伊朗某金礦選礦廠工藝流程改造實踐

王慶民 謝園明 熊 立

(1.江西省地礦資源勘查開發中心；2.江西地礦資源勘查開發有限公司)

伊朗某金礦是江西地礦局資源公司積極響應國家“一帶一路”倡議在伊朗投資建設的一個新礦山，于2017年9月完成建設并正式投產。該金礦屬少硫化物破碎不等粒石英巖型含鉛金氧化礦石，原采用磨礦—跳汰機+搖床重選—浮選原則流程進行生產。由于該工藝在生產調試過程中出現諸多問題，導致選礦生產指標不理想。為使礦山盡快達標達產，在試驗研究和國內同行研究成果[1-6]的基礎上，對生產工藝進行技術改造和優化，以提高選礦廠設備運轉率，改善經濟技術指標。

1 礦石性質

伊朗某金礦石主要金屬礦物為鉛礬、方鉛礦、褐鐵礦，其次黃鐵礦、閃鋅礦、黃銅礦、銅藍等；非屬礦物主要為石英，其次為明礬石等；貴金屬礦物主要為銀金礦，其次自然金。礦石化學多元素分析結果見表1。

表1 礦石化學多元素分析結果 %

注：Au、Ag的含量單位為g/t。

由表1可知，礦石中有回收價值的金屬元素為金，有害元素As、Sb品位較低。其中鉛含量1.31%，達到綜合回收標準。鉛礦物主要以鉛礬和鉛鐵礬等氧化礦物的形式存在，難以選別，因此暫不考慮回收鉛。金礦物嵌布粒度粗細不均，主要以細粒金(0.01～0.037 mm)嵌布為主，占79.66%；其次是微粒金(-0.01 mm)占20.34%，其中以0.005～0.01 mm粒級為主，占18.16%，0.002 5～0.005 mm和0.001～0.002 5 mm粒級分別占1.98%、0.20%。

2 原流程與存在問題

2.1 原工藝流程

原礦破碎后進入球磨機進行一段磨礦，排礦進入鋸齒波跳汰機選別。跳汰粗精礦自流進入搖床進行精選，得到重選精礦和搖床尾礦；搖床尾礦經砂泵給入脫泥斗內進行脫水，溢流水進入回水池循環再利用。跳汰尾礦則進入螺旋分級機分級，返砂與脫泥斗底流一起返回一段磨礦再磨，分級機溢流(-0.074 mm 65%)進入浮選作業，經粗選1選別獲得粗精礦1和粗尾礦1。粗精礦1給入精選作業進行精選，粗尾礦1經砂泵給入水力旋流器分級，沉砂進入二段磨礦，溢流(-0.074 mm 85%)進行1粗2精2掃浮選作業，最終獲得浮選金精礦。原選礦工藝流程見圖1。

2.2 存在問題

(1)實際生產情況表明，鋸齒波跳汰機對細粒礦物分選效果不佳、用水量大、難以保證浮選作業濃度、篩網2 mm的篩孔易被片狀礦粒和鋼球碎片堵塞。隨著生產的進行，跳汰粗精礦產率越來越小，金回收率越來越低。在調試初期，跳汰機+搖床重選流程在原礦金品位4.66 g/t的條件下，可獲得產率0.29%、金品位172.18 g/t、回收率10.16%的重選金精礦；生產3個月后，重選作業在原礦金品位4.39 g/t的條件下，只能獲得產率0.07%、金品位321.47 g/t、回收率5.13%的重選金精礦。

圖1 原選礦工藝流程

(2)搖床尾礦主要為-2 mm粒級的跳汰粗精礦，粒度較粗，砂泵易損件消耗過快，經常堵塞礦漿輸送管道，設備運轉率較低。

(3)濃泥斗脫水效果不理想。一是底流濃度偏低、排礦不穩定、排礦口易堵，造成一段磨礦給礦量、磨礦濃度、分級溢流濃度和細度波動大，且分級溢流濃度和細度不穩定，影響后續浮選作業選別效果；二是溢流跑渾嚴重，金屬流失多，回水沉淀池和高位回水池沉積泥較多，難以清理。

(4)粗選1作業設置1臺調漿攪拌槽對入浮礦漿進行攪拌混合，但攪拌時間不足，硫化鈉與礦漿作用時間短，難以使氧化礦充分活化，致使硫化鈉用量大，金回收指標不理想。

(5)原浮選粗精礦1金品位較高，為87.75 g/t，作業產率2.18%，作業回收率39.28%，達到金精礦合格產品的要求，無需再進行精選即可作為金精礦。生產流程中粗精礦1進入精選作業不符合“能收早收”的選別原則。

(6)受浮選金精礦壓濾機選型限制，金精礦產率平均3.84%?？紤]到流程處理能力和浮選金精礦品位與回收率，在保證金精礦銷售經濟品位的前提下，確定最佳的浮選金精礦產率更利于金的回收。

3 改造優化試驗

3.1 粗選1調漿攪拌時間試驗

為確定適宜粗選1作業攪拌槽調漿作業攪拌時間,在現場取樣進行攪拌試驗。試驗樣品為生產現場螺旋分級機溢流,試驗采用1次浮選流程,參考生產現狀，活化劑硫化鈉用量1 000 g/t，丁基黃藥+丁銨黑藥+乙硫氮用量(120+40+40)g/t(對原礦)，刮泡頻率15次/min，試驗結果見表2。

表2 粗選1攪拌時間試驗結果

由表2可知,隨著攪拌時間的延長,粗精礦1金品位逐漸提高、作業回收率先顯著上升后微幅下降。綜合考慮，確定粗選1攪拌槽調漿作業攪拌時間為10 min。

3.2 粗精礦1產率試驗

固定攪拌槽調漿作業攪拌時間10 min，硫化鈉用量1 000 g/t、丁基黃藥+丁銨黑藥+乙硫氮用量(120+40+40)g/t(對原礦)，對現場螺旋分級機溢流進行1次浮選流程,考查粗精礦1產率對回收金的影響，試驗結果見表3。

表3 粗精礦1產率試驗結果

由表3可知,隨著粗精礦1作業產率的不斷增加,粗精礦1金品位逐漸降低、作業回收率逐漸提高。綜合考慮金品位和回收率，確定粗精礦1作業產率為3.98%，較原粗選1精礦作業產率2.18%顯著提高。

4 改造措施

根據選礦工藝流程中存在的問題和優化試驗結果，進行工藝流程改造優化。

(1)跳汰機+搖床重選流程改為螺旋溜槽+搖床重選流程，一段磨礦與螺旋分級機形成閉路磨礦—分級流程，增加弱磁選除鐵。細度-0.074 mm 65%的螺旋分級機溢流經弱磁選機除鐵后給入螺旋溜槽進行分選，螺旋溜槽粗精礦進入搖床重選，得到重選金精礦；螺旋溜槽尾礦進入粗選1浮選，搖床重選尾礦與粗選1尾礦合并進入二段磨礦。

(2)在粗選1前增加1臺φ2 000 mm攪拌槽,保證硫化鈉與礦漿作用時間充足。

(3)粗精礦1與精選金精礦自流至精礦攪拌槽混勻作為浮選金精礦。

(4)在保證精礦合理的銷售經濟金品位的前提下，適當提高粗選1精礦產率，以提高金回收率。同時增加1臺精礦壓濾機，緩解精礦脫水壓力。

改造后的選礦工藝流程見圖2。

圖2 改造后的選礦工藝流程

5 改造效果

改造前后重選流程和全流程生產指標分別見表4、表5。

表4 改造前后重選流程生產指標

表5 改造前后全流程生產技術指標

由表4、表5可知，選礦工藝流程改造后，在保證重選金精礦和混合金精礦產品質量的前提下，重選金精礦回收率提高了19.79個百分點，混合金精礦回收提高了9.78個百分點。金價按265元/g計，折價系數按89.5%計，改造后可新增銷售收入1 004.14萬元/a，生產成本減少23.85萬元/a，每年可新增利潤1 027.99萬元，經濟效益良好。

6 結 論

(1)伊朗某金礦選礦廠通過將跳汰機+搖床重選流程改為螺旋溜槽+搖床重選流程、一段磨礦與螺旋分級機形成閉路磨礦—分級流程、增加弱磁選除鐵，延長粗選1攪拌槽調漿作業攪拌時間至10 min，粗選1精礦作業產率提高到3.98%且不進入精選作業、直接與精選金精礦混合作為浮選金精礦，對原選礦工藝流程進行改造。改造后，可獲得金品位71.42 g/t、回收率83.62%混合金精礦，相比原混合金精礦金總回收率提高了9.78百分點，其中重選金精礦回收率相比改造前提高了19.79個百分點。

(2)搖床尾礦不進入濃泥斗，通過水力旋流器分級后進二段磨礦，保證了分級溢流濃度和細度，為浮選作業創造了有利條件，也避免了濃泥斗溢流跑渾導致金屬流失、回水池沉積泥過多的問題。

(3)浮選粗選1精礦不進入浮選精選，符合金“能收早收”的原則。對金品位0.82 g/t的尾礦進行氰化浸出試驗，最終浸渣金品位為0.30 g/t、金浸出率可達63.41%，因此下一步可以考慮再回收尾礦中的金。

(4)搖床尾礦最大粒度從2mm降低至0.2mm，有利于延長搖床尾礦砂泵易損件使用壽命，也解決了該礦漿輸送管道堵塞的問題，選礦廠設備運轉率得到明顯提高。