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提高选厂水资源综合利用率的应用研究 ① 莫 峰1,2, 童 雄1 (1.昆明理工大学 国土资源工程学院,云南 昆明 650093; 2.云南华联锌铟股份有限公司,云南 文山 663000) 摘 要 为解决选厂新水用量过多及外排废水量大的问题,采取适当减少新水用量、部分新水循环使用和絮凝沉降废水提高厂前 回水率等措施,使选厂新水用量减少 16 000 m3/ d,外排废水总量减少 13 200 m3/ d,总回水率从 73%提高到 88%以上,取得了较好的 经济效益,同时也达到了环保目的。 关键词 水资源; 回水率; 絮凝剂; 综合利用 中图分类号 TD928文献标识码 Adoi10.3969/ j.issn.0253-6099.2015.03.019 文章编号 0253-6099(2015)03-0070-02 Study on Improving the Comprehensive Utilization of Water Resources of Concentrator MO Feng1,2, TONG Xiong1 (1.Faculty of Land Resource Engineering, Kunming University of Science and Technology, Kunming 650093, Yunnan, China; 2.Yunnan Hualian Zinc and Indium Co Ltd, Wenshan 663000, Yunnan, China) Abstract In view of problems of a large amount of fresh water consumption and wastewater discharge for the concentrator, measures were taken to increase the amount of returning water rate to the concentrate by reducing a proper of fresh water consumption and recycling part of fresh water, as well as introducing the process of flocculation settling. After the reconstruction, the fresh water consumption of concentrator can be reduced by 16 000 m3/ d and the externally discharged wastewater can be reduced by 13200 m3/ d, with the total return rate increased from 73% to more than 88%, achieving economic efficiency and environment⁃friendly production. Key words water resources; returning water rate; flocculant; comprehensive utilization 新田选矿厂是云南华联锌铟股份有限公司下属的 选矿厂,于 2013 年 9 月建成投产,主要处理原矿石为 铜锌锡硫铁多金属矿,日处理原矿石 8 000 t,一个生产 系列。 由于原矿石中含有多种有价金属,选厂分选工 艺较为复杂,有多段浮选、重选(摇床、溜槽)及磁选工 艺,工艺流程长,用水量大,处理每吨原矿水耗达 11 m3。 由于选厂位置处于中越边境,外排废水直接进入 出境河流,因此对选厂的外排水量及水质控制非常严 格,要求选厂必须减少新水用量,提高回水综合利用率 以减少废水外排量。 1 选厂用水现状 选厂用水主要分为两类一类是新水,主要来源于 水库,主要供给生活用水、药剂制备用水、渣浆泵轴封 水、设备冷却水、过滤反冲水及现场仪表用水;另一类 是回水,主要来源于尾矿库回水、厂前(尾矿浓密机、 精矿浓密机及过滤机)回水,主要供现场生产用,包括 各作业点的补加水、冲洗水等[1]。 选厂投产前期,由 于回水率较低,必须补加大量新水至回水系统才能满 足生产需要,消耗了大量的新水。 选厂投产初期,由于设计、安装及现场流程等存在 一些问题,选厂总回水利用率仅为 73%,处理每吨原 矿新水用量达 3 m3,新水用量每天超过 2.4 万吨。 大 量使用新水不仅增加生产成本,同时造成尾矿废水大 量外排出境,给环保带来巨大压力,也加剧了选厂与当 地农户之间的抢水矛盾[2]。 2 提高选厂水资源综合利用率的技术 措施 通过生产调研,认为要提高选厂的水资源综合利 ①收稿日期 2015-01-05 作者简介 莫 峰(1982-),男,湖南人,工程师,硕士研究生,主要从事铜锌锡多金属矿、锂辉石矿及铜炉渣选矿新工艺、新药剂和新设备的 研究及应用。 第 35 卷第 3 期 2015 年 06 月 矿矿 冶冶 工工 程程 MINING AND METALLURGICAL ENGINEERING Vol.35 №3 June 2015 用率,应从以下几个方面开展工作。 2.1 减少新水用量 新水使用点中的生活用水、药剂制备用水、渣浆泵 轴封水及现场仪表用水无法实现循环使用,且只能使 用新水[3]。 其中生活用水、药剂制备用水、现场仪表 用水水量稳定,基本无减少的空间。 但是渣浆泵轴封 水用量与设计用量相比,增加约 10 000 m3/ d(设计用 量约 3 000 m3/ d)。 轴封水用量增加的主要原因有两 个一是后续设计变更增加了部分渣浆泵,导致轴封水 用量增加;二是轴封水水管较粗,现场控制阀门全开, 导致轴封水用量偏大。 针对存在的问题,选厂采取缩 小渣浆泵轴封水水管管径、合理调节控制阀门开度来 减少轴封水用量。 此项措施实施后,新水用量减少 7 200 m3/ d。 新水使用点中的设备冷却水用量约 1 680 m3/ d (其中磨机冷却水用量为 480 m3/ d,鼓风机冷却水用 量为 1 200 m3/ d),过滤反冲水(含过滤槽冲洗水)用 量为 150 m3/ d。 根据现场工艺、设备特点,设备(鼓风 机、磨机)冷却水及过滤反冲水均可考虑循环使用。 1) 原设计中只有磨机冷却水循环使用,鼓风机冷 却水为新水。 选厂充分利用现有设备,对冷却水管路 进行改造,实现了鼓风机冷却水的循环使用,减少新水 用量 1 200 m3/ d。 2) 选厂共有 7 台陶瓷过滤机,陶瓷过滤机的反冲 洗水、槽洗水均为新水。 为减少此部分新水用量,选厂 考虑在较高位置新建一个高位水池,将陶瓷过滤机滤 液水(可满足反冲水要求)扬送至高位水池,然后通过 自流方式供给所有陶瓷过滤机作为反冲水用,从而减 少新水用量 150 m3/ d。 2.2 优化流程,减少生产用水量 现场螺旋溜槽精矿浓度较高(浓度达 60%以上), 进入摇床作业前需要补加生产用水将浓度降至 28%左 右。 投产初期此作业点补加生产用水量约 2 880 m3/ d, 通过考察分析工艺流程,发现部分作业点旋流器溢流的 浓度较低,且矿浆性质与螺旋溜槽精矿相近,可以考虑 合并进入摇床作业。 后续通过管路改造,将旋流器溢 流低浓度矿浆引入螺旋溜槽精矿作业点,合并后的矿 浆浓度在 28%左右,可以满足摇床作业要求,这样就 减少了此作业点补加的生产用水量 2 880 m3/ d[4]。 2.3 提高厂前回水率,减少新水用量 2.3.1 开展絮凝沉降实验 选厂投产初期,总回水率 只有 73%。 回水率低的主要原因是尾矿浓密机浓缩 效果达不到设计要求(设计尾矿浓密机底流浓度在 30%以上,实际生产底流浓度仅为 19%)。 为提高尾 矿浓密机浓缩效果,投产初期主要采取大量添加石灰 的方法,石灰用量最高时超过 4 kg/ t原矿,但浓缩效果仍 与设计要求相差甚远[5]。 为此,选厂针对尾矿沉降速 度慢、沉降效果差等实际情况,开展了絮凝剂的选型及 沉降效果对比实验。 絮凝剂能加速矿粒沉降,其原理主要是通过降低矿 浆中带有正(负)电性的基团和带有负(正)电性难以沉 降的一些粒子或颗粒的电势,使其处于稳定状态,并利 用其聚合性使这些颗粒集中,通过物理或化学方法加速 这些颗粒的沉降,从而提高浓密机的浓缩效果[6-7]。 选用905、923、阴离子 PAM、非离子型 NPAM 和老 车间原用药剂等进行了对比实验,结果表明,絮凝剂 905 的沉降速度明显优于其它几种絮凝剂。 因此最终 选用 905 絮凝剂。 2.3.2 增设絮凝剂自动添加系统 为保证絮凝剂配 置浓度的稳定,提高絮凝剂添加的准确性,选厂引进了 1 套絮凝剂全自动添加系统[8]。 系统集自动制备、自 动投加为一体,实现了自动控制和运行。 自动批次制 备絮凝剂溶液的程序过程科学、合理、高效,并符合絮 凝剂的溶解特性。 制备、投加过程准确,减少药剂浪 费。 同时节约大型设备用电,节能降耗效果显著。 故 障检测、报警信息齐全,易于维护,减少了故障率。 全 自动控制也大大降低了操作人员劳动强度,减少了粉 尘危害。 2.3.3 使用效果 选厂通过絮凝剂选型、沉降实验 等,确定选用 905 絮凝剂应用于生产。 通过引进一套 絮凝剂全自动添加系统,实现了尾矿浓密机作业点絮 凝剂的准确、稳定添加。 絮凝剂自动添加系统投入生 产应用后,选厂的回水率从之前的 73%提高到 88%以 上,减少回水系统中新水补加量达 7 450 m3/ d。 3 经济效益核算 对改造后的经济效益进行了核算,结果见表 1。 表 1 改造后经济效益核算 名称用量单价年效益/ 万元 絮凝剂15 g/ t20 元/ kg-76.8 设备用电10 kW/ h0.5 元/ 度-3.84 节水16 000 m30.76 元/ m3389.12 合计308.48 由表 1 可见,改造后年产生的经济效益为 308.48 万元。 4 结 语 通过技术改造,选厂新水用量从24000 m3/ d 减少 (下转第 74 页) 17第 3 期莫 峰等 提高选厂水资源综合利用率的应用研究 2.2 跳汰精矿浮选试验 该矿原采用常温粗选⁃加温精选浮选流程,即浓缩 常温 粗 选 粗 精 矿 后, 在 浓 缩 粗 精 矿 中 添 加 大 量 Na2SiO3,经长时间高温强烈搅拌,利用矿物间表面吸 附的捕收剂膜解析速度的不同[6-8],提高抑制效果,然 后稀释,再常温精选。 根据该矿现场生产工艺参数,并结合工艺矿物学 研究成果,对跳汰精矿产品进行了常温粗选⁃加温精选 条件试验,确定了最佳浮选工艺数据,并取得了较理想 的试验指标。 工艺流程和药剂制度如图 4 所示,结果 见表 5。 1300 1400 600 -3*22*2 *21*1 4 min 5 min 4 min3 min 4 min ;4 3003 min * 3 minZG 100 *3 3 min 72 4 min 5 min 4 min 4 min 2* 7, , 50 60 90 95 60 min 232 3 图 4 常温粗选⁃加温精选试验流程 表 5 常温粗选⁃加温精选试验指标 产品 名称 产率/ % 作业对原矿 WO3品位 / % WO3回收率/ % 作业对原矿 白钨精矿0.570.2365.4882.7875.63 白钨精尾5.482.210.384.654.26 白钨尾矿93.9537.880.0612.5711.48 给矿100.0040.320.447100.0091.37 跳汰精矿通过常温粗选⁃加温精选工艺可获得 WO3品位为 65.48%的白钨精矿,作业回收率 82.78%, 全流程 WO3回收率达 75.63%。 3 结 语 1) 根据矿石的物理特性,利用跳汰机对原矿进行 预先拋废,通过二次连续跳汰抛废,合计抛废率为 60%,跳汰尾矿 WO3品位 0.029%,跳汰精矿 WO3品位 0.447%,富集比为 2.27,提高了原矿入选品位,大大降 低了浮选处理量。 2) 跳汰精矿通过常温粗选⁃加温精选工艺可获得 WO3品位为 65.48%的白钨精矿,作业回收率 82.78%, 全流程 WO3回收率达 75.63%。 参考文献 [1] 宋振国,孙传尧,王中明,等. 中国钨矿选矿工艺现状及展望[J]. 矿冶,2011,20(1)1-7. 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