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深锥浓密机在福建某金矿的应用研究 ① 齐兆军1， 盛宇航1， 吕志文2， 刘 超1， 荆晓东1 （1.山东黄金矿业科技有限公司充填工程实验室分公司，山东 莱州 261441； 2.福建省政和县源鑫矿业有限公司，福建 政和 353600） 摘 要 以深锥浓密机在福建某金矿高浓度充填系统中的应用为例，分析了造成深锥浓密机溢流水跑浑严重、底流浓度低的原因， 并详细介绍了解决措施。 工业运行结果表明，增设稀释系统有利于溢流尾砂与药剂混合，加快沉降速度；以石灰作凝聚剂、阴离子 型絮凝剂 655V 作絮凝剂，通过两者的协同作用实现了溢流尾砂的快速絮凝沉降，获得了满足要求的底流浓度。 关键词 高浓度充填； 深锥浓密机； 沉降； 稀释； 凝聚剂； 絮凝剂 中图分类号 TD926文献标识码 Adoi10.3969／ j.issn.0253-6099.2018.06.016 文章编号 0253-6099（2018）06-0071-03 Application of Deep Cone Thickener in a Gold Mine of Fujian QI Zhao-jun1， SHENG Yu-hang1， LYU Zhi-wen2， LIU Chao1， JING Xiao-dong1 （1.Filling Engineering Laboratory Branch， Shangdong Gold Mining Technology Co Ltd， Laizhou 261441， Shandong， China； 2.Yuanxin Mining Co Ltd of Zhenghe County in Fujian Province， Zhenghe 353600， Fujian， China） Abstract With the application of deep cone thickener into a highly-concentrated tailings backfill system in a gold mine of Fujian Province as an example， reasons causing serious muddy overflow and low underflow concentration were analyzed， and the corresponding modification measures were discussed in details. The commercial operation results showed that the addition of a dilution flume is beneficial for the mixing of overflow tailings and reagents， as well as accelerating sedimentation speed. Owing to the synergistic effect of coagulant lime and anionic flocculant 655V， rapid flocculation sedimentation of overflow tailings can be actualized and an adequate underflow concentration can be achieved. Key words highly-concentrated tailings backfill； deep cone thickener； sedimentation； dilution； coagulant； flocculant 随着金矿石开采品位的逐渐降低及开采的深部 化，矿石中含金矿物嵌布情况更复杂、嵌布粒度更细， 为保证含金矿物的充分解离，进而提高浮选回收率，就 需将矿石磨细，但分选后会因此产生大量细粒级尾砂。 高浓度充填技术就是将选矿厂产生的尾砂制备成高浓 度料浆充填采空区的一项技术，是实现矿山无废安全 高效开采的重要途径[1]。 其中，尾砂的浓密脱水是整 个高浓度充填的前提。 目前尾砂浓密脱水工艺主要有 以过滤／ 压滤设备为核心的脱水工艺和以浓密机为核 心的脱水工艺。 经过多年的发展与技术进步，深锥浓 密机因具有操作简单、生产能力大、底流浓度高等特点 而越来越普遍地应用于细粒级物料的浓密脱水中。 采 用浓密机进行尾砂一段脱水也已成为人们的共 识[2-3]。 福建某金矿为解决细粒级尾砂堆放难题，治理经 多年采用空场法开采形成的大量采空区和回收宝贵的 遗留矿柱资源，新建了一套分级溢流尾砂高浓度充填 系统。 为获得高浓度充填料浆，该系统采用 1 台直径 12 m、高 21 m、底部锥角 30的深锥浓密机。 本文针对 深锥浓密机调试过程中出现的絮凝沉降问题开展研 究，旨在解决问题的同时，为深锥浓密机处理具有类似 特性的尾砂提供参考。 1 尾砂特性 矿石中矿物成分和尾砂的基本物理性能与粒级组 成对絮凝沉降的效果有显著影响，尤其是矿石中粘土 类矿物的泥化，致使料浆中细泥含量高，阻碍了絮凝剂 与微细颗粒间的相互作用，无法实现快速沉降。 因此， ①收稿日期 2018-06-16 作者简介 齐兆军（1967-），男，山东青州人，高级工程师，主要从事矿山充填开采技术方面研究工作。 通讯作者 盛宇航（1988-），男，山东济宁人，硕士，工程师，主要从事矿山充填开采技术方面研究工作。 第 38 卷第 6 期 2018 年 12 月 矿矿 冶冶 工工 程程 MINING AND METALLURGICAL ENGINEERING Vol.38 №6 December 2018 万方数据 分析矿石中矿物成分和尾砂的特性显得尤为重要。 经分析，该矿石中主要金属矿物为黄铁矿、褐铁矿 及赤铁矿，含少量方铅矿、闪锌矿、黄铜矿、毒砂等；脉石 矿物以石英、白云母为主，同时含有高岭石、绿泥石、角 闪石及长石等。 深锥浓密机处理的物料来自浮选尾矿 经旋流器分级后的溢流，溢流尾砂真密度 2.60 t／ m3，堆 密度1.18 t／ m3，孔隙率54.62％。 溢流尾砂粒度组成见 表 1。 表 1 溢流尾砂粒度组成 粒级／ mm含量／ ％ ＋0.15 -0.15＋0.075 0.08 -0.075＋0.045 3.48 -0.045＋0.038 1.41 -0.038＋0.018 7.29 -0.018 87.74 合计100.00 由表 1 可知，深锥浓密机处理的溢流尾砂-0.038 mm 粒级含量超过 95％，究其原因，一是矿石中含有极 易泥化的粘土类矿物高岭石、绿泥石等；二是选矿厂为 保证含金矿物的解离度，提高浮选回收率，要求入浮矿 石粒度-0.074 mm 粒级含量达到 70％以上，使该溢流 尾砂成为典型的微细粒含量高、泥化程度高、难以沉降 的物料。 2 问题分析 在高浓度充填系统调试过程中暴露出的问题主要 集中于深锥浓密机，具体表现为 1） 深锥浓密机溢流水跑浑严重，不能循环使用。 溢流尾砂粒径小，给入深锥浓密机后，无法实现快速沉 降，致使溢流水中固体含量高，出现严重跑浑现象。 产 生这一问题的原因主要有两个一是料浆稀释是实现 深锥浓密机中尾砂快速沉降的基础。 文献[4]研究发 现，料浆稀释倍数越大，尾砂颗粒与絮凝剂混合效果越 好，并且沉降过程中颗粒与颗粒间的阻力也越小，沉降 速度越快。 由于该深锥浓密机料浆自稀释达不到将料 浆浓度稀释到 5％（质量分数）的设计要求，使得尾砂 不能快速沉降。 二是选用的凝聚剂和絮凝剂的类型和 用量不合适，达不到理想的絮凝沉降效果。 2） 调试期间测得底流浓度仅为 37％，不能满足浓 度 52％的设计要求。 对于难处理的溢流尾砂料浆，深 锥浓密机底流浓度高低跟细粒级尾砂与药剂的作用效 果有着密切联系，必须选择合理的药剂，才能获得满足 要求的底流浓度。 3 优化措施及效果 3.1 增设稀释系统 深锥浓密机采用密度差稀释法实现自稀释，即在 中心给料井的井壁上开两个稀释口，由于给料机内部 料浆密度大于外部澄清水，外部澄清水液面高于给料 井内部，澄清水就会因高差自动流入给料井，达到稀释 矿浆的作用。 但在调试过程中发现，溢流水不仅没有 起到稀释料浆的作用，反而与给入的料浆逐渐混合，使 溢流水含固量明显增高，出现跑浑现象。 前期实验室 研究结果表明，将浓度为 22％的料浆稀释至 5％左右 时絮凝沉降效果较好。 因此可以通过增设强制稀释系 统来解决原有稀释系统无法达到料浆稀释浓度的难 题，即料浆首先给入稀释槽，与稀释槽中的清水充分混 合、稀释，稀释槽中的清水则由 2 台清水泵从深锥浓密 机澄清区抽取。 在稀释槽中先完成料浆稀释后，再流 入给料井，将料浆浓度强制稀释至 5％。 如图 1 所示。 澄清区 溢流水 中心给料井 清水泵 稀释槽 料浆 沉降区 压缩区 ● ▲ ● ▲ 图 1 料浆强制稀释系统示意 3.2 药剂优化 3.2.1 凝聚剂种类试验 考虑溢流尾砂特性，料浆中泥化的粘土类矿物颗 粒表面荷电，颗粒间的静电作用力使料浆以稳定的胶 体悬浮液形式存在。 这些带电的微细颗粒间相互排斥 难以聚集，甚至阻碍絮凝作用，使得单独使用絮凝剂不 能达到理想的絮凝沉降效果，难以获得澄清水。 因而 要使带电的颗粒相互聚集，就必须破坏胶体的稳定性。 根据 DLVO 理论，可以采用无机电解质凝聚剂，利用其 高价阳离子来压缩颗粒表面双电层，使胶体颗粒失去稳 定性，以促进微细颗粒间相互聚集，形成沉降核[5-7]。 料浆浓度 5％，使用阴离子型聚丙烯酰胺 JR4332 作絮凝剂（用量 100 g／ t），硫酸铜、聚合氯化铝和石灰 （配置成石灰乳溶液）作凝聚剂（用量均为 15 kg／ t） 时，记录不同凝聚剂作用下沉降高度随时间的变化情 况，结果如图 2 所示。 由图 2 可以看出，在用量相同的 27矿 冶 工 程第 38 卷 万方数据 情况下，石灰作凝聚剂时沉降效果较好。 沉降时间／min 40 30 20 10 00 481216 沉降高度／cm ■ ■■ ■ ■ ■ ■ ■ ■ ■ ■ ■ ■ ■ ■ ■ ■■ ■ ■ ■ ● ● ● ● ● ● ● ●● ● ● ● ●● ● ● ● ● ● ● ● ▲ ▲▲ ▲ ▲ ▲ ▲ ▲ ▲ ▲ ▲ ▲ ▲ ▲ ▲ ▲ ▲ ▲ ▲ ▲ ▲ ▲ 硫酸铜 聚合氯化铝 石灰乳 ■ ● ▲ 图 2 凝聚剂作用下沉降高度随时间变化曲线 3.2.2 絮凝剂种类试验 在仅添加凝聚剂的情况下，所形成的沉降颗粒沉 降速率仍较小，这时就需要再添加大分子质量的絮凝 剂，通过“吸附架桥”作用，絮凝剂的长链结构网捕聚 集的微细颗粒，形成大颗粒絮团。 克托克斯理论认为， 固体颗粒在悬浮液中的自由沉降速度与颗粒直径的平 方成正比[8]。 通过凝聚剂和絮凝剂的协同作用，增大 颗粒“粒径”，能够实现溢流尾砂快速沉降的目的，使 深锥浓密机溢流水达到循环利用标准，底流浓度符合 要求。 料浆 pH 值为 6，呈弱酸性，但凝聚剂已确定为石 灰，它能调节料浆 pH 值，使料浆呈碱性。 选用非离子 型聚丙烯酰胺 6000V、阴离子型聚丙烯酰胺 JR4332 和 655V 作絮凝剂，用量均为 100 g／ t，在凝聚剂石灰用量 15 kg／ t 条件下，记录沉降高度随时间变化情况，结果 如图3 所示。 由图3 可知，阴离子型絮凝剂655V 絮凝 沉降效果较好，其分子质量为 1 800 万。 沉降时间／min 40 30 20 10 00 481216 沉降高度／cm ■ ● ▲ ■ ● ▲ ■ ● ▲ ■ ● ▲ ■ ● ▲ ■ ● ▲ ■ ● ▲ ■ ● ▲ ■ ● ▲ ■ ● ▲ ■ ● ▲ ■ ● ▲ ■ ● ▲ ■ ● ▲ ■ ■ ■ ■ ■ ■ ■ ● ● ● ● ● ● ● ▲ ▲ ▲ ▲ ▲ ▲ ▲ 655V 6000V JR4332 ■ ● ▲ 图 3 絮凝剂作用下沉降高度随时间变化曲线 3.2.3 药剂用量试验 根据前面的试验结果，综合比较药剂性能，最终采 用石灰作凝聚剂，阴离子型絮凝剂 655V 为絮凝剂。 为给出工程建议，进行了凝聚剂和絮凝剂用量试验研 究，结果分别如图 4 和图 5 所示。 沉降时间／min 40 30 20 10 00 481216 沉降高度／cm ■ ● ▲■ ● ▲■ ● ▲■ ● ▲ ■ ● ▲ ■ ● ▲ ■ ● ▲ ■ ● ▲ ■ ● ▲ ■ ● ▲ ■ ● ▲ ■ ● ▲ ■ ● ▲ ■ ■ ■ ■ ● ▲ ■ ■ ■ ■ ● ● ● ● ● ● ● ▲ ▲ ▲ ▲ ▲ ▲ ▲ 10 kg/t 12.5 kg/t 15 kg/t ■ ● ▲ 图 4 石灰用量对沉降效果的影响 沉降时间／min 40 30 20 10 00 481216 沉降高度／cm ■ ● ▲ ■ ● ▲ ■ ● ▲ ■ ● ▲ ■ ● ▲ ■ ● ▲ ■ ● ▲ ■ ● ▲ ■ ● ▲ ■ ● ▲ ■ ● ▲ ■ ● ▲ ■ ● ▲ ■ ■ ■ ■ ■■ ■ ■ ● ● ● ● ● ● ● ● ▲ ▲ ▲▲ ▲ ▲ ▲ ▲ 60 g/t 80 g/t 100 g/t ■ ● ▲ 图 5 655V 用量对沉降效果的影响 试验过程中发现，为取得理想絮凝沉降效果，石灰 的适宜用量应使料浆中聚集的“微细粒团”清晰可见。 由图 4 可知，石灰用量 10～15 kg／ t 均可取得理想的沉 降效果，但石灰用量 15 kg／ t 时的沉降效果不如用量 12.5 kg／ t 时，说明加大石灰用量会对絮凝沉降速度产 生不利影响，故适宜的石灰用量为 12.5 kg／ t。 由图 5 可知，随着絮凝剂 655V 用量增加，料浆沉降速度加 快。 考虑生产成本，推荐 655V 用量 100 g／ t。 待深锥 浓密机形成良性循环后，再视生产情况降低药剂用量。 3.3 优化效果 优化改造后的深锥浓密机自运转以来，运行平稳， 溢流水固体含量小于 0.03％，可以满足循环再利用要 求；底流浓度也由 37％提高至 52％以上。 整个高浓度 充填系统运行良好。 运行结果表明，深锥浓密机优化 改造效果显著。 4 结 论 1） 溢流尾砂料浆因其微细颗粒含量高、泥化程度 高而难以沉降，使其以稳定的胶体悬浮液形式存在，致 使深锥浓密机在处理溢流尾砂时，出现溢流水跑浑严 重、底流浓度无法满足设计要求的问题。 2） 福建某金矿生产实际表明，在深锥浓密机原 有自稀释系统无法达到将料浆浓度稀释至 5％的情况 （下转第 78 页） 37第 6 期齐兆军等 深锥浓密机在福建某金矿的应用研究 万方数据 表 10 磁选铁精矿化学多元素分析结果（质量分数） ／ ％ Au1）Ag1）CuPbZnAsS 0.358.010.0820.0560.0350.0110.13 TFePSiO2MgONa2OK2O 16.650.0212.504.960.0190.058 1） 单位为 g／ t。 磁选尾矿铜物相分析结果见表 11。 表 11 结果说 明，损失于尾矿中的铜主要为自由氧化铜及次生硫化 铜，这是尾矿铜品位偏高的主要原因。 表 11 磁选尾矿铜物相分析结果 相名含量／ ％分布率／ ％ 原生硫化铜0.0416.00 次生硫化铜0.0832.00 自由氧化铜0.1040.00 结合氧化铜0.0312.00 合计0.25100.00 3 结 论 1） 化学多元素分析结果表明，该矿样中具有回收 价值的元素为 Au、Cu、Fe。 2） 原矿经一次粗选、两次扫选、四次精选的浮选工 艺流程，获得的铜金混合精矿中含铜 17.31％、铜回收率 65.34％，金品位 52.40 g／ t、金回收率 82.15％。 3） 浮选尾矿采用弱磁选工艺经一次粗选（粗精矿 再磨）、一次精选获得铁精矿含铁 64.20％、铁回收率 66.64％的技术指标。 4） 试验采用的硫氧混合浮选-磁选工艺流程方 案，获得的选别指标较理想，达到了多金属综合回收的 目的，同时为企业增加了经济效益。 参考文献 [1] 李佳磊，宋凯伟，刘殿文，等. 闪锌矿浮选的活化与去活化研究进 展[J]. 过程工程学报， 2018，18（1）11-19. 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