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卧式离心选矿机的应用

2020-05-28 13:479670
 离心选矿机在处理锡矿泥中的应用

云锡公司从1966年开始大量推广应用离心机、新冠选厂最早进行技术改造,相继 采用104台800离心机代替原有250台前苏制五层自动溜槽,组成离心机粗选、皮带 溜槽精选、刻槽摇床扫选中矿的矿泥分选新工艺,使系统生产能力由3000吨/日提高 到7000吨/日,节省厂房面积一半。

该厂处理残坡积砂锡矿,原矿呈黄褐色土状,小于10微米粒。级占60% -65%, 主要金属矿物除锡石外,尚有土状赤铁矿、褐铁矿、少量白铅矿等。锡铁致密共生。 选厂的原生矿泥和次生矿泥经!75毫米旋流器脱除小于10微米微泥后,送泥矿系统处 理,给入离心机粗选的矿泥粒度组成如表5-7-2所列,分选操作条件及指标见表5- 7-3所列。

表5-7-2新冠选厂泥矿给料粒度组成

粒级,""

+ 74

-74 + 37

-37 + 10

-10

含量,

3

27

53

17

注:给料含铁14%

表5-7-3新冠选厂离心选矿机操作条件及工艺指标

作业

设备工作条件

给矿条件

工艺指标

转鼓

半锥

角度

转 速 %/ min

断矿时间S

冲矿时间S

分矿时间S

给矿时间S

m3/ "

给矿浓度%

鼓精 壁矿 上浓 的度

%

冲 洗 水

m3/ "

富集比倍

精 矿 回

原泥粗离

4

460

37

30

35

166

87.65

25.48

68.69

76.61

2.61

80.86

原泥精离

 

360

34

27

35

169

70.12

22.21

76.92

90.84

3.41

83.97

与五层自动溜槽单机对比指标列于表5-7-4粒级回收率见表5-7-5所列。

由表5-7-5可见,离心选矿机比五层自动溜槽回收率大幅度提高的原因是粒度 回收下限显著降低了。这是离心溜槽比重力溜槽主要优越之处。

目前离心选矿机在云锡各选厂已普遍应用,总数超过500台。经过多年的摸索, 得知操作中应注意稳定给矿体积和给矿浓度。

表5-7-4离心选矿机与五层自动溜槽单机指标对比

设备

给矿

精矿

尾矿

给矿量

t/台 ,d

品位

%Sn

品位

%Sn

富集比 倍

回收率

%

产率

%

品位

%Sn

离心选矿机

24.56

0.251

0.861

3.43

80.78

76.48

0.063

五层自动溜槽

19.69

0.279

0.681

2.44

51.62

78.86

0.171

表5-7-5离心选矿机与五层自动溜槽的粒级回收率

粒级,

+ 74

- 74 + 37

-37+19

-19 + 10

-10

平均

粗选离心机

 

69.39

91 . 75

81.13

39.83

80.86

精选离心机

11.64

80.69

86.79

83.89

51 . 54

83.79

五层自动溜槽

 

60 ~ 85

60 ~ 80

〜10

〜10

60 ~ 80

处理含泥量大的原生矿泥宜采用大浓度(23% -26% )、大体积(95~105升/分) 给矿;处理含泥量少的次生矿泥则采用小浓度(21% -23% )、小体积(75 ~85升/ 分)。而在精选时则应采用小矿量,低浓度、低转速工作,各种不同作业的操作条件示
于表5-7-6。由于离心机的富集比不高,生产中仍须按一定的流程组合起来工作,以 便提高粗精矿质量并降低尾矿损失。

表5-7-6 !800离心机在云锡公司不同作业中的操作条件

作业

给矿量,L/min

浓度,

转速,r/min

半锥角度

粗选

120

25

440

4

扫选

80

21

538

4

精选

50

20

320

5

扫精选

50

20

320

5

平桂矿务局新桂选厂处理残坡积和坡积砂锡矿(现转为人工堆积砂矿)。有用矿物 主要是锡石,脉石矿物有石英,长石,高岭土等。原矿需磨到0.074毫米以下,矿物 才能基本单体分离。从入厂原矿中脱出的原生矿泥与选别过程中分出的次生矿泥合并, 经妇25毫米旋流器脱出小于19微米微泥后,送她00 4 600离心机选别。给矿粒度小 于200目占79% -88%,小于10微米占10, ~ 17%。经离心机一次粗选,二次精选得 精矿,送皮带溜槽精选。作业条件列于表5-7-7,流程查定指标列于表5-7-8。

表5-7-7新桂选厂离心选矿机操作条件

作业

离心机转速

给矿体 积

L/ min

给矿浓度

处理量

给矿时间

选别周期

冲洗水压

r/ min

%

t/台・h

min

min

MPa

粗选

425 ~ 380

120

25

1.858

3

3.5

0.2-0.3

—次精选

280 ~ 230

90

15

0,72

2

2.5

0.2-0.3

二次精选

245 ~ 180

90

15

O.72

2

2.5

0.2 ~ 0.3

 表5-7-8新桂选厂离心选矿机流程查定指标

作业

给矿

尾矿品位

%Sn

作业回收

率,%

重量 t/台・h

浓度

%

品位

%Sn

产率

%

品位

%Sn

离心机粗选

1.06

18.28

0.612

43 . 79

1 . 148

0.175

83.79

离心机一次精选

0.86

21 . 94

1 . 199

38.17

2.471

0.415

78 . 66

离心机二次精选

1.31

22.58

2.471

25.16

6.51

1 . 127

65 . 90

合计

 

 

0.612

6.68

6.23

0.185

68.09

该选厂在以离心机取代五层自动溜槽后,矿泥系统的回收率稳定在60%以上,与 原流程相比相对提高了 50%。粒度回收下限由37微米降至19微米,使矿泥系统的精 矿量由过去占总精矿量1/6 ~ 1/7提高到1/2 ~ 1/3。

B离心选矿机在处理钨细泥中的应用

我国的黑钨矿脉矿石主要用重选法处理,出窿(矿井)原生细泥据16个矿山75 年统计平均为10.75%,品位多数高于原矿,在生产中与次生细泥合并处理,粒度范围 较宽,在150~0或100(0微米间。细泥中除含黑钨矿外,或多或少尚含有白钨矿、 辉铋矿、黄铁矿。磷钇矿及独居石等,它们与脉石矿物石英、长石、云母有足够的密 度差,易于分离。60年代以前主要采用摇床一铺布溜槽或自动溜槽一摇床工艺处理。 1965年开始进行离心机分选试验,以后陆续有盘古山、瑶岭、西华山、铁山垅等选厂 将离心机纳入矿泥生产系统中,形成了摇床一离心机一皮带溜槽矿泥分选流程。

盘古山钨矿石产自气化高温热液石英脉矿床,金属矿物主要是钨锰铁矿及黄铁矿, 并有少量辉铋矿。1975年出窿矿石中细泥含量11.81%,金属占有率18.06%。1967 年以后采用她00 + 600离心选矿机代替铺布溜槽粗选细泥,流程为一次粗选、二次精 选。原生和次生混合细泥在浓泥斗中脱除部分小于10微米微泥后给入离心选矿机,给 料粒度小于74微米占95%左右,其中小于10微米粒级大约有20%,粗选尾矿丢弃, 二次精选精矿经浮选铋后,槽内产品送皮带溜槽精选。表5-7-9列出了离心选矿机 与铺布溜槽的一次粗选指标对比,粒级回收率对比列于表5-7-9。生产中所采用的操 作条件见表5-7-11。

表5-7-9离心机与铺布溜槽一次粗选指标对比

设备

给矿品位

% W 0 3

粗选精矿

尾矿 品位

% "03

处理矿量

2

选矿周期

产率

%

品位

% 01/

回收

率,%

富集比 倍

给矿时间

min

78

冲矿时间

7 8

离心机 铺布溜槽

0.19

0.19

8.73

23.25

1.34

0.33

61 . 57

39.52

7.05

1 . 70

0.08

0.13

18.70 t/台

1 . 05

t/m2

3,

3,15〃

30"

57〃

表5-7-10离心选矿机与铺布溜槽粗选粒级回收率对比

设备

级,

!m

资料时间

;60①

60〜40

40〜30

30〜20

20〜10

-10

离心机,

32.04

66.52

70.67

74.27

70.85

34.88

1966 年

铺布溜槽,

75.30

66.85

58.00

43 . 5

16

.9

1974 年

①该粒级对辅布溜槽为50微米。

表5-7-11盘古山800'600离心机主要操作条件

作业

给矿浓度,

转速,r/min

给矿体积

L/min

给矿时间 min 0 s (")

冲矿时间

2 1

粗选

20

650

55

3,

30"

—次精选

11

570

55

030"

20"

二次精选

7.5

550

50

030"

20"

该选厂采用离心选矿机后与1964年铺布溜槽相比劳动生产率捉高了 179吨原矿/ 人•月,生产成本降低,矿泥经离心机一次粗选、二次精选平均得含WO33.4粗精矿, 钨和铋的回收率分别为62%和46。整个矿泥系统回收率比采用离心机前提高了大约20%

铁山垅钨矿石产自高温热液型黑钨石英脉。金属矿物除黑钨矿外,尚含有黄铜矿、 辉铋矿、锡石、黄铁矿等,脉石主要由石英、长石组成。1980年对矿泥系统进行技术 改造。用浮选法优先选铜,浮选尾矿送离心选矿机,选得的粗精矿再用浮选法和摇床 提高精矿质量并综合回收。原生和次生矿泥混合后浓缩,入选矿泥的粒度组成见表5-7-12。

表5-7-12铁山垅钨矿入选矿泥水析粒度组成

粒级,

:70

-74

:50

- 50

:40

- 40

:30

- 30

:20

- 20

+ 15

-15

+ 10

-15

:5

-5

合计

产率

17.06

15.35

6.83

9.04

10.15

6.57

8.62

14.76

11.62

100.00

品位WO 3

0.13

1 . 01

0.53

0.47

0.38

0.29

0.29

0.18

0.12

0.38

金属分布,

5.85

40 . 90

9.55

11.21

10.18

5.03

6.59

7.01

3.68

100.00

离心机采用一粗一精一扫作业组合,操作条件见表5-7-13,给矿粒度组成接近 表5-7-12所列数值。入选矿石品位含WO50.3% ~0.4%,精选精矿品位WO5 5%左 右,扫选尾矿品位WO3小于0.1%,回收率约70%。一次粗选的精矿和尾矿粒级回收 率列于表5-7-14。

表5-7-13铁山垅离心机的主要操作条件

作业

台数

给矿时间

min 0 s (")

给矿浓度

%

给矿重量

kg/ min

转鼓转速

r/ min

洗涤水量

kg/ min

粗选

6

2’40’

25 ~ 30

90~120

550

10~20

精选

2

2’40’

18~24

80~100

500

15~30

扫选

6

2’40’

20 ~ 24

100~120

600

5~10


表5-7-14铁山垅钨矿泥粗离精粒级回收率及离尾金属
分布水析测定

 

粒级

 

+ 74

-74 + 50

-50 + 40

-40 + 30

-30 + 20

 

品位, WO3

0 + 63

4+55

1 . 27

0.81

0.65

 

粒级回收率,

41.32

81.41

83.66

81 . 62

81 . 97

 

品位, "O3

0 + 04

0 . 28

0.09

0.09

0.07

 

金属分布,

9.31

30.78

6.03

7.89

5 . 49

 

粒级

 

-20+15

-15+10

-10+5

-5

 

品位, "O3

0 . 59

0.57

0.35

0.11

 

 

粒级回收率,

76+71

57.79

29 . 60

6.04

1 . 24

 

品位, "O3

0+10

 

0.13

 

0.11

 

金属分布,

3+71

 

36.79

 

100.00

对一次粗选离心机尾矿扫选试验结果,作业回收率达到40%以上,在经济上是有 利的,故决定纳入流程。指标见表5-7-15。流程改造后与前摇床一铺布溜槽工艺相 比泥矿系统回收率提高15%以上。

表5-7-15离心机一次粗尾扫选试验结果

粗尾品位

% "O3

扫选精矿

扫尾品位

% "O3

产率

品位,%

"O 3

回收率,

富集比,倍

0.095

15.27

0.29

48.72

3.05

0.055

 

西华山钨选厂在将离心选矿机纳入流程前进行了广泛的试验,其中两项是有普遍 意义的。

(1)矿泥入选前脱粗与脱细对分选的影响试验。该厂矿泥中含大于74微米粒级约 20%,小于10微米也有20%左右。入选前进行了预先脱除粗粒级和微泥的对比试验, 结果列于表5-7-16中,从综合指标看,差别是不大的。

表5-7-16西华山钨矿泥预先脱粗、脱细试验对比

入选原粒

入料品位

% !。3

粗精

尾矿品位

%

产率

品位

%

作业回

收率

总回收率

%

富集比 倍

单脱粗粒

0.483

13.91

2.916

83.96

80.76

6.04

0.09

单脱微泥

0.400

13.32

2.756

91 . 77

70.03

6.89

0.038

粗、细全脱

0.472

15.30

2.85

92.29

66.23

6.04

0.043

粗、细全不脱

0.36

10.44

2.75

79 . 27

79.27

7.60

0.084

注:被脱除的+ 74和-10!m粒级未进行处理,也未计入总回收率和尾矿品位。

 

(2)矿泥预先分级入选的效果试验。结果见表5-7-17,表明在工艺指标上两者 差异并不很大,但离心机处理粗粒级的能力却可比不分级矿泥高出近三倍,故对大型 选矿厂从提高设备处理能力角度看分级入选还是有利的。

表5-7-17西华山钨矿泥预先分级试验结果对比

作业

给矿品位

% 0。3

粗精矿

尾矿品位

% !。3

品 位

% 3

回收率

%

富集比 倍

分级入选综合

0.366

3.4

82.30

9.3

0.071

不分级入选

0.378

3.54

77.99

9.4

0.091

 

从大量的离心机处理钨细泥的试验结果看,一次粗选富集比可达2 ~ 6,给料中含 有20%左右粗砂(+ 74!/)或20 ~ 30%微泥(-10呻)仍可有效进行分选,在一般情 况下也勿须分级入选。有效回收粒度范围是74 ~ 10微米。由于富集比不高,故安排 一、二次精选是必要的。粗选尾矿也应再进行扫选。离心机处理浮选后尾矿亦未显示 出不良效果。

C离心选矿机在处理铁矿石中的应用

鞍钢弓长岭新选厂是我国最早(1975 ~ 1977年)建成的处理假象磁铁矿石的磁重 流程选矿厂。矿石中铁矿物主要是磁铁矿和假象赤铁矿,脉石是石英、角闪石等。矿 石经磨碎到-200目占65% ~ 75%,先经弱磁选机选出磁铁矿,磁选尾矿送重选处理, 原设计重选全部采用她00 3 600离心机,采取一次粗选、一次精选流程,得最终精矿 和最终尾矿,精选尾矿循环处理,设备工作条件见表5-7-1中她00离心机铁粗、精 选数值,作业指标见表5-7-18。

表5-7-18弓长岭新选厂800'600离心机作业指标

作业

给矿品位

% Fe

精矿

尾矿品位

% Fe

备 注

作业产率

%

品位

% Fe

作业回收率

%

粗选

25.78

44.10

44.25

75.50

11.27

多台单机28次平均值

精选

44.21

49.84

60.24

72.86

22.30

连续运转试验考查

尽管表5-7-18所列指标接近设计值,但由于全厂按300万吨/年规模共安装了 720台离心机,很难做到完善管理,兼之原矿中磁性铁含量波动很大,致使重选给矿浓 度和体积也难以稳定,设计预定精矿品位60.30%,作业回收率76.71%,而实际1978 年全年重选精矿平均品位只有57.83%,回收率为62.45%

为了贯彻精料方针,1978年开始进行了第一次技术改造。原矿磨矿粒度提高到-200 目占75%,磁选尾矿先经水力旋流器分级,沉砂给螺旋溜槽,溢流送妇600'900双锥度 离心选矿机,经一次粗选、二次精选得最终精矿和最终尾矿。离心机总台数减为288台, 操作条件见表5-7-19 (设备规格参阅表5-7-1)。生产指标见表5-7-20。

表5-7-19弓长龄选厂一次改造妇600'900双锥度离
心机操作条件

转速,r/min

给矿体积

L/ min

给矿浓度,

处理量,! /台・"

粗选

粗选

粗选及精选

粗选

—次精选

二次精选

粗选

一次

精选

二次精选

180

160

FeO 8 7% 300

FeO 9 7% 360

19:2

17:2

15:2

3.37

3.2

2.57

经过流程改造后,离心机的作业指标还是不稳定,原因仍是进入重选的矿量多变 所致。尽管如此,据1985年全年统计,在给矿品位为30.22%条件下,重选精矿品位 提高到了 63.71%,作业回收率61.03%,虽未达到设计值但比改造前已有很大进步。

表5-7-20弓长龄选厂一次改造后三段离心机作业指标

项目

原矿FeO 含量

粗选离心机

给矿品位

% Fe

精矿品位

% Fe

尾矿品位

% Fe

作业回收率

%

给矿浓度

%

改造设计指标

3.74

19.26

40.50

12.84

48.81

17.40

六次流程考查

2;3

22.76

38.86

13.68

61.57

26.20

平均生产指标

 

20.80

47.77

13.64

48 . 18

18.90


项目

原矿FeO 含量

一次精选离心机

给矿品位

% Fe

精矿品位

% Fe

尾矿品位

% Fe

作业回收率

%

给矿浓度

%

改造设计指标

六次流程考查

平均生产指标

3.74

2〜3

39.66

38.54

42.11

54.39

50.69

60.95

18.59

23 . 46

34.04

80.71

72.84

43 . 40

17.00

42.50

14.30

项目

原矿FeO 含量

粗选离心机

给矿品位

% Fe

精矿品位

% Fe

尾矿品位

% Fe

作业回收率

%

给矿浓度

%

改造设计指标 六次流程考查 平均生产指标

3.74

2〜3

54.39

50.69

60.95

63.39

61 . 68

68 . 04

36.30

40 . 00

40.36

77.83

60 . 00

83.03

14.00

25 . 90

9.10

为了解决重选矿量不稳定并降低能耗,1985年又在7、8两系统进行了二次改造。 这次改造采用阶段选别,强磁抛尾,中矿再磨、粗细分选的磁重流程。在一段磨矿后 应用螺旋溜槽选出大量磁铁矿及赤铁矿作合格精矿,稳定了二段磨矿后的重选给矿量, 并使一、二段球磨机的台数变为2对1。二段磨矿后的重选流程与一次改造时相同,但 粗选离心机的给矿粒度降低到-200目占84%,由于给矿细度增加(其中小于0.021 毫米粒级占42.55%,而双锥度离心机对该粒级的回收率只有44.12%),致使离心机 的作业回收率降低。在最终精矿品位为62.83%时,回收率只有58.17%。各段离心机 的分选指标列于表5-7-21。但对整个生产流程来说,选别指标却大幅度提高。

表5-7-21弓长岭选厂二次改造后三段离心机作业指标

项目

原矿Fe 0含量

%

粗选离心机

—次精选

离心机

给矿品位

% Fe

精矿品位

% Fe

尾矿品位

% Fe

作业回收

给矿浓度

%

给矿品位

% Fe

工业试验 指标

3.74

25.66

36.04

14.07

74.10

27.15

38.90

项目

一次精选离心机

二次精选离心机

精矿品位

% Fe

精矿品位

% Fe

作业回收

%

给矿浓度

%

给矿品 位

% Fe

精矿品 位%

Fe

尾矿品 位%

Fe

作业回 收率

%

给矿浓 度

%

工业试验 指标

50.70

34.32

36.44

21 . 69

60.70

63.24

36.67

65.87

18.26

应用离心选矿机还对鞍钢齐大山铁矿石、河北司家营铁矿石,首钢水厂铁矿石, 湖南洞石铁矿石、湖南祁东铁矿石、昆钢上厂铁矿石、马钢姑山铁矿石和海南铁矿石 进行了试验室或工业试验,采用的条件与分选指标大体相近,但只有少数选厂纳入到 生产流程中,多数矿山在考虑到生产成本后未能建设。

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