某金矿全尾膏体充填与排放联合处置技术

2015-03-20 07:54王建栋吴爱祥王贻明王洪江
金属矿山 2015年11期
关键词:膏体尾砂泵送

王建栋 吴爱祥 王贻明 王洪江 王 勇 周 勃

(1.北京科技大学土木与环境工程学院,北京 100083;2.金属矿山高效开采与安全教育部重点实验室,北京 100083)

某金矿全尾膏体充填与排放联合处置技术

王建栋1,2吴爱祥1,2王贻明1,2王洪江1,2王 勇1,2周 勃1,2

(1.北京科技大学土木与环境工程学院,北京 100083;2.金属矿山高效开采与安全教育部重点实验室,北京 100083)

针对国内某金矿原分级尾砂胶结充填存在的采场充填料浓度低、水泥耗量高以及尾矿库库容不足等诸多问题,对充填系统进行优化改造,提出了一种基于深锥浓密机的全尾膏体充填和堆存联合处置方案。改造后的充填系统运行过程中,选厂全尾砂经泵站打入深锥浓密机。需要充填时,深锥底流经两段卧式搅拌机与水泥混合,制备出膏体自流或泵送至采场。不需要充填时,底流由柱塞泵泵送至尾矿库进行膏体堆存。通过计算和实践证明:改造后的方案可节约充填成本1 399万元/a,节约尾矿排放成本1 040万元/a;尾矿排放浓度由35%提高至68%以上,增加了尾矿的堆积角,提高了尾矿库服务年限。全尾膏体充填和堆存联合处置方案可以很好地同时解决采空区充填和尾矿堆存2个`会效益,符合“绿色矿山”的建设理念。

充填系统 全尾膏体充填 尾矿膏体堆存 联合处置 优化改造

2012年,安全生产监督管理总局等五部委在《关于进一步加强尾矿库监督管理工作的指导意见》中明文规定:新建金属非金属地下矿山必须对能否采用充填采矿法进行论证,并优先推行充填采矿法[1]。在此条件下,充填采矿法在矿山中的应用比重不断增加,其工艺技术近年来也得到了迅猛发展[2-3]。

某金矿储量前景可观,现已探明地质储量3 200多万t,金属量105 t。自1981年建矿至今,生产规模已达到6 000 t/d,矿石采出品位为3.18 g/t[4]。目前,矿山采用上向水平充填采矿方法开采厚度5 m以上的矿体,采用无底柱分段崩落法开采厚度小于5 m的矿体,前者占矿量比例约60%,后者占矿量比例约40%。充填法损失率为7%,贫化率为9%;崩落法损失率为9%,贫化率为12%。然而,随着矿山开采深度不断增加,崩落法将逐渐被充填法所取代。

1 充填系统现状

1.1 现有充填工艺

目前,该矿山采用分级尾砂胶结充填,其充填站拥有主要设施有:2个立式砂仓、1座水泥仓、1套喂料设施和搅拌设施、料浆输送管路以及砂仓顶部的1套旋流器组。矿山现在使用的充填工艺如图1所示。

图1 现有充填方案Fig.1 Existing filling system

选厂尾砂通过一级泵站和二级泵站,需要充填的尾砂由砂浆泵泵送至旋流器分级(2个砂仓共用1组旋流器),尾砂底流进入砂仓自由沉降。沉淀砂在砂仓内经过风水联合造浆后,通过放砂管道进入搅拌槽,与胶结材料充分搅拌形成充填料浆。料浆通过流量计和浓度计检测后进入充填井内的下料管,靠重力自流输送至充填采场。水力旋流器溢流与砂仓溢流通过自流至充填站附近溢流输送泵房,由渣浆泵输送至尾矿库。不需要充填的尾砂直接从二级泵站泵送至尾矿库排放。

搅拌槽内浓度采用浓度计测量,料浆流量采用电磁流量计和电动调节阀进行控制和调节,立式砂仓和搅拌槽液位均采用超声波液位计和电动调节阀进行控制和调节,灰砂比采用计算机程序进行定量控制和调节。

1.2 充填强度要求

根据所选采矿方法要求,为满足上中段底柱回采的安全,在每个采场的底部8~10 m(前3个分层)需要胶结充填,充填体强度要求达到2.0 MPa。其余每一分层回采完毕后,立即进行采场充填准备工作,充填管由充填回风天井下放到采场,封闭分段联络道。先用分级尾砂充填2.6 m高,剩下的0.6 m用胶结尾砂进行胶面充填,充填体强度要求达到1 MPa以上,以利于回采上一分层时铲运机铲装和行走。

1.3 现有充填系统问题

(1)充填浓度低。矿山采用立式砂仓风水联合造浆进行胶结充填,充填浓度为60%~65%。根据尾矿物理性能来看,该充填浓度明显偏低。同时,立式砂仓还存在造浆浓度较低、底流浓度不稳的问题,连续充填时间长会导致浓度的较大波动,必然造成采场强度不均[5]。

(2)充填成本高。因为充填浓度无法保证,所以必须通过保守的水泥添加量来确保充填空区安全。矿山目前灰砂比为1∶4,水泥耗量很高,充填综合成本达到85.6元/m3。

(3)充填质量差。由于充填浓度较低,充填料中过多的水造成粗细颗粒的离析,致使尾矿粗颗粒和细颗粒分层,水泥浮于充填料上层,最终导致充填体强度不均。同时,尾矿中的超细颗粒和水泥堵塞充填挡墙滤布,造成充填空区脱水困难,巷道污染严重。

(4)尾矿库库容不足。该矿尾矿库位于选矿厂以北约2 000 m处,尾矿库南北约900 m,东西约 1 000 m。一期尾矿库总标高180 m,总库容531.8万m3,有效库容为425.4万m3,能够服务7 a。现在坝顶标高为166.0 m,剩余库容为228.56万m3,服务年限约2 a。因此,该矿尾矿库库容已然很小,服务年限较短。一旦库存饱和,则需要新征尾矿库用地进行尾矿库建设,这将是一笔不小的投资。

2 充填系统改造优化计算

根据井下充填与地表尾矿库排放2个工艺,提出一种全尾膏体充填和堆存联合处置方案,即2个工艺共用1个深锥浓密机进行尾矿浓密,再根据现场需求决定尾矿去向的方案。

2.1 充填配比确定

采用全尾膏体充填方案,预计充填浓度可以稳定在70%左右。根据矿山充填强度实际测试结果(如图2所示),灰砂比1∶9可满足1 MPa强度,1∶7的灰砂比即可满足2 MPa强度。

2.2 充填系统运行参数计算

(1)日平均充填采空区体积。

图2 不同灰砂比浆体质量分数对28 d单轴抗压强度的影响Fig.2 Effect of slurry concentration on 28 d uniaxialcompressive strength at different cement-sand ratios■—1∶10;●—1∶8;▲—1∶6;▼—1∶4

(1)

式中,Vr为日平均充填采空区体积,m3/d;Vk为采用充填法回采的矿石日产量,Vk=6 000 t/d;Z为充采比,取Z=1;γk为矿石密度,γk=2.75 t/m3。

计算可得Vr=2 181.82 m3/d。

(2)日平均充填料浆需用量。

Qr=VrK1K2K3,

(2)

式中,Qr为日平均充填料浆需用量,m3/d;K1为流失系数,K1=1.05;K2为沉缩比,K2=1.05,K3为料浆充填比例,K3=1。

计算可得Qr=2 405.46 m3/d。

(3)新旧充填方案原材料单耗对比。根据Qr值以及充填材料比例参数(如表1所示),可确定全尾砂膏体充填方案原材料单耗如表2所示。

表1 膏体方案充填材料比例参数Table 1 Scale parameters of filling material of paste scheme

表2 膏体方案充填材料单耗Table 2 Filling material consumption of paste scheme

根据现有充填方案浓度、灰砂比以及干料密度等参数,可计算现有充填方案材料单耗如表3所示。

表3 现有方案充填材料单耗Table 3 Filling material consumption of existing scheme

(4)选厂尾砂日产量。

(3)

Qmax为选厂矿石日处理量,Qmax=6 000 t/d;Ψ为选厂尾砂产率,Ψ=94.97%。

计算可得Qmax=5 698.2 t/d。由表2、表3中新旧方案的尾砂日耗量可得,膏体方案每天用于充填的尾砂占到整个产量的47.06%,剩余52.94%的尾砂需要排到尾矿库中。现有方案用于充填的尾砂占到整个产量的35.74%,剩余64.26%的尾砂需要排到尾矿库中。

3 全尾膏体联合处置方案

3.1 方案具体实施

利用全尾膏体充填和堆存联合处置方案对现有充填系统进行改造:保留原充填系统的一、二级泵站,采用脱水效率高、底流浓度高的深锥浓密机对全尾砂进行脱水,脱水后经两段卧式搅拌机搅拌,再用2台柱塞泵送至采空区。改造后的膏体充填系统如图3(a)所示,充填流程如图3(b)所示。

图3 全尾砂膏体充填和堆存联合处置方案Fig.3 Co-disposal scheme of unclassified-tailings paste filling and stockpiling

具体实施过程如下:

(1)将来自选矿厂的全尾砂稀释至浓度为5%~15%,然后经一级泵站、二级泵站泵送至深锥浓密机。深锥浓密机配套絮凝剂制备添加系统,通过计量泵控制絮凝剂的添加比例,从而对全尾砂进行絮凝沉降、浓缩脱水。

(2)采空区需要充填时,将深锥浓密机制备出的膏状底流泵送至膏体搅拌系统的二级卧式搅拌机中,同时采用微粉称对搅拌机进行水泥给料输送。水泥和全尾砂浆体的混合料浆黏稠度较大,卧式高浓度搅拌机可实现强力搅拌、连续制备以及搅拌均匀的性能和效果。最后,经搅拌机充分搅拌后的膏体被泵送至采场空区进行充填。

(3)当无需充填时,深锥浓密机的底流自流或被泵送至尾矿库进行堆存,尾矿排放浓度可达68%。深锥浓密机的溢流水输送至高位水池,再由高位水池输送至二级卧式搅拌机进行膏体浓度调整或管路冲洗。

3.2 改造方案成本估算

膏体改造方案虽然增加了浓密机、柱塞泵、絮凝剂系统,但是却减去了水力旋流器、充填站渣浆泵(泵送水力旋流器和立式砂仓溢流)的运营成本,电费可视为相等;现有充填方式浓度低,用水量大,现有方案用水成本应该大于膏体方案,但为方便比较,水费忽略其差异也可视为相等。同时,新旧两种方案都是充填采矿法,充填管、备品备件以及工人工资等成本均可视为相等;絮凝剂成本只在膏体方案计算。根据表2和表3的计算结果,新旧方案每立方米充填料浆成本估算对比如表4所示。

表4 新旧方案充填料浆成本对比

Table 4 Comparison of filling slurry costbetween old and new schemes ¥/m3

膏体改造方案不仅能够节约充填料浆成本,也能减少尾矿排放成本。根据内蒙某矿高浓度排放工程实例,单位尾矿处理成本只有1.685元/t。而传统的尾矿处理成本在10~40元/t。按照最低排放成本10元/t来计,膏体排放可节约成本8.3元/t[6],则每天可节约尾矿排放成本3.15万元。

另一方面,对现有充填系统进行改造需要新增设备,主要新增设备有1台深锥浓密机、2台HGBS280/10-800柱塞泵(一用一备)、ATDφ600一段卧式搅拌机和ATD-ALφ700二段卧式搅拌机,预计投资1 500万元。综上,根据330 d的年工作制度,新旧方案综合经济效益对比如表5所示。

3.3 改造方案优越性

根据表5中新旧充填方案综合效益的对比可知,虽然膏体充填方案设备投入方面要多一些,但是从长远发展角度考虑,膏体充填方案经济效益要远远优于现有方案。对比现有充填方案,膏体充填和排放联合处置方案的优越性得以体现:

表5 新旧方案综合经济效益对比Table 5 Comparison of comprehensive economicbenefits between old and new schemes

(1)水泥单耗降低,降低充填成本。灰砂比由 1∶4降低至1∶7到1∶9,水泥用量大大降低,为矿山带来可观的经济效益。

(2)离析降低,充填强度均匀。由于充填浓度高,充填料离析现象降低,充填强度均匀性好[7]。同时,井下脱水少,降低了井下环境污染。采用膏体充填,年充填量79.4万m3,浓度从60%提高到70%,减小井下排水量约23.8万m3。

(3)增加尾矿库库容,降低征地成本。尾矿排放浓度由35%提高至68%以上,尾矿堆存角度可以由1°提高至3°[8],增加了尾矿库服务年限。根据工程类比,相同尾矿库占地,保守估计,库容可以提高3倍。同时,提高了尾矿库的安全等级,节约了尾矿库的建设成本[9-10]。

4 结 论

(1)改造后的全尾膏体充填和堆存联合处置方案特点在于深锥浓密机兼顾充填和尾矿堆存2个功能。全尾砂由一级或多级泵送系统送至深锥浓密机脱水,并根据需要,由深锥浓密机底流输送管道中的三通转化阀控制底流送至充填或堆存。

(2)膏体充填方案也存在一定的不利因素,即该方案技术含量高,对技术人员操作要求较高。同时,该方案一次性投资大,工艺复杂,生产运行成本较高。

(3)保留现有充填系统的部分配置,通过技术改善和新设备投资,全尾膏体充填和堆存联合处置方案是合理的,可实现的。对比现有方案,膏体充填方案在降低水泥单耗、提高充填体质量以及增加尾矿库库容方面具有巨大的优势。从长远发展角度考虑,膏体方案可以同时很好地解决采空区充填和尾矿堆存2个难题,具有巨大的经济和社会效益,符合“绿色矿山”建设理念。

[1] 国家安全监管总局,国家发展改革委,工业和信息化部,等.关于进一步加强尾矿库监督管理工作的指导意见[EB/OL].(2012-03-20)[2015-01-15].http:∥www.chinasafety.gov.cn/newpage/Contents/Channel_5330/2012/0320/167048/content_167048.htm. The State Administration of Work Safety,National Development and Reform Commission,Ministry of Industry and Information Technology,Ministry of Land and Resources,et al.Guiding opinions on further strengthening the supervision and management of tailings pond[EB/OL].(2012-03-20)[2015-01-15].http:∥www.chinasafety.gov.cn/newpage/Contents/Channel_5330/2012/0320/167048/content_167048.htm.

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(责任编辑 徐志宏)

Co-disposal Technology Reconstruction of Paste Backfilling and Tailing Discharge in a Gold Mine

Wang Jiandong1,2Wu Aixiang1,2Wang Yiming1,2Wang Hongjiang1,2Wang Yong1,2Zhou Bo1,2

(1.SchoolofCivilandEnvironmentalEngineering,UniversityofScienceandTechnologyBeijing,Beijing100083,China;2.StateKeyLaboratoryoftheMinistryofEducationforHigh-efficientMiningandSafetyofMetalMines,Beijing100083,China)

For some problems such as low filling slurry concentration,high cement consumption and lack of tailings capacity of classified tailings cemented backfill in a gold mine in China,a co-disposal scheme of unclassified-tailings paste filling and stockpiling based on the deep cone thickener was proposed to improve and optimize existing filling system.During the operation of filling system post-improvement,all unclassified tailings from dressing plant were pumped into the deep cone thickener by first or multistage pumping station.When filling is required,thickener underflow is mixed with cement by two-stage horizontal mixer to produce paste which flow by gravity or pumped to stope.When filling is not required,underflow is transported to tailing pond for paste stockpiling by piston pump.The calculation and practice showed that the reforming scheme can save 13.99 million yuan filling cost and 10.4 million yuan tailings discharge cost per year.And,tailings discharge concentration was increased from 35% to 68% which contributes to increase the tailings stockpiling angle and prolong the service life of tailings pond.The co-disposal scheme of unclassified-tailings paste filling and stockpiling,according with the conception of “Green Mining”,can simultaneously realize goaf filling and tailings stockpiling.

Filling system,Unclassified-tailings paste backfill,Tailing paste stockpiling,Co-disposal,Optimized reform

2015-08-21

国家自然科学基金项目(编号:51374034,51304011,51374035),“十二五”国家科技支撑计划项目(编号:2012BAB08B02)。

王建栋(1993—),男,硕士研究生。通讯作者 吴爱祥(1963—),男,教授,博士研究生导师。

TD853.34

A

1001-1250(2015)-11-012-05

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