白乃庙金矿选矿厂工艺流程的改造

导读:某大型金锑共生矿床中辉锑矿嵌布粒度粗大且易泥化、易氧化，金矿物嵌布粒度相对较细，针对矿石的这一特征，采用阶段磨矿、阶段选别的重选、浮选工艺流程，获得了产率、金品位/t、锑品位的金锑混合精矿，成功解决了锑、金富集的技术问题。

白乃庙金矿选矿厂工艺流程的改造 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https://www.flowerba.com/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造。

一、矿石性质 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，半自形晶中粒一中细粒结构，黄铁矿主要形成予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。

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。

二、选矿工艺流程技术改造 1、技改前工艺流程（见图1） 2、技改后工艺流程（图2附后） 3、技术改造措施 https://www.flowerba.com/、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。

、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，而且为浸出液渗透提供孔隙。

、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/t尾矿时，制成的粒团堆浸渗透速度达到4299L/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（熟化）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永易破碎、粉化。

4、技改前后指标对比 、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/t左右，比技改前尾矿品位/t降低了/t。

在原矿人选品位8~/t，技改后选矿回收率比技改前回收率提高12%左右。

、尾矿制粒堆浸指标。

尾矿制粒堆浸制粒粒度5～25mm，水泥用量/t、石灰/t、氰化物用量/t，浸出时间56天，入浸品位/t，尾渣品位/t，浸出率为。

三、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。

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，可以作为混汞一浮选流程的补充和完善，具有推广和应用价值。

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金矿选矿设备工艺的进展情况

金矿选矿设备工艺的进展情况 由于金的特殊性，它经常与硫、砷、银、铅等金属共生，同时，其低品位的性质也使得选金工艺流程成为了影响金精矿品位和金回收率的主要因素。

常见的选金工艺： 国内外对碎磨流程进行了大量的研究工作，破碎-棒磨-球磨流程、破碎-球磨-球磨流程、破碎-棒磨-砾磨流程、破碎-单段球磨流程、单段自磨流程、自磨-球磨流程、自磨-球磨-破碎流程、单段半自磨流程、半自磨-球磨流程、半自磨-球磨-破碎流程等都应用于选金的生产实践中。

原则是针对不同的矿石类型，选择相应的工艺流程。

针对高硫、含砷的金矿床，矿石金嵌布粒度以微细粒为主，且金与黄铁矿及毒砂关系密切，采用了粗磨-混合浮选-再磨-金硫分离的工艺，效果良好。

也有采用优先浮选金、漂白粉作氧化剂氧化浮选分离黄铁矿和毒砂、磁选分离磁黄铁矿和毒砂工艺，综合回收金、硫和砷，取得较好选别指标。

某金铜硫化矿，采用了金铜硫混合浮选-混合粗精矿再磨，混合粗精矿不再磨两种工艺流程。

同时，对金铜混浮的捕收剂添加种类也进行了大量探索性试验。

试验结果表明。

捕收起泡剂A2配合丁基黄药作用对金铜的选择性好，捕收能力强。

某大型金锑共生矿床中辉锑矿嵌布粒度粗大且易泥化、易氧化，金矿物嵌布粒度相对较细，针对矿石的这一特征，采用阶段磨矿、阶段选别的重选、浮选工艺流程，获得了产率、金品位/t、锑品位的金锑混合精矿，成功解决了锑、金富集的技术问题。

某含砷锑金矿石属于含金多金属硫化矿，采用重选法只能回收60%-62%左右的自然金，不能更有效的综合回收金矿物和辉锑矿。

采用混汞-浮选且二次精选尾矿不返回系统的工艺流程，并采用硝酸铅作活化剂，亚硫酸钠作为砷的抑制剂，综合回收锑金矿石，指标良好。

某金矿属含金、银、铜、硫的低品位多金属矿床，金铜矿物嵌布粒度较细且与黄铁矿共生关系密切。

先后采用了三个重要工艺流程即单一金浮选；金铜优先浮选-尾矿选矿-硫精矿再磨再选；混合浮选。

另外，还有浮选-（尾矿）重选工艺流程选别流程、中矿返回再磨，优先富集流程、浮选一氰化浸出（树脂吸附）-重选的原则提金工艺流程、电化学浮选、浮选．磁选．重选流程、尾矿重选-浮选及重-浮联合流程等一系列新式流程也在许多选矿厂得到推广应用。

近年来，迫于环境的压力，尾矿处理新的工艺流程不断出现，并得到工业应用。

国内外在提高尾矿浓缩效率和提高尾矿浓度方面进行了广泛的探索，从提高脱水速度并降低作业费用的角度开发了一些尾矿浓缩的新工艺和新装备。

其中有代表性的是水力旋流器离心沉降与重力沉降相结合的联合浓缩流程的应用、新型高效重力脱水设备的研制以及尾矿压滤技术的应用。

利用分级尾砂作为矿山充填料的胶结充填技术也已经被国内外矿山广泛应用，选厂尾矿全部用作充填料在20世纪80年代也受到人们的重视。

目前，国内采用全尾矿充填采空区主要有全尾砂胶结充填和高水固结全尾砂充填两种方法。

膏体尾矿干式堆存是近年来发展起来的一种新的尾矿处理方法，其特点是尾矿经过脱水后干式堆存于地表，从而可节省建设常规尾矿库的投资。

“干式堆存’’实际上是“半干法堆存”，膏体尾矿是指经过脱水处理后产出的一种不偏析、低含水的膏状尾矿。

该方法可以在峡谷、低洼、平地、缓坡等地形条件下应用，不需要建尾矿坝，基建投资少、维护简单、综合成本低，有需要购买金矿选金设备的用户可及时与我们取得联系，满意的服务定会取得您的信赖。

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白钨矿浮选工艺简介

白钨矿浮选工艺简介 白钨矿CaWO4，WO3含量占，浮选时用脂肪酸及其皂类作捕收剂，值调整剂常用碳酸钠，用脂肪酸作捕收剂时，最适宜的值为9~10。

抑制剂可用水玻璃﹑糊精﹑淀粉等。

白钨矿的可浮性虽好，但从经济观点着眼，对粗粒白钨矿仍常采用重选法回收。

细料嵌布的白钨矿，一般用浮选，或先浮得出低品位精矿后关水冶处理。

白钨矿浮选常用油酸或油酸钠作捕收剂。

浮选时，油酸与煤油混合使用可减少油酸的用量。

常用水玻璃抑制硅酸盐和分散脉石矿泥。

白钨矿浮选时，要注意与硫化矿和其他非金属矿的分离问题。

1、白钨矿与硫化矿分离：一般在浮选白钨矿以前，先用黄药捕收浮出硫化矿，在白钨矿浮选时，还要加少量的氰化物，抑制剩余的硫化矿。

2、白钨矿与方解石﹑萤石分离：在浮选白钨矿时，用水玻璃作抑制剂，按其过程不同又可分为： a、常温加强搅拌法：将含有方解石和萤石的白钨粗精矿浓缩，加入大量的水玻璃(10~20千克/小时)，在室温下长时间搅拌(长达14~16小时)，矿浆稀释后，进行白钨矿浮选，槽中产物为方解石萤石。

此法的优点是浮选过程在常温下进行。

其缺点是过和需要的时间太长，一般少用。

b、浓浆高温法：又称“彼得罗夫法”。

它是将含方解石和萤石的白钨粗精矿浓缩到60~70%固体，然后加入水玻璃，将矿浆加温至80℃以上，搅拌30～60分钟，再用水稀释，在室温下浮选白钨矿，槽中产物是萤石和方解石。

3、白钨矿与石英类硅酸盐分离：用油酸作捕收剂，加水玻璃作抑制剂就能有效地抑制石英和硅酸盐类脉石。

水玻璃的抑制次序是：石英>硅酸盐>方解石>磷灰石>钼酸盐>重晶石>白钨矿。

4、白钨矿与重晶石分离：水玻璃对白钨矿和重晶石的抑制作用想近，所以单用水玻璃作抑制剂，不能很好地分离白钨和重晶石，因此采用以下两种方法，将它们分离。

a、用烃基硫酸酯钠盐作捕收剂，在酸性矿浆中，先浮选出混合精矿，然后在强酸介质中，加水玻璃，加烃基硫酸酯钠浮出重晶石，槽内产物即为白钨矿。

b、将粗精矿在300℃的温度下焙烧，然后稀释至液体:固体＝5:，用氯化钡作活化剂，浮选重晶石。

槽内产 品在值为5～6，矿浆浓度为液＝固5：1时加烃基硫酸酯钠和氯化钡再浮，所得尾矿为低品位白钨矿精矿，再送去水冶。

5、钨钼分离：先浮选钼矿，再用油酸浮出白钨矿。

浮选白钨矿时，粗选粗矿经浓缩，加入大量的水玻璃，并通蒸气加温到90℃ 以上，搅拌30～40分钟，过滤后调浆，在矿浆浓度为16～20％固体时，再经二次粗选，便得白钨精矿。

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