿常呈火焰状分布在磁黄铁矿中,二者难以单体解离。紫硫镍铁矿交代镍黄铁矿、针镍矿,黄铁矿交代磁黄铁矿、镍黄铁矿等。交代和被交代的矿物接触界限呈十分复杂的交错形状。黄铜矿与各种硫化镍矿物连生致密,全为它形粒状。矿物嵌布粒度广泛,分布不均匀,在粗、中、细,甚至极细粒级均有分布。粒度小于0.038mm的铜、镍矿物达20% ~25%,属不等粒复杂嵌布类型。

  综上矿石性质,金属硫化矿物共生关系复杂,嵌布粒度不均匀,细粒居多,因此需要较细的磨矿细度。而细磨不仅要增加磨矿电耗、钢耗,而且极易造成易泥化的磁黄铁矿、绿泥石、纤闪石等金属矿物和脉石矿物泥化,影响选矿指标。因此工艺改造必须考虑在提高磨矿细度的同时尽量减少过磨,降低消耗。

  3提高磨矿处理量、浓细度和减少过磨的碎磨技术改造生产实践将预先筛分和细碎闭路筛分振动筛均改为10mmX10mm筛网。为提高筛分效率,闭路筛分振动筛采用双层筛网,上层筛网筛孔尺寸为20mmx20mmo同时将粗、中、细碎破碎机的排矿口分别缩小到75、30和12mm.碎矿作业小时处理量为85t,日处理1 300t矿石,作业时间15h.破矿最终产品粒度降低到-10mm后,磨矿处理量达到了1300t/d,―段磨矿分级机溢流浓度控制在42±1%时,细度-200目占48% ~50%,旋流器溢流细度-200目占68%~70%. 3.2合理补加球,提高磨矿效率磨矿作业原补加球是按粗略的经验添加。一段MQY3600x4500球磨机只补加(;)100mm钢球,MQY2700X4000球磨机补加060mm钢球。二段MQY1200x2400球磨机补加<>40mm钢球。碎矿产品粒度降低到-10mm后,按照段氏(段希祥)球径半理论公式重新计算球径。

  V10PeD,为特定条件下给矿粒度((mm)所需的精确球径,cm.为综合经验修正系数(查段希祥著机转速率,S为压岩矿极限抗压强度,kg/cm2,=100f;钢球在矿浆中的有效密度,kg/cm3;。为磨机内钢球“中间缩聚层”直径,11;/)。=2/.,/.=为磨机内最夕卜层球的球层半径,cm;与转速率少装球率有关(92页表13)。

  一段MQY3600X4500球磨机给矿中95%通过筛孔粒度为9mm,计算得到需要的最大球径为令88 3.1延长碎矿作业时间,降低破矿产品粒度降低破碎产品粒度是提高磨矿处理量和浓度、细度最有效途径。按磨机的不同给矿粒度和不同产品粒度差别系数计算,当磨矿处理量为1 300t/d(54.2t/h),一段磨矿分级机溢流细度为20目占50%和55%时,需要的给矿粒度(d95)分别约为9mm和5mm.需要的筛孔尺寸分另I约为10mm和6mm.根据细碎HP300圆锥破碎机的排矿口调节范围和生产能力,选择1mmX10mm筛孔。

  缩小筛孔尺寸,势必增加循环负荷率。因此需要缩小各段破碎机的排矿口,延长碎矿作业时间,降以此类推,粒度为7mm、5mm、3mm需要球径一段二次磨矿MQY2700X4000球磨机,粒度为1mm、和0.15mm计算需要球径分别为批4mm和8.4mm.考虑到小球生产困难,成本篼,易从磨机中排出,且球耗高等实际情况,选择mm和根据球径计算结果和磨机给矿粒度分布,确定各段磨矿补加球制度为:一段MQY3600X4500球磨mm和令70mm钢球,比例1 MQY2700x4000球磨机补加种0 mm和柬0 mm钢度-200目占65%,沉砂细度-200目占17%;控制控制分级球,比例1:2;二段MQY1200x2400球磨机仍补加钢球。

  合理补加球后,一段分级机溢流细度达到-200目占52%左右,旋流器溢流细度-200目占72%左右。按新生成-200目粒级计算球磨机单位容积生径减小,过磨现象有所减轻。

  3.3采用旋流控制分级,提高磨矿分级效率,减少过磨降低碎矿产品粒度和合理补加球后,磨矿处理量和人选矿浆浓度达到了预期目的。人选细度虽有明显提高,但仍未达到-200目占78%的最佳细度。

  磨矿分级流程考查发现,二次磨矿分级旋流器溢流细度为-200目占72%时,沉砂细度-200目占26%,分级效率仅为43%.旋流器分级效率低,沉砂中合格粒级含量高,不仅造成了过磨,而且降低了磨机的生产率,使之合格粒级的产量不足,因此旋流器溢流细度也难以提高。

  生产过程中,曾尝试选用不同直径的沉砂口,更换高扬程给矿泵以增加给矿压力等措施来提高旋流器分级效率,但均为未取得理想效果。

  通过分析,解决这一问题首先必须要减少旋流器沉砂即磨机给矿中合格粒级(-200目)的含量,从而提高磨机的生产率,增加合格粒级的产量,同时也减少了过磨。然后再考虑提高旋流器溢流细度。根据这一思路,二段磨矿分级流程改造采用两次分级,即预先及检查分级+控制分级流程。通过计算,预先及检查分级仍采用4台中350水力旋流器,给矿压力由原来的0.2MPa提高到0.4MPa,沉砂口直径由原来的柬5mm缩小到揠mm,以减少沉砂中合格粒级的含量。控制分级选用3台350水力旋流器,给矿压力为0.2MPa,沉砂口直径<1)50mm,以提高溢流细度。控制分级沉砂返回到预先及检查分级旋流器给矿泵池。改造前后的磨矿分级工艺流程见、。

  目占次磨矿预先及检查分级旋流器溢流细分级旋流器溢流(人选矿浆)细度-200目占76%,沉砂细度-200目占34%.二次磨矿球磨机给矿中合格粒级(-200目)的含量由原来的26%减少到17%,磨机单位有效容积新生成的-200目粒级的生产率由原来的0 h),提篼了14.6%.人选原矿-19xm粒级产率由原来的12.2%,减少到9.4%,过磨现象减轻。

  原矿分级预先及检查分级球磨机1台改造前一段磨矿分级工艺流程原矿Y球磨机i台分级预先及检查分级伽水4旋流器3.4中矿选择性再磨所有矿石都有其最经济合理的磨矿细度。细度不足,矿物单体解离不充分,选矿指标低。细度过高,能耗、钢耗成本高,而且易产生过磨,也会影响选矿指标。上述工艺改造后,虽然没有达到选矿试验要求的-200目占78%的最佳细度,但就该矿石品位、生产指标和现有工艺设备而言,如果一味追求入选细度,将超出其经济合理的磨矿细度。

  中矿选择性再磨是弥补入选细度不足的有效方现象。

  铜镍混合浮选流程考查和中矿产品团矿查定结果表明,一次精选尾矿中+200目和-200 -+400目级别中,镍矿物与脉石的连生体分别达到83%和72%,其直接返回粗选后,难以再次浮出,多损失在尾矿中。

  针对这一问题,首先进行了中矿再磨试验研究。

  闭路试验将中矿沉淀分级、浓缩后,与原矿一同磨矿。试验结果铜、镍回收率分别提高1.现场中矿选择性再磨工艺改造用一台(备用一台)少2507C力旋流器进行中矿分级、浓缩。给矿泵用一台(备用一台)P=56m3/h、/i=24.5m、功率11kW的渣浆泵。旋流器沉砂给人二次磨矿MQY2700x4000球磨机再磨,溢流与控制分级旋流器溢流一同给人浮选。生产实践采用直径令25mm的沉砂口,给矿浓度21%~24%,沉砂浓度为52% ~79%.中矿考筛析结果,+400目级别含量比原来减少3.1%上述系列改造后,二段入选细度达到了-200目占90%左右,使铜镍分离浮选指标显著提高。

  4碎磨工艺改造前后选矿生产指标通过上述系列碎磨技术改造,2011年赤柏松镍矿选矿生产指标在原矿铜、镍品位低于历年情况下,铜、镍精矿回收率(比2010年)分别提篼6%和2.39%,铜、镍精矿品位不降低。

  表1选矿厂历年累计生产指标年份原矿品位铜精矿品位镍精矿品位尾矿品位回收率Cu精矿Ni精矿5结语在破碎作业处理能力有富余的前提下,无需大量改造,适当延长碎矿作业时间,可降低破矿产品粒度,提高磨矿处理量和浓、细度,选矿电单耗不增加;合理装球,适当增加小球比例,有力于提高磨矿效率和减少过磨;采用旋流控制分级工艺可减少磨机给矿中合格粒级的含量,从而提高磨矿效率,减少过磨,有利于提高选矿指标;对于嵌布粒度不均匀,细粒居多,需要较细磨矿细度的矿石,宜采用中矿选择性再磨工艺,使矿物近一步单体解离,减少大量原矿因细磨增加的成本和过磨现象。