皮克金矿选冶技术改造.pdf

， 、 芝 2 0 0 0年 3月 有色矿山 第 2 9卷第 2期 Nc m e r r o u s Mi n e s Ma r ．． 2 0 0 0 Vb 1 2 9 No ． 2 1 导言 皮克金矿 R T ZC R A有 限公司 下属 矿 位于新威尔士中央库巴东南 8 k m． 是一座 地下矿山． 1 9 9 2年 1 O月投人生产， 每年可生 产约 1 3 0 0 0 0 oz黄 金 。1 9 9 2～1 9 9 5年 金 回 收率及金在不同产品中的分布情况见表 1 。 表 1 1 9 9 2 1 9 9 5年 回收率 及分 布 产品名称 叁坌塑里 1 9 9 2年1 9 9 3年1 9 9 4年1 9 9 5年 本文的 目的在 于讨论 选冶厂 自生产 以 存在的问题及进行的改造 。 矿 体 的 平 均 原 矿 品 位 为 A u 7 g ／ t ， C u 0 7 ％。矿体由许多单个扁平矿体组成且 品位变化很大 ， 在生产的第一年 ． 选冶厂要处 理的矿石金品位在 3 ． 6 --1 5 g ／ t 。由于原矿金 品位变化的影响 ， 要保持稳定的金 回收率很 困难。通过在井下配矿 ， 减小了给矿品位的 波动， 使原矿金品位保持在 7 ～1 O Wt 。 矿石 中硫化物 主要 由黄铜矿 、 方铅矿 、 闪 锌矿 、 磁 黄铁矿和黄铁矿组成 。 原设计工艺 流程为依次浮选 出铜、 铅及 锌精矿 ， 然后用氰化法从浮选锌尾矿中回收 剩余金 。投产后发现相当数量的金被选人铅 及锌精矿中， 而金在这些精矿中的收益很低。 为了提高金 的回收， 停止 了铅及锌浮选 而对 流程进行 了调整， 调整后 的流程为先从 铜浮 选尾矿中浸出金， 然后从炭浸尾矿中选铅锌 ， 这有助于把金最大量地回收到金锭中而不是 精矿 中， 如图 1和 图 2 。 蕊 霄 重 地 盘 锭 锕 辖 簟 柑 矿 ⋯ ⋯ ⋯ ’ 萤 磊 驰呼酬甲 萼 旗 重 选 _垒 锭铜 靳 矿鏊 蕞铂 由 矿 { 矿 2 磨矿 皮克金矿的磨矿 流程为一 台半 自磨机 4 mx 2 l m 与一台水力旋流器组成 的 闭路流程。处理量 6 7 t l h ， 磨矿细度为 一1 1 0 目占 8 O ％。最 佳 磨 矿 细度 一1 1 0 目 占 8 0 ％ 的确定 是有 利 于浸 出金 的粒度 与 粗 磨 防止方铅矿过磨。为了加强对磨矿细度的控 维普资讯 第 2期 C H ／ V f t c h d l 皮克金矿选冶技术改造 制 ， 安装一组较小 的旋流器对旋流器回路进 行改造 。 井 下经 过 破碎 的矿 石 底暴重 盎锭 匝由匝 亟 锕 湔 浓缩机l 囊 面 ] ． J 薜 再 i 炭 浸 盒 锭 l塑 掌 堕 H 坚 竺 h 麓 星】 ． 底流 垄 壁 亟堂 一 井 下充 填 堂I 塑 ． 底流 周 2皮 克 金矿选 冶 工艺 流程 图 磨机原设计年处理量 4 5万 t ， 最大处理 能力 6 0万 t 。 自 1 9 9 2年开始处理量稳步增 长 ， 从年 处 理 4 5 万 t 增 加 到 1 9 9 7 年 的 6 0 万 t ， 而没有增加 资金投入。磨矿 回路改造 如下 改进了旋流器给矿泵和粗粒筛 ， 安装了 一 台斯凯茨 溜槽 S e a t s c h u t e ， 这些改造有 助于处理因提高处理量而增大的循环负荷。 在半 自磨机内对橡胶衬板试验 1 2 个月， 与钢质材料相比， 橡胶衬板更容易拆装， 然而 停车时间比用钢衬 板长。另外， 衬板设计也 有 问题 ， 在更换后球磨机启动困难 ， 这些原因 及较高的费用使在球磨机内继续使用橡胶衬 板不经济 。 3 重 选 重选回路 由 3台尼尔森 Kn d s o n 选矿 机组成 ， 对金进行第一段回收 ， 从半 自磨机排 矿 中 ～2 mm 粒级中回收粗粒金 ， 金 的重选 回 收率从 4 5 ％到 6 O ％不等 ， 主要取 决于下列 因 素 ①被处理 的矿 石类 型 ； ② 矿 石 中铅 与金 的比 方铅矿也能被尼尔森选矿机选别 ； ③ 金的解离粒度； ④从尼尔森选矿机里 排精矿 的周期 。 原使用 的尼尔森选矿机要用人工排 出 金 ， 这种方法 劳动强度大且有 时延误金 的排 出。平均每 6 小时从尼尔森选矿机中取一次 金 ， 有时 由于 间 隔 时 间较 长 ， 造 成 了金 的流 失。用 2台中心卸料尼尔森选矿机更 换原 3 台尼尔森选矿机中的 2台， 中心卸料选矿机 自动卸取金精矿且卸取时间间隔可以 调整。 目前 ， 尼尔森选矿机每 2 小时卸一次金精矿， 每天运转 2 4 小时， 计划将来每小时卸一次金 精矿 ， 现正在对底流精矿清洗装置进行改造 以实现这一计划。 中心卸料尼尔森选矿机的安装提高了工 作效率及重选金 的回收率， 稳定 了重选回收 率 。 4 浮 选 皮克金矿的浮选 回路全 由浮选柱 构成。 浮选柱直径为 2 ． 3 5 m， 高 1 5 m， 进行粗选及精 选。铜浮选回路 由 3台浮选柱组成 ， 铅及锌 回路各 由 2台浮选柱组成。在所有 的回路 中， 第一段浮选柱产出最终精矿。在铜浮选 回路中第二段浮选柱的精矿台到最终精矿或 返到铜浮选回路给矿调节槽 ， 在其它回路第 二段浮选柱精矿均返往调节槽。 4 ． 1 铜精矿中金的回收率 大量的细粒金浮选到铜精矿 中， 精矿中 含金价值约为铜精矿价值的一半。铜精矿中 金品位从 1 5 g ／ t 到 1 0 0 g h不 等 ， 取 决 于 浮选 维普资讯 有色矿山 2 0 0 0正 出的精矿量 。 金在 铜 精 矿 中的分 布 率 相对 稳 定 在 1 3 ％ ， 精 矿 中金 的品位 与所 产 的铜 精矿 量 有 关 ， 如果铜原矿品位低 0 ． 4 ％ ， 则产出精矿 量少而精矿中金的品位则高 ， 反之， 如果铜原 矿品位高 1 ． 5 ％ ， 则产出的精矿量较大而金 分布在精矿中的品位低。 浮选到铜精矿 中的金为细粒单体金 粒 度太 小而不能在重选 回路中回收 ， 且 在矿石 中的比例相对稳定 ， 所 以铜精矿 中金 回收率 稳定 。 4 ． 2铜精矿中铅的含量 铜精 矿 一 般 含有 2 6 ％的铜及 7 ％ 的铅 7 5 ％黄铜矿 ， 8 ％方铅矿 ， 浮选到精矿中的 方铅 矿粒 度细 ， 其 中 一3 8 ta m 占 7 5 ％， 采用 在 铜浮选回路调节槽里加亚硫酸钠的办法抑制 铅及 锌矿物 。 皮克金矿黄铜矿的浮选行为取决于工艺 用水水质 ， 如水中铜及氰离子浓度。铜在炭 浸回路中部分被氰化物浸出， 生成的铜氰络 离子比较稳定地存在于工艺用水 中， 因此 ， 对 工厂的水加以管理以减少铜氰络离子进人铜 浮选 回路非 常重要 。采 用 的措施是把浸出给 矿浓密机中的溢流水循环到水池然后用于磨 矿回路 ， 而尾矿浓密机溢流 含有极高的铜氰 络离子及游离氰化 物 则排入水坝 中 ， 在水坝 中游离氰化物有较少的络合氰离子有机会进 行分解。如把两个浓密机溢流水都排到水坝 中， 那就需要把更多的水从水坝中扬送 回水 矿 石 图 3 水 处理漉 程 图 池中， 且水中会含有较高浓度的氰化物， 这样 做也会 减少水 在坝 中 的停 留时 间 ， 从 而 影 响 氰化物 的分 解 ， 图 3表示 了水 处 理 工 艺 流 程 。 4． 3 铅 锌浮选 铅锌浮选在炭浸后进行 ， 通常炭浸尾矿 p H为 1 0 ， 含有约 21 0 的氰化物 ， 铅锌在 这种条件 下进 行浮 选 。在原选 别 流程 中 ， 在 炭浸回路前浮选铅锌， 且在选铅回路 中添加 石灰把 p H值提高到 1 0以上， 然而流程改造 炭浸后 浮选 P b及 z n 后 发现 ， 铅锌 的浮选 依赖于 p H， 如果 p H大于 u ， 则铅锌矿物不 浮 。 选出的最终铅精矿含铅 5 5 ％。铅精矿 中的硅非常细 ， 其 中 7 5 ％在 一7 t ma 以下 。已 为铅 回路试验 过几 种不 同 的捕 收 剂 ， 但 效果 不太理 想 ， 目前 选 铅 应用 的 捕 收剂 为 Ae r o p h i n e 3 4 1 8 A及 起泡剂 。 锌精矿中含有 4 0 ％的锌 ， 用 S I B X作为 捕收剂 。 4 ． 4 其它改造 原浮选柱内安装有环状冲洗水管以冲洗 泡沫 ， 但发现环状洗水管的水孔易堵塞 ， 所以 在所有的最终精矿产出浮选柱内安装“ 套管 喷淋器” ， 取代环状冲洗水管 ， 套管喷淋器比 环状洗水管能有效地减少最终精矿中硅的夹 杂 。 浮选柱中以前安装有 C o mi n e o 鼓泡器给 浮选供气 ， 鼓泡器 由不锈钢管及碳化钨喷嘴 做成。要求每星期清理一 次喷嘴以防止堵 塞， 每次清理要从浮选柱 中卸下每一个 鼓泡 器， 由于每个浮选柱有 2 0 个鼓泡器， 因而清 理喷嘴是一件很费时的工作 ， 同时， 由于磨损 更换新鼓泡器费用也较高 ， 为了解决这些问 题 ． 皮克金矿正试验应用 Mi n o v e x 鼓泡器， 它 的喷嘴孔径可 以调整以控制气泡的大小 ， 其 优点如下 维护简单 ； 不需要水并能产生细小 的气泡 ； 有备用喷嘴； 不易堵塞； 每个浮选柱 需要较少 的鼓泡器 。 维普资讯 第 2期 c H Mi t c h e l l 皮克金矿选冶技术改造 2 5 5 精 矿 处理 铜精矿、 铅精矿及锌精矿在 2台陶瓷过 滤机中过滤 ， 其中一台过滤铜精矿， 而另一台 过滤机有两个单 独 的受矿槽 以分别 过滤铅精 矿及锌精矿 。在 应用初 期 ， 陶瓷 过滤机 存在 着许多 问题 而影 响 了它 的处理 量 滤饼 水分 较高， 陶瓷片损坏严重， 维修费较大等。曾先 后对过滤机进行了改进 ， 包括 1 安装了经 过改进后的分配阀； 2 在扇形区安装了橡胶 衬垫； 3 陶瓷片用高压水清洗 ； 4 对管道进 行 了改造以使受矿箱保持充满状态。 分配阀及高压水清洗系统的使用大大减 少了陶瓷片的损坏。过滤周期包括把真空状 态下的陶瓷片转换成正压状态以利于滤饼的 卸出， 而新装的分配阀减弱了对陶瓷片的压 力 冲击 。 高压水清洗系统的安装取代了超声波清 洗装置且能从陶瓷片上更好地清除细矿粒。 保持受矿槽充满是使扇形区充分浸没以 使过滤面积最大。 其它正在进行的提高过滤机性能的改造 如下 ①高压水清洗系统 自动化； ②安装一个 水箱以便冲洗水压力恒定； ③安装一个过滤 机 给矿箱 。 6 炭 浸 按设 汁， 在 9 o ％的金被预先 回收后再用 炭浸回收金 ， 则炭浸回路 的设计平均给矿金 品位为 0 ． 7 g ／ t ， 最大 2 g ／ t ， 这适用于原 流程， 但流程调整后 a L回路 直接 处理选 铜 尾矿 ， 其平均金 品位 3 g ／ t ， 有时达 6 g ] t 。炭浸 回路 处理较高 品位 的来矿效果 良好 ， 且产金矿 3 0 ％的黄金 量。处理量从 4 5万 t ／ a 增加到 6 0 万 a ， 由于减少 了矿石在炭浸回路的驻 留时间而对炭浸效果产生了影响。下面的改 造使 回路在处理矿量增加的情况下仍能保持 较高的金 回收率 。 在 起 始 槽 中氰 化 物 的浓 度 保 持 在 4 1 0 ～， 氰化 钠单 耗 为 1 ． 1 k g ／ t 。载 金 炭在 一 个单独的 ．A J k R L回路中 温度 1 2 5 ℃ 每天 解吸 1 5次， 使解吸温度保持在 1 2 0 ℃ 以上， 对于使解吸后炭含金品位低于 l o o g ／ t 非常 重要 。 6 ． 1 转换成真 正的炭浸 回路 原先的炭浸 回路为混合 式， 即回路 由一 个浸出槽及 7个炭吸附槽组成。曾考虑过增 加浸出槽 以处理增加的矿量， 然而模拟研究 表明把现有的浸出槽 转换成 吸附槽会更有 利 。 在炭浸回路浸出槽中添加括性炭以形成 另一个吸附段 ， 这样会改善第一槽的浸 出动 力学。在处理的来矿品位较高 ， 处理矿量增 大的情况下， 炭浸 回路仍使 吸附后的尾液金 品位保持在较低的水平。 6 ． 2充氧 1 9 9 5年 9月开始往 回路 中充氧 ， 发现炭 浸回路金 回收率提高。氧被充人其中 3 个炭 浸槽 ， 第一个槽的充氧速度是变化的 ， 以使其 溶解氧保持在 1 21 0 ～， 而往另两个槽的充 氧速度则保持恒定。在充氧之前 ， 炭浸 回路 常会出现回收率下降， 而充氧后这种情况 已 减少且浸 出效 果稳定 。 在炭浸 回路 目前正试验的另一个改进是 充气器的应用， 它可更有效地把氧溶解到矿 浆中， 并可减少 4 0 ％的氧消耗量。 6 ． 3 安装在线氰化物分析仪 已经证实铜尾矿中的铜含量与炭浸 回路 的氰化物消耗量有很 强的相关关系， 选铜尾 矿中铜含量高会导致较高的氰化物消耗。所 以要使铜尾矿中的铜含量尽可能低， 这不仅 有利于提高铜精矿产量， 且会降低氰化物的 消耗 。 以前 ， 氰化物的控制是靠人工滴定氰化 物浓度后 ， 调整氰化钠泵的转速以改变氰化 物加量， 但这种方法存在 以下问题 1 滴定每小 时进行 3次 ， 由于频度不 够， 经常会延误对低氰化物浓度 由于铜尾矿 维普资讯 有色矿山 2 0 0 0 中铜含 量变大所致 的影 响 ； 2 溶液中铜氰络合物的干扰会导致判 定滴 定终点 困难 。 所进行 的改进是 安装 了 自动在线氰化物 分析仪。分析仪监测第一个槽 的氰化物浓 度， 自动控制氰化钠泵转速， 以使氰化物浓度 保持在调整点。由于分析仪每 1 0分钟读一 次数， 因此会对氰化物浓度进行较严密的控 制 ， 避免了铜尾矿中铜含量的变化而引起 的 氰化物浓度波动。 6 ． 4金的分析方法 改为火 法分析 原来金的分析是用王水煮浸 ， 其化验结 果与火法比较结果偏低。火法分析结果与王 水分析方法化验结果之间的误差约为 0 ． 2 g ／ t ， 因此把所有固体样品的金分析方法改为火 法。虽然流程没有改变 ， 但火法分析的结果 尾矿较高， 所 以计算出的回收率比用王水法 分析结果计算出的回收率低。 对硫化矿 ， 用火法分析与王水法相比， 火 法分析的优点是分析结果更具有可重现性、 更加 精确 。 1 9 9 4年及 1 9 9 5年 的药剂 消耗见表 2 。 除了硫酸及活性炭 ， 其 它的消耗相对稳定。 活炭耗量增大是由于在炭浸回路浸出槽中加 表 2 1 9 9 4 1 9 9 5年药剂及材料消耗 g ／ t *1 9 9 4 年前 6 个月没有浮选铅锌。 活性炭 相当于 7 g ／ t ， 但 1 9 9 5 年活性炭的消 耗 比正常大。硫酸消耗下降是由于选铜回路 的操作改 变 ， 以 前 选 铜 的 p H控 制 在 7 5 ， 1 9 9 4年 口 H 改 为 8 ． 3 。1 9 9 5年 小 钢球 耗 量 少 ， 是由于希望用较大的球提高处理量， 然而 总球耗仍然 比较稳定 。 7 水处理 、 充填及尾矿处理 7 ． 1水 处 理 工艺水 尾矿浓密机溢流 贮在水坝内， 在返回车间前有两周的停 留时间， 以使游离 氰化物在 E t 光的照射下分解 。余下的氰化物 在 日光 的照射 下需 要更 长 的时 间才 能分 解 ， 这部分氰化物主要是在炭浸 回路氰化物与被 浸出来的铜生成的络台物 ， 这些铜氰络合物 是 wA D 弱酸可解离 氰化物。 皮克金矿 目前正研究从水中去除氰化物 及铜的方法。这些方法包括用特殊的细菌去 除氰化物及用碳过滤器去除铜离子。氰化物 降解细菌 自然存在于水坝中 ， 但 需要养 分和 充氧去繁殖足够多的数量以有效降低氰化物 的含 量。 从回水中去除氰化物将给充填系统带来 环境方 面的益处 ， 而去 除铜会 改善 铜 回 路 的 浮选行 为。 7 ． 2 充填 充填系统于 1 9 9 5年底投入使用。充 填 用尾矿是将选锌后尾矿在一组 8 1 5 2 mm旋 流器中脱泥后使用。充填用尾砂 的粒度为 1 5 0 ／ m 8 0 ％通 过筛 孔 而 矿 泥 的粒 度 为 2 5 m 8 0 ％通过筛孔 。矿泥被泵送 到选冶 厂 西 ] k m处 的尾矿坝 。 由于回水中含有残余氰化物 ， 因而 已采 取了各种措施尽量保证进入井下的水中含有 氰化物量最小。井下现场每天分析溶液中氰 化物含量 ， 尾砂中氰化物含量必须低于规定 的氰化物界限才可送人井下。井下充填采场 还安装了氰化物气体探测计作为一种附加安 全保护措施。 维普资讯 第 2期 C． H． Mi t c h e l l 皮克盒矿选冶技术改造 2 7 7 ． 3尾矿处理 尾矿坝 是按 集 中浓密 排 矿设计 ， 由于输 送尾矿 的固体浓 度尽 可能高 全尾 矿输 送 6 2 ％--6 3 ％ ， 泥质尾 矿 5 6 ％ ， 因此坝 内基 本 上是 干的 。尾矿坝矿浆 中的水在干燥 的气 体 条件下蒸发 ， 没有蒸发 的水透过过滤墙 渗人 贮水区 尾矿径流坝 。径流坝有足够的容积 以抵御百年一遇的洪水。 随着矿 山的开采 ， 尾 矿 坝 的建设 可分 几 期扩建 ， 第一期扩建包括一堵新过滤墙 ， 重新 构筑几 个砂土堆及重新安装几条径流排水 管， 扩建后的库容积可使用到 2 0 0 1 年 ， 然后 进行第二期扩建 。 8结论 投产后一年将初始流程 重选 一铜、 铅 、 锌浮选 一炭浸 进行 了改造 以减少金在铅精 矿及 锌精 矿 中的分 布率 ， 改造 的方法 是在 浮 选铅及浮选锌 之前 在炭 浸 回路 中 回收金 重 选 一铜浮选 一炭浸 一铅锌浮选 。 选冶厂设计处理 量 每年 4 5万 t ， 最 大处 理量 6 0万 t 。白投产以来 ， 处理量从 4 5万 t 开始每年稳步增长 ， 1 9 9 7年达 到 6 o万 t 处理 量。在没有降低金的回收率及加大投资的’晴 况下 ， 矿石处 理量 已得 到增 长 。通过 几项 主 要改造， 例如尼尔森 自动排料选矿机的采用， 往炭浸作业 中充氧等等， 已使金 回收率保持 了较高水平。 王 夕亭译 张新 宽校 上接第 1 1页 2 长锚索与矿石护壁加固上盘风化花 尾砂胶结充填存在着堵墙困难 、 滤水困难、 水 岗闳长斑岩是行之有效的。 泥浆离析严重等问题 ， 并且成本低 ， 取得了好 3 采用全水胶固充填工艺， 克服了嗣后 的效果。 作者 林木 维普资讯