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杨林坳钨矿磨矿优化试验研究及其工业应用.pdf

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1、第 38 卷第 6 期 Vol.38,No.62023 年 12 月 China Tungsten Industry Dec.2023 收稿日期:20231129 作者简介:范仕清(1966),男,湖南衡阳人,高级工程师,主要从事矿山生产、科技创新及科技管理工作。DOI:10.3969/j.issn.1009-0622.2023.06.004 杨林坳钨矿磨矿优化试验研究及其工业应用 范仕清1,谭俊峰1,钟久祥2,伍 豪1,陈 谦1,杨俊杰1,方 鑫2,吴彩斌2(1.衡阳远景钨业有限责任公司,湖南 衡阳 421166;2.江西理工大学,江西 赣州 341000)摘 要:针对杨林坳钨矿易脆,在磨矿

2、分级过程中容易产生过粉碎,进行了球径精确化计算和条件试验对比,开展了工业化验证。工业试验验证结果表明,精确化球径配比为 80 mm60 mm40 mm=50%40%10%,在最佳磨矿浓度为 70%,介质充填率为 35%下,球磨机处理能力从 32 t/h 提升至 39.5 t/h,增幅为 23.4%,排矿产品0.15 mm+0.023 mm产率从27.78%提高至38.65%,钨金属量提高了4.46 个百分点;溢流产品0.15 mm+0.023 mm产率从 34.78%提高至 38.98%,钨金属量提高了 4.59 个百分点。此外,磨机单位运行功率从 11.43 kWh/t 降低至9.89 kW

3、h/t,降幅为 13.5%;介质消耗从 0.95 t/d 降低至 0.85 t/d,降幅为 10.5%,节能降耗效果显著,该研究可为同类钨矿磨矿优化提供借鉴。关键词:精确化磨矿;球径配比;过磨 中图分类号:TD921.4 文献标识码:A 0 引 言 钨矿资源是重要的矿产资源,主要分布于江西、湖南、河南等省份1,由于钨的特殊性能,因此被广泛应用于电子通信、航空航天、材料和化工等领域2。在钨矿资源开发过程中,首先要对钨矿进行破碎。据统计,钨矿破碎作业的耗电总量占选矿厂总耗电量的 60%以上,而磨矿作业的耗电量又占破碎作业的 90%以上,磨矿成本占选矿厂生产成本的40%60%3-4。与此同时,磨矿作

4、业又承担着矿石破碎和矿物解离,为选矿提供满足粒度要求磨矿产品的任务。磨矿产品质量的优劣是通过磨矿机内的研磨介质来实现的,选择合适大小的磨矿介质至关重要5。刘瑜等6对柿竹园脆性多金属矿磨矿中存在的过粉碎、低效率等问题,运用精确化磨矿理论使磨矿产品质量得到全面改善,提高了浮选指标且节能降耗效果显著。石刚等7在张庄铁矿进行了精确化磨矿试验,改善磨矿产品的粒度特性,磨矿产品中磁选回收率高于偏大球制度 2.97%、偏小球制度3.59%,提高了磁选指标。由此可见,精确化磨矿是改进和优化磨矿工艺,降本增效,增加经济效益的有效途径。目前,远景钨业杨林坳选矿厂存在球磨机磨矿效率低、磨矿产品粒度组成不合理等问题,

5、严重影响选矿指标。本研究以此选矿厂为研究对象,根据矿石的性质及不规则矿块的力学分析,结合段氏球径半理论,提出了精确化磨矿装补球方案,确定最佳的磨矿条件,并进行工业应用。1 矿石性质及工艺现状 现场流程为一段闭路磨矿,磨机型号为MQ2736,分级设备为 2FG-2000 型螺旋分级机,工艺流程如图 1 所示。现场球磨给矿粒度为15 mm,一段溢流的细度要求为0.075 mm 产率为 60%。对矿样进行多元素分析和物相分析,结果见表 1 和表 2。试验矿样粒度筛析结果见表 3。由表 1 和表 2 可以发现,原矿含 WO3为0.469%,以白钨矿为主,占 45.20%,其次为黑钨矿,占 12.58%

6、。以混杂、吸附、包裹的形态存在于褐铁矿中的钨占 33.69%,钨华占 8.53%,两者占钨总量的 42%左右。第 6 期 范仕清,等:杨林坳钨矿磨矿优化试验研究及其工业应用 25 图 1 磨矿分级工艺流程 Fig.1 Process flow of grinding and classification 表 1 原矿多元素分析结果 /%Tab.1 Analysis results of multi-element analysis of raw ore 元素 WO3 Mo Cu Pb Zn Fe Mn含量 0.469 0.005 0.02 0.006 0.011 2.740.13元素 S As

7、 Sn Ca Mg Al2O3SiO2含量 0.07 0.035 0.07 0.38 0.97 9.2577.10 表 2 原矿钨物相分析结果%Tab.2 Phase analysis results of raw tungsten ore 相别 WO3含量 分布率 白钨矿 0.212 45.20 黑钨矿 0.059 12.58 褐铁矿包裹钨 0.158 33.69 钨华 0.04 8.53 合计 0.469 100.00 表 3 试样粒度组成 Tab.3 Particle size composition of samples 粒级/mm 产率/%WO3品位/%金属分布率/%16+13.2

8、4.15 0.23 2.39 13.2+10 15.81 0.35 13.84 10+8 19.36 0.38 18.39 8+6.7 9.43 0.73 17.21 6.7+4 19.31 0.087 4.20 4+2 12.17 0.34 10.34 2+1.18 4.98 0.29 3.61 1.18+0.6 5.32 0.45 5.98 0.6+0.3 3.48 0.86 7.48 0.3+0.15 2.20 1.08 5.93 0.15+0.075 1.29 1.50 4.83 0.075 2.50 0.93 5.80 总计 100.00 0.40 100.00 由表 3 可知,入磨

9、试样粒度 P80(是指磨矿产品中筛下累积产率为 80%对应的粒级)为 10 mm,+1.18 mm 粒级累积含量为 85.21%,其中0.15 mm产率仅为 3.79%,0.075 mm 产率 2.50%,说明入磨样粒度组成整体偏粗;+1.18 mm 钨金属占有率达69.98%,需要在磨矿过程中得到充分解离,且钨品位随粒度减小有逐渐增大趋势,0.15 mm 钨品位达1.50%,说明要获得高品位钨精矿,必须要在磨矿时得到充分解离。2 试验部分 2.1 矿石力学性质 矿石力学性质是表示矿石抵抗各种外力破坏的能力,矿石抵抗破碎的力学性能在很大程度上影响着磨碎的效率。应用材料力学原理研究矿块力学性质,

10、是精确确定磨矿介质条件的关键8-9。通过对矿石的力学性质测试,测得该钨矿密度为 2.87 g/cm3,极限抗压强度为 317.44 MPa,矿石硬度为 3,属于软性矿石,在磨矿过程中,既要有足够大冲击又要注意研磨,因此,后续配球过程中要适当加大钢球尺寸。2.2 精确化球径计算 球磨机靠钢球的冲击和磨剥来完成对矿块的磨碎任务,钢球作为能量的媒介质将外界输入的能量转变为对矿块的破碎功而对矿块实施破碎。可见,在磨矿过程中钢球尺寸的大小决定着钢球携带能量的多少,也就决定着对矿块破碎力的大小,从而影响磨矿产品的质量。同时,钢球尺寸的大小还对磨矿电耗和钢耗有较大影响。根据矿石力学性质、磨机给矿粒度组成特性

11、以及选厂磨机工作条件,采用球径半理论公式计算出各粒级所需钢球尺寸10-11,球径半理论公式如式(1)所示12:2600.522 410bcfeDKdD压(1)式中:Db为磨机在特定条件下所需球径,cm;Kc为综合修正系数;为磨机转速率,%;压为矿石的抗压极限强度,压100f,kg/cm2,f为普式硬度;e为钢球的有效密度,g/cm3,e=sn,s为钢球密度,g/cm3,n为矿浆密度,g/cm3,其确定方法为:n=t/C+t(1C),t为矿石比重,C为矿浆重量百分浓度,%;D0为球荷“中间缩集层”直径,cm;df为95%过筛最大粒度,cm。选择磨矿浓度C为75%,充填率为35%,转速率为70%,

12、对不同粒级区间的矿物颗粒进行球径计算,见表4。26 第 38 卷 从表4可知,对15 mm+13.2 mm、13.2 mm+10 mm、10 mm+8 mm、8 mm+6.7 mm、6.7 mm+4 mm、4 mm+2 mm和2 mm+1.18 mm不同粒级矿物所需球径进行计算,最终得到确定球径分别为80 mm、70 mm、60 mm、45 mm、35 mm、25 mm和15 mm。表 4 不同矿石粒度下所需球径 mm Tab.4 Required ball diameter for different ore particle sizes 粒径 计算所需球径 确定球径 15+13.2 74.

13、20 80 13.2+10 67.21 70 10+8 57.35 60 8+6.7 40.16 40 6.7+4 33.98 35 4+2 22.65 25 2+1.18 11.33 15 2.3 试验方法 对皮带样进行晾干处理,并将矿样破碎至2.36 mm以下,经环堆缩分制成实验室样品,用于磨矿条件试验,每袋样品重500 g,图2为皮带样和实验室样品的粒度分布组成。图 2 粒度分布组成 Fig.2 Composition of particle size distribution 通过图2,结合表4中不同粒级矿物所对应球径,在确定各粒级所需球径的基础上,根据一段磨矿给矿及返砂的粒度组成,运

14、用破碎统计力学原理进行精确化装球计算13-14,得出精确化工业应用球径配比为80 mm60 mm40 mm=50%40%10%,补加球为80 mm60 mm=50%50%。实验室磨矿试验采用体积为6.25 L的锥形球磨机,对应的入磨物料是2.36 mm,根据入磨矿样粒度组成,确定实验室精确化钢球配比为40 mm30 mm20 mm=45%25%30%。3 精确化磨矿条件试验 3.1 磨矿时间条件试验 选择充填率为35%,磨矿浓度为67%,磨机转速为70 r/min。分别在磨矿时间为0 min、1 min、2 min、3 min、5 min、7 min下进行磨矿时间条件试验,试验结果如图3所示。

15、由图3可知,随着磨矿时间的延长,磨矿产品整体粒度逐渐减小。其中,磨矿产品中0.075 mm筛下产率属于线性增长,线性拟合回归方程为Y=8.21t+16.72。当磨矿时间为3 min时,磨矿产品中0.075 mm筛下产率为41.15%,而磨矿新生0.075 mm产率为26.76%。因此,结合实验室条件的合理性,将磨矿时间控制在3 min较为合适。(a)磨矿时间试验结果;(b)不同磨矿时间产率 图 3 不同磨矿时间下磨矿效果变化 Fig.3 Changes in grinding efficiency under different grinding times 3.2 磨矿浓度条件试验 在磨矿时

16、间的基础上,选取磨矿浓度60%、65%、67%、70%、75%进行磨矿浓度条件试验,第 6 期 范仕清,等:杨林坳钨矿磨矿优化试验研究及其工业应用 27 试验结果如图4所示。根据图4发现在不同磨矿浓度下的磨矿产品筛下累积产率分布存在差别,其中对于+0.1 mm粒级,70%和75%磨矿浓度的累积产率曲线在其他磨矿浓度累积产率曲线之上,表明其磨矿效果比其他磨矿浓度好,同时发现对于0.1 mm粒级,70%磨矿浓度累积曲线在75%磨矿浓度下,表明过粉碎情况较75%磨矿浓度低。为了找出最佳的磨矿浓度,选取不同磨矿浓度下的新生0.075 mm产率和磨矿产品0.075 mm粒级产率进行对比。可以发现随着磨矿

17、浓度的增加,新生0.075 mm产率呈现增长趋势,但磨矿效果不会一直改善,磨矿浓度为70%时与磨矿浓度75%时,新生0.075 mm产率和0.075 mm筛下产率相差较小。综上所述,选择70%作为最佳磨矿浓度,此时,磨矿产品的0.075 mm粒级产率为44.7%,新生0.075 mm产率为30.3%。(a)磨矿浓度试验结果;(b)磨矿新生和0.075 mm 筛下产率 图 4 不同磨矿浓度下磨矿效果变化 Fig.4 Changes in grinding efficiency under different grinding concentrations 3.3 介质充填率条件试验 在磨矿时间和

18、浓度条件试验基础上,选取介质充填率20%(6.00 kg)、25%(7.50 kg)、30%(9.00 kg)、35%(10.50 kg)、40%(12.00 kg)进行介质充填率条件试验,试验结果如图5所示。由图5可知,随着介质充填率 的不断增加,磨 矿 产 品 粒 度 分 布 从 细 到 粗 依 次 是40%35%30%25%20%,说明随着介质充填率的增高,磨矿产品的粒度也会逐渐减小,这是因为介质充填率提升,介质与矿物的接触面积也会相应提升。但是介质充填率提升相应也会使得球磨机的磨矿能耗过高,介质充填率对磨矿能耗的影响结果见表5。这对于工业生产成本是非常重要的。因此,合理地选择介质的充填

19、率显得尤为重要。此外,将不同介质充填率下的磨矿产品0.075 mm产率和新生0.075 mm产率进行对比。可以看出,介质充填率从20%升高至35%,无论是0.075 mm粒级产率还是新生0.075 mm产率都提 (a)介质充填率试验结果;(b)磨矿新生和0.075 mm 筛下产率 图 5 不同介质充填率下磨矿效果变化 Fig.5 Changes in grinding effect under different media filling rates 28 第 38 卷 表 5 介质充填率对磨矿能耗的影响 Tab.5 Effect of medium filling rate on grin

20、ding energy 序号 介质充填率/%磨矿能耗/kW 1 20 0.246 2 25 0.251 3 30 0.256 4 35 0.264 5 40 0.273 升明显,表明磨矿效果得到明显改善;但当介质充填率从35%提升至40%,磨矿效果提升不够明显,所以介质充填率选择35%更为合适。3.4 精确化开路和闭路磨矿分析 根据上述磨矿工艺参数条件和选矿厂实际要求的磨矿细度,进行实验室条件下的精确化开路和闭路磨矿试验,试验结果如图6所示,考察精确化磨矿下实验室磨矿产品粒度组成特性和金属量分布特性,与现场一段球磨机排矿、分级溢流指标进行对比。实验室开路磨矿是经过一次磨矿后的磨矿产品,相当于工

21、业磨机排矿产品。实验室闭路磨矿是经过一次磨矿后,将产品用0.212 mm筛子进行过筛(0.075 mm占60%左右),筛上粗颗粒重新返回磨机,直至筛上产率小于磨矿总量的5%,此产品相当于工业分级溢流产品。由图6可以发现,精确化开路产品与现场一段排矿的粒度分布有明显差别。相比现场一段排矿,精确化开路产品整体粒度分布更细,且细粒级含量和一段排矿含量基本相同,这说明精确化制度下的磨矿产品粒度分布更加合理,呈现中间粒级分布更多,粗细粒级分布更少的趋势。此外,精确化开路产品中0.075 mm筛下产率为44.7%,0.010 mm筛下产率为15.5%;而一段排矿中0.075 mm筛下产率为31.5%,0.

22、010 mm筛下产率为14.7%。过粉碎程度相近,精确化开路产品细度提升明显,说明精确化磨矿可以有效改善磨矿速率。同时,对比精确化闭路产品和一段溢流,可以发现精确化闭路产品中0.075 mm筛下产率为68.0%,而一段溢流中0.075 mm筛下产率仅为57.3%,细度明显不足,且精确化闭路产品过粉碎行为也更轻,为了观察出磨矿产品粒度分布对钨金属分布影响,将不同磨矿产品进行金属量分布比较,以+0.15 mm作为欠磨粒级,0.15 mm+0.010 mm作为合格粒级,0.010 mm作为过磨粒级,结果如图7所示。(a)筛下累积产率;(b)筛下产率 图 6 精确化开路和闭路的磨矿效果 Fig.6 P

23、recision grinding effect of open and closed circuits (a)精确化开路试验;(b)精确化闭路试验 图 7 精确化开路和闭路磨矿产品钨金属分布 Fig.7 Precise distribution of tungsten metal in open and closed circuit grinding products 第 6 期 范仕清,等:杨林坳钨矿磨矿优化试验研究及其工业应用 29 根据图7可以发现,相比于现场一段排矿,精确化开路产品中钨金属分布更加合理,富集在中间合格粒级的含量更多,且过粉碎程度更轻。同时,对比精确化闭路产品和一段溢流

24、中钨金属的分布,可以看出两者存在较大的差异。其中,一段溢流中钨金属在0.15 mm+0.010 mm粒级分布为65.2%,在0.010 mm粒级分布为27.0%;精确化闭路产品在0.15 mm+0.010 mm粒级分布为81.9%,在0.010 mm粒级分布为10.7%,钨金属分布改善明显。4 工业应用及效果 根据实验室研究结论,结合原矿粒度分布,工业磨机的初装球方案确定为80 mm60 mm40 mm=50%40%10%,介质充填率35%,磨 矿 浓 度75%;补 加 球 配 比 为80 mm60 mm=11。调试前后的球磨处理量变化如图8所示,从图8可以看到,通过调整装补球配比及磨矿参数,

25、球磨处理量从32 t/h提升至39.5 t/h,上升幅度为23.4%。图 8 球磨处理量变化 Fig.8 Changes in ball milling processing capacity 同时,以+0.15 mm为欠磨粒级,0.15 mm+0.023 mm为合格粒级,0.023 mm为过磨粒级。对比调试前后磨矿产品的粒度和钨金属量变化,结果见表6和表7。由表6和表7可以看出,磨矿产品质量得到明显改善。其中,排矿产品在0.15 mm+0.023 mm合格粒级区间的产率从27.78%提高至38.65%,钨金属量从51.43%提高至55.89%;溢流产品在0.15 mm+0.023 mm合 格

26、 粒 级 区 间 的 产 率 从34.78%提高至38.98%,钨金属量从43.95%提高至48.54%。表 6 磨矿分级产品粒度分布变化 Tab.6 Changes in particle size distribution of grinding and grading products 32 t/h 产率/%40 t/h 产率/%粒级/mm 排矿 溢流 排矿 溢流+0.15 44.31 25.46 40.24 23.70 0.15+0.023 27.78 34.78 38.65 38.98 0.023 27.91 39.76 21.11 37.32 表 7 磨矿分级产品钨金属量分布变化

27、Tab.7 Changes in tungsten metal distribution in grinding and grading products 32 t/h 钨金属量/%40 t/h 钨金属量/%粒级/mm 排矿 溢流 排矿 溢流+0.15 26.52 8.36 23.88 7.23 0.15+0.023 51.43 43.95 55.89 48.54 0.023 22.05 47.69 20.23 44.23 此外,磨矿成本主要由磨机运行功率和介质消耗决定磨矿成本,调试前后磨矿成本变化见表8。从表8可以看到,磨机单位运行功率从11.43 kWh/t降低至9.89 kWh/t,降幅

28、为13.5%;介质消耗从0.95 t/d降低至0.85 t/d,降幅为10.5%。表 8 磨矿成本变化 Tab.8 Changes in grinding costs 磨矿成本 阶段 单位运行功率/(kWht1)介质消耗/(td1)调试前 11.43 0.95 调试后 9.89 0.85 下降幅度/%13.5 10.5 5 结 论(1)根据矿物粒度组成和球径半理论公式,得到实验室精确化球径配比为40 mm30 mm 20 mm=45%25%30%,混合球径为31.5 mm;工业试验精确化球径配比为80 mm60 mm 40 mm=50%40%10%,混合球径为68 mm。(2)通过实验室条件试

29、验,磨矿时间在3 min最符合现场生产,且磨矿浓度为70%,介质充填率为35%时,磨矿效果最佳。对比精确化磨矿开、闭路试验可以发现,精确化磨矿可以有效减轻产品过粉碎程度,改善产品粒度及钨金属量分布情况。(3)工业应用表明,磨矿处理能力从32 t/h提升至39.5 t/h,上升幅度为23.4%,磨矿产品质量得 30 第 38 卷 到明显提升。此外,磨机单位运行功率从11.43 kWh/t降低至9.89 kWh/t,降幅为13.5%;介质消耗从0.95 t/d降低至0.85 t/d,降幅为10.5%。参考文献:1 袁 博,孙立楠,王国平,等.我国钨产业现状及战略储备思考J.中国钨业,2019,34

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40、:杨林坳钨矿磨矿优化试验研究及其工业应用 31 classification,this paper studies the accurate calculation of ball diameter with the comparison of conditional tests and the industrial verification.The industrial test results show that:the accurate ball diameter ratio is 80 mm60 mm 40 mm=50%40%10%.Under the optimum grinding

41、 concentration of 70%and medium filling rate of 35%,the ball mills processing capacity increases from 32 t/h to 39.5 t/h,with a rise of 23.4%.The mineral discharge is-0.10%.The yield of overflow product-0.15 mm+0.023 mm increases from 34.78%to 38.98%,and the amount of tungsten metal increases by 4.5

42、9 percentage points.In addition,the unit running power of the mill decreases from 11.43 kWh/t to 9.89 kWh/t,with a reduction of 13.5%.The medium consumption is reduced from 0.95 t/d to 0.85 t/d,with a decrease of 10.5%.It demonstrates a remarkable effect of energy saving and consumption reduction.Th

43、is study can provide reference for grinding optimization of similar tungsten mines.Key words:precision grinding;ball diameter ratio;over-grinding(编辑:游航英)(上接第 18 页)Application of Novel Small Molecule Inhibitors in Scheelite Flotation CHEN Kefeng1,GUO Jiangxu1,YUAN Daijun1,TAN Xiaofei1,ZENG Haitao1,HA

44、N Haisheng2,WANG Xuan2,DENG Chaozheng2(1.Hunan Yaogangxian Mining Co.,Ltd.,Chenzhou 424209,Hunan,China;2.School of Resource Processing and Bioengineering,Central South University,Changsha 410083,Hunan,China)Abstract:As classical flotation reagents in scheelite flotation,tatty acids and sodium silica

45、te are widely used in large scheelite mines in China and beyond.Water glass can effectively inhibit typical gangue minerals,such as silicate and calcite.However,the extremely large(610 kg/t)dosage,in spite of their inhibiting effect on scheelite minerals from floating up,lead to a series of problems

46、 in wastewater purification and reuse.Therefore,a new type of small molecular inhibitor CS was designed and developed to replace most of the sodium silicate.Mineral processing experiments were carried out in a scheelite in Hunan.The results show that:Adsorbed on calcite surface with high efficiency,

47、the new small molecule inhibitor has good selective inhibition effect.In normal temperature flotation,CS can replace 45 times of its own sodium silicate.At the same time,it can improve the flotation recovery of scheelite by more than 4 percentage points.A new type of small molecule inhibitor CS provides a new solution to high-water glass consumption in classical tungsten flotation process.Key words:fine-grained refractory tungsten ore;calcium-containing gangue stone;flotation;inhibitor(编辑:游航英)

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