会理镍矿选矿厂_百科知识_行业资讯

一、位置：位于四川省会理县力溪区的川滇公路上，北距会理县城45公里，西距金江火车站85公里，矿区海拔高1800米以上，平均气温15℃。

二、矿石特性：矿体产于基性、超基性岩体中，为岩浆熔离型硫化铜镍矿床。主要金属矿物有：镍黄铁矿、磁黄铁矿、黄铜矿、磁铁矿、及少量的黄铁矿。脉石矿物有：橄榄石、辉石、斜长石、黑云母、磷灰石、棕色角闪石、石榴石、蛇蚊石等。金属硫化物以磁黄铁矿为主，镍黄铁矿和黄铜矿均与其紧密共生。硫化物嵌布于硅酸盐矿物晶粒间及裂缝中。大部分硫化物粒度较大，可达3～4毫米，一般为0.18毫米左右。而在浸染矿石中，硫化物呈星点状，一般为0.01～0.005毫米。镍呈硅酸镍状态的占8～10%，这部分镍是橄榄岩中镍代替铁呈类质同相状态存在。矿石密度3～3.5吨/³米。

三、厂史：矿山始建于58年，原由北京有色冶金设计总院设计，采选规模500吨/日，并有年产1200吨高冰镍的粗炼厂以及其它辅助生产设施，60年代初简易投产，服务年限10年。后因地质储量增加，原设计正直困难时期，厂房简陋，设备不配套。1964年由昆明冶金设计院进行填平补齐设计，65年底重新建成投产、采、选规模500吨/日，服务年限保有14年。历史最好水平为1978年，平均处理量556吨/日。原矿镍品位0.99%，铜品位0.49%。

四、生产概况：选矿工艺流程有以下4个特点

（一）因矿体中部含有镍品位大于3%的富矿脉，故在粗碎后设置手选皮带选富矿直接送炉冶炼。

（二）由于原矿品位波动大，粗选可直接产精矿，并视来矿性质灵活调整槽数。

（三）采用阶段磨矿，多次选别流程，适于粗细分选、难易分选。

（四）脱铜工艺与镍浮选流程分开单独配置，便于根据来矿性质（铜镍比）灵活调整。

综合回收：铜镍硫化矿中伴生金、银、钴、铜、镍的回收率高时，金、银、钻的回收率也相应较高。

企业建筑面积	17.84万米²
选矿厂面积	2350米₂
选矿厂安装总功率	2923瓩
企业总投资（其中固定资产原值4537万元）	4810万元
选矿固定资产原值	442.5万元
企业实现税利	13499万元
精矿金属成本（以85年计）
总成本	224万元
单位成本	7801元
原矿加工成本	15.97元/吨（85年计）

矿石经竖井提升地面后，经自溜线由前倾式翻罐笼卸入选厂粗矿仓。精矿运输采用3.5吨翻斗汽车。精矿由本企业冶炼厂处理。

选矿工艺流程自建厂后曾进行四次改进，由镍精矿品位3.5%提到高4.1%，镍回收率由77%提高至80%，精矿含氧化镁由12～17%，下降到10%以下，硫回收率由60%提高到80%。给冶炼操作带来好处，减少了炉结和冰铜发粘现象。后来由于深部开采，原矿含铜遂渐增加。为提高经济效益，决定改进选矿工艺，提高镍铜比，从原铜镍精矿中分离出部分铜精矿，以降低镍精矿中的含铜量。

五、工艺流程：见图1。

图1 会理镍选矿厂生产流程

六、生产指标：见表1。

表1 主要生产指标

项目		单位	设计	历史最好水平	1965年	1970年	1975年
1		2	3	4	5	6	7
处理矿量		吨/日	500				481.66
处理矿量		吨/日	165000	16.267	4.974	7.7411	15.55
原矿品位（%）		Ni	0.86	0.822	0.46	0.61	0.681
原矿品位（%）		Cu	0.42	0.487
精矿品位（%）	Ni	Ni	3.50	4.428	3.571	3.895	4.319
	Ni	Cu	1.86	1.509
	Cu	Ni		1.107
	Cu	Cu		25.96
精矿含量（吨/年）	Ni	Ni	1130	875.295	175.509	342.544	851.384
	Ni	Cu	600
	Cu	Ni		158.949
	Cu	Cu
回收率（%）	Ni	Ni	78	83.82	76.75	76.49	80.36
	Ni	Cu	85
	Cu	Cu		44.45
	Cu	Ni

续表1

项目	1980年	1985年	1986年	1987年	1988年
1	8	9	10	11	12
处理矿量	474.76	472.2
处理矿量	9.4	5.3858	6.4892	9.6477
原矿品位	0.658	0.663	0.647	0.594
原矿品位		0.377
精矿品位	4.291	4.34	4.425	4.209
		24.629
		1.328
		1.107
精矿含量	513.477	287.157	322	464
		87.836
		89.406
		4.02
回收率	81.4	81.12	79.59	80.98
		43.67
		44.45
		1.14

七、消耗指标：见表2至表8。

八、主要设备能力：见表9。

九、选矿生产成本：见表10。

十、设备荷负率：见表11和表12。

表2 材料消耗、成本、劳动生产率

项目	单位	设计	历史最好水平	1965年	1970年	1975年
1	2	3	4	5	6	7
药剂：黄药	克/吨	250	113	422	454	331
丁基铵黑药
2号油		70	82	153	171	158
石灰			1922
硫酸铜			79			252
纤维素			62			124
钢球	公斤/吨	3	1.429	2.328		1.79
水	米³/吨	4.5
电耗：全厂	度/吨		51.3	52.15
其中：磨浮	度/吨
成本：全厂	元/吨·原矿					9.93
选矿车间	元/吨·原矿
全员劳动生产率	吨/人·月				23.42	66.18
工人劳动生产率					27.486	107.23

续表2 材料消耗、成本、劳动生产率

项目	单位	1980年	1981年	1982年	1983年	1984年	1985年
		8	9	10	11	12	13
药剂：黄药	克/吨	269	227	226	185	113	119
丁基铵黑药	克/吨			19	18	39	30
2号油	克/吨	103	91	92	98	82	102
石灰	克/吨			4730	4230	2832	1922
硫酸铜	克/吨	108	12	93	104	79	99
纤维素	克/吨	106	91	109	134	62	99
钢球	公斤/吨	2.211	2.213	2.178	1.429	1.9	2.438
水	米³/吨
电耗：全厂磨浮	度/吨	51.3	49.77	53.57	53.01	52.37	52.4
成本：全厂选矿车间	元/吨·原矿	12.86	12.85	16.23	15.32	14.88	15.97
全员劳动生产率	吨/人·月	32.96	34.55	22.43	28.18	23.22	16.7
工人劳动生产率		49.68	53.58	33.40	42.25	33.45	24.53

表3 破碎机衬板消耗

项目		材质	寿命（月）	消耗量（公斤/吨矿）	破碎机规格
固定颚板	大虎口	15Mn²	4	0.015	600×900
固定颚板	小虎口	15Mn²	6	0.003	400×600
动颚板	大虎口	15Mn²	8	0.007	600×900
动颚板	小虎口	15Mn²	10	0.002	400×600
动锥衬板	标准	15Mn²	3	0.007	φ900
动锥衬板	短头	15Mn²	3	0.008	φ900
轧臼	标准	15Mn²	3	0.008	φ900
轧臼	短头	15Mn²	3	0.008	φ900

表4 磨机衬板消耗

项目	球磨机
项目	材质	寿命（月）	消耗（公斤/吨）
磨机规格	φ2100×1200
筒体衬板	15Mn²	10	0.25
端衬板	15Mn²	8	0.048
磨机口衬板	15Mn²	12	0.012

表5 钢球消耗

类别	产品－200目%	固体（%）	磨矿介质尺寸（毫米）	装载负荷（%）	消耗量（公斤/吨）	材质
球磨	45～50	40～42	120、100	40	1.9	稀土铁球
			80、60、40
再磨	60～65	36～38	60、40	42	1.03	稀土铁球

表6 筛网、滤布、砂泵、浮选机磨耗或寿命

项目	材质	寿命（月）	消耗（公斤/吨）	设备规格
筛网				1.35×2.7M
上层	A₃	20（天）	0.010	钢筋φ8m/m
下层		1	0.007	钢筋φ6m/m
滤布	民用帆布	1	0.002	10M² φ=2.6ML=1.3M
车间砂泵				4SP
叶轮	白口铁	20（天）	0.005	φ400×205m/m
泵壳		1	0.007	φ420×160m/m
尾矿砂泵				4PH
叶轮	HT－1	15（天）	0.0049	φ340/φ160×155m/m
泵壳	HT－1	6	0.0022	φ510/φ160×202m/m
浮选机				5A
叶轮	耐磨铸铁	3	0.108	φ500×180m/m
盖板	耐磨铸铁	3	0.108	φ600×125m/m

表7 电力消耗

项目	消耗（度/吨原矿）
破碎、运输筛分	3.3
磨矿、分级（包括再磨）
浮选	42
脱水	1.2
其他（照明、水泵、机修）	7.0
总计	53.5

表8 生产用水

项目	单位	消耗
实际总耗水量	吨/日	3600
新水量	吨/日	3600
每吨原矿消耗新水量	米³/日	7.5

表9 主要设备能力

项目	名称及规格	台数		最大处理量
	一、碎矿		吨/台·时	产品粒度（毫米）	排矿口宽度（毫米）		矿石密度
粗碎	PEF600×900	1	48～50	－150	80～85
中碎	PEF400×600	1	17～20	－90	65～70
	KCд900	1	55～57	＋50	1518
细碎	KMдф900	1	34～36	－18	11～13
	二、磨矿分级		吨/台·时	给矿粒度（毫米）		磨矿细度－200目%
一段	圆锥型球磨机ф2400×1200	3	9.5～10	－18		45～50
二段	″″″	1	10～12	－0.92		60～65
	三、浮选		米³/吨·日	作业浓度（%）		给矿浓度（毫米）
一次选别	粗选5A	6	0.0132	40～42		－0.92
	精选5A	2	0.0043	23～25
二次选别	粗选5A	3	0.0132	32～34		－0.272
	精选5A	1	0.0022	29～31
三次选别	粗选5A	6	0.0132	20～22		－0.152
	精选5A	2	0.0043	18～19
	扫选5A	46	0.106	18～19
脱铜	铜镍分离一次	2		12～16
	二次	1		8～12
	四、脱水		吨/米²日	给矿浓度（%）	排矿浓度滤并水份%			精矿密度
浓缩	周边式传动φ15M	1	0.35	27～30	60～70			3.4～3.6
浓缩	铜精矿沉淀池	2
过滤	圆筒外滤式（镍）10米²	2	4.79	50～60	16.5～17			3.4～3.6
过滤	圆筒外滤式（铜）10米²	1		40～60	13～14

表10 选矿生产成本

序号	项目	单耗	单价（元/公斤）	金额（元/吨）
1	辅助材料	公斤/吨矿
	钢球（稀土）	2.438	0.55	1.34
	衬板
	捕收剂黄药	0.12	2.50	0.30
	黑药	0.03	5.70	0.17
	起泡剂 2^#油	0.100	2.60	0.26
	调整剂硫酸铜	0.100	1.95	0.195
	石灰	3.00	0.055	0.165
	抑制剂纤维素	0.100	3.50	0.35
	滤布	0.002米/吨	1.7元/米	0.003
	润滑油			, , , , 0.10
	水
	煤	0.755	0.029	0.02
2	电	63.6瓩/吨	0.1	6.36
3	生产工人工资			2.39
4	生产工人附加工资			0.18
5	固定资产折旧			0.61
6	大修基金			1.11
7	车间经费			3.96
	选矿单位成本			15.97
	精矿单位成本			338.59

表11 主要车间及设备负荷率、运转率

车间名称	综合生产能力（额定）	负荷率%	运转率%
一、碎矿车间	480 吨/日	96	14.14
中碎机	1008 吨/日
细碎机	636 吨/日
二、磨浮车间	480 吨/日	96	22.60
磨矿机	0.59吨/米·时（按新生－200计算）
浮选机	0.152米³/吨·日
三、脱水车间	87（精矿）吨/日		6.92
过滤机	4.79吨/米·日

表12 磨机运转率、利用率

项目	单位	历史最好水平	1984年
年工作日	天	345	153
磨机运转率	%	78.4	31.51
磨机利用率	%	74.13	21.98
停车主要原因		检修及其它	资源枯竭
及所占工时		1889∶00	24129∶03
容积利用系数	吨/米³·时	0.601	0.55

十一、三废治理

（一）尾矿库：尾矿库有新老两处，老库位于选厂西北角，力马河（居民区）上游，1959年10月至1979年元月为使用期。新库位于选厂东面，力马河下游的齐登甫附近，79年1月投入使用。由于矿山储量增加，生产期延长，尾矿库在1974年又进行了扩建设计，75年增加100万米³。至85年底止，已堆放尾砂20万米³，还可使用8年。尾矿堆放仍采用分散管排放，人工堆坝形式。尾矿坝扩建投资为157万元。

（二）尾矿输送系统：现尾矿库采用两处倒虹、多段明渠和砂泵扬送等混合方式输送。管、渠全长6.8公里。明槽坡度2.2%，泵站采用2台4PS砂矿吕联运行，扬程64.8米。输送为两段，前段为选厂至砂泵站（包括两处倒虹和500米明沟）中段即砂泵站以后约5公里处。回水通过两级泵站返回供砂泵站用水，枯水期，也可送高位水池供车间使用。

（三）尾矿水处理：排出尾矿水属弱碱性，因浮选用药简单，量少。尾矿水只要充分澄清，严格控制，就可避免对下游污染。据环保部门监测，车间废水（特别是药台）是个污染源。1985年测定资料：见表13。根据上述测定资料，我们将全厂废水集中流入30米³的处理池，经搅拌澄清后，清水用泵返回车间使用，沉淀物定期处理，集中堆放于渣场。

尾矿矿浆浓度18%～20%；矿浆密度1.136吨/米³，尾矿密度2.88吨/米³，容量1.237吨/米³；回水利用率50%，矿浆pH=8。

表13 废水排放含量

含量	排放物
含量	Ni	Cu	硫化物	SS	COD	P^H
单位	毫克/升	毫克/升	毫克/升	毫克/升
含量	0.19～0.36	0.12～0.74	0.7～1.2	215～186	28～48	11.6～12.7
平均	0.243	0.53	0.827	54	30	12

十二、投资效果

（一）总投资及单位投资：企业总投资4810万元，原矿选矿加工费用为15.97元/吨。

（二）选矿厂主要效益指标：见表14。

表14 选矿厂主要效益指标

全员劳动生产率（吨/人·日）	1983年28.18
工人劳动生产率（吨/人·日）	1983年29.79
每吨原矿安装功率（瓩/吨）	5.85
职工总人数	263人
其中：工人	249人
技术人员	8人
服务及其他	19人
综合利用
伴生金属含量	1181.713吨
已回收金属	498.024吨

十三、其它

（一）矿石物相及化学分析：见表15。

（二）矿物组成及粒度分析：见表16。

表15 矿石物相及化学分析

多元素分析
产品名称	元素 %
	Ni	Cu		Fe		S		SiO₂		CaO		MgO
原矿	0.735	0.44		12.94		4.33		4.30		4.30		17.1
精矿	4.4	2.64		36.98		22.72		1.57		1.57		9.1
尾矿	0.136	0.046		8.94		0.36		4.72		4.72		19.2
镍物相分析
相别	硫化镍				硅酸镍				全镍
	含量%		占有率%		含量%		占有率%		含量%		占有率%
原矿	0.482		84.86		0.086		15.14		0.568		100
精矿	2.82		71.94		1.10		28.06		3.92		100
尾矿	0.051		50.50		0.05		49.50		0.101		100
铜物相分析
相别	硫化铜				氧化铜				全铜
	含量%		占有率%		含量%		占有率%		含量%		占有率%
原矿	0.185		97.37		0.005		2.63		0.190		100

表16 矿物组成及粒度分析

粒度分析
粒级（毫米）	原矿		精矿		尾矿
粒级（毫米）	产率%	累计%	产率%	累计%	产率%	累计%
＋0.196	24.45	24.45
0.196～0.152	8.55	22.00			11.46
0.152～0.121	8.55	41.65	8.19		8.11	19.57
0.121～0.088	8.35	50.00	7.08	15.27	11.16	30.73
0.088～0.074	3.72	53.72	4.04	19.31	5.38	36.11
0.074～0.037	12.27	65.99	26.09	45.10	18.02	54.13
0.037～0.019	13.44	79.43	26.29	71.69	18.02	72.15
0.019～0.005	10.05	89.48	18.61	90.30	15.04	87.55
－0.005	10.52	100.00	9.70	100.00	12.40	100.00
合计	100.00		100.00		100.00
矿物组成及相对含量

续表16

含量%	矿物名称
含量%	辉石类	云母	磁黄铁矿	氢氧化铁化锰炭质	绿泥石	蛇纹石	透闪石	石英长石	黄铜矿	镍黄铁矿	未知矿物	方解石	合计
原矿	57.5	16.47	5.81	5.64	4.62	3.56	2.04	1.7	1.25	1.18	0.35	0.06	100
精矿	10.79	13.8	41.3	6.51	4.19	3.05	3.63	0.65	7.88	8.05	0.12	0.03	100
尾矿	57.72	17.1	4.24	5.12	5.43	2.17	1.76	4.28	0.42	0.96	0.23	0.57	100

（三）磨矿分析产品筛析：见表17。

表17 磨矿分级产品筛析

粒级（毫米）	通过量百分数 %
粒级（毫米）	给矿	排矿	返砂	溢流
圆锥型球磨机一段磨矿
＋15	20.37	2.46	2.74
15～10	30.44	5.59	9.10
10～5	20.56	6.21	8.55
2～2.5	8.36	5.08	6.33
2.5～1.2	2.17	2.17	2.59
11.2～0.4	6.38	20.15	25.45
0.4～0.121	4.29	33.22	34.16	31.98
0.121～0.074	1.46	7.85	4.01	16.25
－0.074	5.97	17.27	7.07	51.27
合计	100	100	100	100
圆锥型球磨机二段磨矿
＋0.272	16.55	3.3	6.64
0.272～0.196	15.54	7.21	12.13	1.21
0.196～0.152	14.25	10.01	17.42	3.44
0.152～0.121	9.53	10.06	18.32	0.80
0.121～0.101	6.12	3.2	4.03	4.77
0.101～0.08	15.85	19.65	19.12	21.99
0.08～0.074	1.60	4.11	1.71	1.93
－0.074	20.56	42.46	20.63	65.86
合计	100	100	100	100

（四）水力旋流器给矿及产品筛析：见表18。

表18 水力旋流器给及产品筛析

粒级（毫米）	重量 %			备注
粒级（毫米）	给矿	溢流	沉砂	备注
＋0.272	6.23	0.63	16.55	规格：φ300
0.272～0.196	6.74	1.49	15.54	锥角：20°
0.196～0.152	7.04	2.39	14.25	给矿粒度
0.152～0.121	4.12	0.10	9.53	－0.92毫米
0.121～0.101	10.31	6.79	6.12	给矿口：φ75毫米
0.101～0.08	0.90	8.46	15.85	沉砂管：φ50毫米
0.08～0.074	4.73	1.10	1.60	溢流管：φ75毫米
－0.074	59.93	79.04	20.56	处理量：29.32吨
合计	100	100	100	排砂口25～30毫米
浓度 %	34.94	24.67	75.6

（五）料仓贮量：见表19。

表19 料仓贮量

料仓类型	物料粒度（毫米）	贮存时间（时）	有效容积（米³）	料仓结构特点
粗碎受矿仓	－450	2	100	钢筋水泥矩仓
粉矿仓	－18	24	500	钢筋水泥矩仓
成品仓	－0.152	24	90	钢盘水泥方仓

会理镍矿选矿厂

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