选矿工艺技术部培训课件.ppt

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1、第四章选矿第一节工艺设计介绍设计依据(1)国家及地方有关设计规范及行业标准。(2)参考招金矿业目前现有选硫厂生产实践的工艺参数以及国内外类似企业的生产实践。(3)建设单位出具的设计委托书。(4)现场调查收集的相关资料。原料元素AuAg全Fe全SCuPbZnCN-含量(%)0.8*20*2325.00.360.20.650.08元素TiO2SiO2Al2O3CaOMgOK2ONa2OAs含量(%)0.374.450.321.600.830.60.400.01表3.2-1氰化渣（尾矿渣）化学组成原有

2、企业生产工艺目前，招金贵合公司采用氰化尾渣浮选高硫精矿。从金翅岭运输来的氰化尾渣含水量在15~20%左右，含硫品位波动较大，平均在24%左右。氰化尾渣用抓斗提升至原料料仓，再通过上料系统至搅拌槽，进行加水、加酸(制酸系统净化废酸)、加药调浆，经一次粗选、二次精选、两次扫选产出高品位硫精矿和尾矿，高硫精矿及尾矿脱水均采用浓缩+过滤两段脱水流程。高品位硫精矿采用汽车转运至焙烧原料库堆存，尾矿浓缩压滤后至尾矿库或制砖厂。通过浓缩压滤后的高硫精矿含水量一般在9%左右，硫品位在48%左右，满足沸腾炉焙烧要

3、求。尾矿压滤后含水量在20%左右。尾矿S品位在4.5%左右。第二节设计选硫生产工艺原料制备从全国各地采购的氰化尾渣汽车运输送至原料堆场，铲车运送至原料槽，用抓斗提升至上料料仓，料仓上设200×200格筛，隔除大块杂物；料仓排料由板式给料机卸料至皮带输送机，送至圆筒洗矿机加水调浆，洗矿机前端设有圆筒筛(筛孔20mm)去除杂质，同时加水冲洗，筛下矿浆进入螺旋分级机，粗粒杂质由返砂端排出，溜槽送至厂房外，分级溢流浓度33%自流至酸浸槽。酸浸工艺矿浆在pH值5~6条件下浸出2h，共设计四个搅拌反应槽。在

4、第一级搅拌槽加入来自制酸车间的废酸，废酸浓度10%左右，，在四个酸浸槽内进行顺流连续浸出，在第一、二、和三酸浸槽内加入废稀酸(通过控制矿浆pH值调整硫酸的加入)。同时在第一、第二酸浸槽内通入蒸汽加热(热量来自制酸车间的余热锅炉)。浸出温度50~60℃，浸出时间2h，浸出终点pH控制在5.5左右，浸出矿浆泵送至浮选车间。在酸浸过程中溢出的气体，通过管道收集至尾气吸收系统。浮选工艺来自酸浸车间的矿浆加入浮选药剂搅拌，经一次粗选、二次精选、两次扫选产出高品位硫精矿和高硅尾矿渣，精矿自流至精矿脱水工段，

5、尾矿渣加入石灰搅拌中和泵送至尾矿脱水工段；硫精矿品位48%，尾矿渣硫品位4.36%。精矿脱水工艺来自浮选车间的高硫精矿经过浓密机浓缩脱水，溢流进入精矿溢流沉淀池再次沉降，清液泵送至总回水池；底流泵送至精矿压滤车间，经两台立式压滤机压滤，滤液自流至精矿沉淀池，滤饼由皮带机卸至精矿槽，抓斗装料至料仓，皮带机卸料，转运皮带送至焙烧原料库；最终水分10%左右。尾矿渣脱水工艺来自浮选车间的浮选尾矿渣经过浓密机浓缩脱水，溢流进入尾矿渣溢流沉淀池再次沉降，清液泵送至总回水池；底流泵送至尾矿渣压滤车间，经四台隔

6、膜压滤机压滤，滤液自流至尾矿沉淀池，滤饼由皮带卸至尾矿临时堆场，铲车送至最终尾矿渣库；最终水分15%左右。第三节工艺流程及技术参数设计浮选工艺数质量流程图浮选工艺指标浮选工艺指标表序号项目单位指标备注一氰化尾渣(原矿)1处理氰化尾渣量t/d2000t/a660000年工作330天计2氰化尾渣品位Aug/t0.8Agg/t20S%24Fe%23二精矿1浮选精矿量t/d900t/a297000年工作330天计2浮选精矿品位Aug/t1.618Agg/t26.67S%48Fe%44.473浮选精矿回收

7、率Au%91Ag%60S%90Fe%87三尾矿渣1尾矿渣量t/d1100t/a363000年工作330天计2浮选尾矿渣品位Aug/t0.13Agg/t14.55S%4.36Fe%3.44浮选高硫精矿与尾矿渣成分浮选高硫精矿多元素化学分析(%)元素Au*Ag*CuZnTFeTSPb含量(%)1.6226.390.260.3644.4248.000.12元素MgOAsHgCaOAl2O3SiO2含量(%)0.160.0590.00020.150.853.35氰化渣选硫后尾矿渣化学组成元素AuAg全F

8、e全SCuPbZnCN-含量(%)0.43*14.55*5.444.360.030.040.03未检出元素TiO2SiO2Al2O3CaOMgOK2ONa2OAs含量(%)0.4162.3019.953.544.032.942.53未检出*Au和Ag的含量单位为g/t。第三节其它生产能力原料处理及浮选工艺生产能力为年处理原矿66万吨，即每天处理原矿2000吨。各工段生产能力见表各工段生产能力工段名称年生产能力(t)日生产能力(t)小时生产能力(t)原料660000200083.33浮选66000