高品位铜矿浮选流程设计改造

2017-04-12 99059056 0.24M
有色金属(选矿部分) 2011年第1期 DOI:10J96蜘.issn.1671-9492.2011.01.006 高品位铜矿浮选流程设计改造 张建开,詹一兵 (水口山有色金属集团公司柏坊铜矿,湖南常宁421521) 摘 要:为了适应原矿品位不断升高的需要,先后两次对原有浮选流程进行了技术改造,通过再次改造,采用分支 粗选流程,克服了因分级机溢流不稳定而对浮选带来的新的困扰,该流程能够更好地适应生产的需要,最终达到了流程改 造的目的。取得了较为理想的效果,尾矿品位进一步降低了0108%,铜回收率提高了0.60%,铜精矿品位提高了6A2%,减 少脱水压滤量18.54%,降低铜冶炼费用l 8,54%。 关键词:高品位铜矿;分支粗选;不稳定流量 中图分类号:TD952.1 文献标识码:A 文章编号:1671—9492(2011)01--0024--03 柏坊铜矿是我国有名的小而富的铜矿山,具有 硬度,性脆,近年来人选矿石铜品位5.0%.9.0%, 完整的采选冶产业链。近年来,随着961l、805等 银品位40~100 s/t,铜氧化率10%-25%,原矿 富矿体的开采,出矿品位更是不断提高,虽经采矿 含泥(一3 mm)15%以上,含水≥10%,原矿含 工区、机运队和选矿车间的层层把关,人工分选富 水高、含泥高、氧化率高,俗称“三高”矿。 矿,直接送冶炼生产,但入选品位仍居高不下,个 原矿多元素分析结果见表1。 别磨浮班次原矿品位甚至在10%以上,原有流程 表l原矿多元素分析结果 已经很难适应这一矿石性质变化的需要,因而流 Table 1 Analysis results of multi--element of run-of 程改造势在必行。为此,我们经反复探索,通过 -mine ore f% 采用分支粗选流程,破解了浮选流量不稳定以及 原素Cu Pb Zn S Fe As Ag Si02 Aln CaO 出窿原矿品位提高所带来的选矿指标不理想的困 含最7.50 0.037 O.65 2.49 1.71 O.065 78 25.04 0.86 21.35 局,新流程很好地适应了矿石的变化,企业效益显 Ag品位单位为砂。 著提高。 2 生产现状 1矿石性质 我矿铜选矿厂从1968年建厂以来,一直采用 选矿厂目前所处理矿石主要产自铜鼓塘矿段, 先选硫化矿、后选氧化矿的“氧硫分选流程”,后 其矿床属于中—低温热液矿床,分表生期和热液期 由于1号竖井的闭坑,以及2号坑向深部开拓,使 两个成矿期,围岩为含铀铜灰岩、砂岩,金属矿物 得氧化矿大量减少,因此,通过试验,流程被调整 主要有辉铜矿,其次是孔雀石、蓝铜矿、赤铜矿、 为“氧硫混选流程”,取消了原硫化区浮选,仅利 斑铜矿、自然银、沥青铀矿,以及少量的黝铜矿、 用氧化区浮选槽进行生产,生产流程见图1,但近 黄铜矿、方铅矿、闪锌矿,次要的矿物有少量的黄 年来,由于9611、9612、805等富矿体的开采,井 铁矿,伴生金属有铀、银,脉石矿物主要是石英、 下出矿品位陡然升高,原矿铜品位从2%~4%.一 方解石等,次要的有黏土矿物、白云石、重晶石、 下子提高到7%以上,面对这种情况,虽经人工分 石膏等。各种金属矿物呈粒状、脉状、细粒浸染 选富矿,但入选品位仍居高位,有时组织生产不得 状、胶状、致密块状等形式分布于脉石中,相互密 不只开一台球磨机,浮选开两个系列来应对,这样 切共生,辉铜矿是铀、银的主要赋存体,各种金属 势必大大制约选矿的生产效率,原有流程已不能很 矿物的嵌布粒度以中细粒为主,属于粗细不均匀嵌 好地适应原矿品位升高而带来的变化,因此,流程 布,嵌布粒度一般在0.007。0.231 nlln,矿石中等 改造被提到议事日程。 收稿日期:2010-09—13 修回日期:2010-10--25 作者简介:张建开(1965一),男,湖南常宁人,工程师。 1年第1期 张建开等:高品位铜矿浮选流程设计改造 碎矿脱泥水 初次改造流程(图2)经过两个月的生产运 原矿再 行,尾矿品位得到一定程度的控制,铜回收率有了 保障,但是,却造成了精矿质量大幅下降的新问题, 球磨 精矿品位由原来的35%,一下子下降到28%,离 计划35%相差甚远,这样无形中增加了精矿脱水 分l级 费用和冶炼费用,同时给铜冶炼配矿带来了不利影丁基黄药半 松醇油虫 响,不符合冶炼的精料方针。 粗l选 通过现场观察分析得知,出现这一问题的主要6槽 汰硫化钠 )I:丁基黄药, 原因是由于流程改造时,对300 t水池矿泥的人工 精I选 !!!昌!!!!!!’ 冲洗排放进入分级机所造成的流量不稳定而带来的 3槽 I 娶 扫l I厂——一 影响估计不足,不稳定流量使得预先浮选经常冒 扫I II 槽,由于缺少精选,加上流量不稳,所以,精矿质 铜精矿 4槽 . 量降低也就在所难免,因此,流程改造有必要再次 尾矿 进行,以求达到更为理想的经济效果。 图1 改造前磨浮生产工艺流程 再次改造共有两个方案可供选择,方案I:在预 Fig.1 The production flowsheet of unimproved 先浮选后增加一次精选,以解决精矿质量降低的问 grinding flotation 题,但每年得增加3万元左右的电费、维修费等,显 然并不划算,也不低碳。方案Ⅱ:仍然采用初次改造 3流程改造 时的设备配置,在不增加浮选槽的情况下,采用分支 粗选流程,利用分流分洪的办法,以达到稳定流量、 考虑到原矿品位的升高主要是因为辉铜矿的开 实现浮选平稳操作的目的,具体工艺流程见图3。 采增加而造成的,根据现有的场地条件,以及原矿 性质情况,经过讨论,改造流程初次确定为利用原 碎矿脱泥水——-T—一. 有闲置的硫化矿浮选区,在现有生产流程前增加三 300t I水池沉淀—T 原矿 槽浮选机,进行预先浮选,直接产出部分铜精矿, 以降低进入主流程的入选品位,达到流程改造的目 的。具体工艺流程见图2。 清水L]I级 l 率 V瓣 :下同 丁蓑蒜224800一 松醇油 术 L 搅瓯 分支I粗选 望J垄 3槽 —了雨硫化钠200弋扫f1葫刖00 尸2荔蚕2≈硫化钠3506 槽 )F伽L亿制 沫丁基黄药50赫寸钧微淼 j矽旷拜一 图3二次改造磨浮生产工艺流程 Fig.3 The production flowsheet of the second of 尾矿 grinding flotation 图2初次改造磨浮生产工艺流程 Fi 通过二次改造,采用分支粗选流程,达到了流g.2 The production flowsheet of the first reform 埘u~1入以坦’不用川x但地t,lL任,砼士u J uIL of grinding flomtion 量基本稳定的作用,同时,在扫I第2槽增加一给 药点,以起到均衡给药的作用,以上措施,改善了 浮选作业条件,生产指标显著提高,与第一次改造 4结语 流程相比,尾矿品位进一步降低,回收率再创新 高,特别是精矿品位提高了6.42%,一级品率提 1)第二次改造所采用的“分支粗选流程”直 高了61.44%,具体指标对比情况见表2,表3。 接产出精矿,起到了分流分洪的作用,能够较好地 克服因300t沉淀池矿泥的排放而造成的分级溢流 表2流程改造指标对比 不稳定所带来的困难,稳定了浮选操作,对现有的 Table 2 Contrast table of process reengineering index肠 品位高、含泥高的矿石性质具有更好的适应性,最 一。 改造前 初次改造 二次改造“ 终实现了流程改造的目的。 ”1月2月3月平均4月5月平均6月7月8月平均 原矿品位9.19 9.02 10.22 9.50 6.93 6.84 6.89 6.97 5.74 7.88 6.90 2)再次改造流程(图3)与初次改造流程(图 精矿品位加.06舭94 37.15 39.09 28.04 28.43 28.20 35.42 34.53 33.77 34.62 2)相比,尾矿品位进一步降低了0.08%,铜的回收 尾矿品位O.54 054 0.64 057 0.47 0.40 0.44 0.32 0.35 0.44 0.36 率提高了0.60%,特别是铜精矿品位提高了6.42%, 铜回收率95.40 95.27 95.39 95.39 94.85 95.47 95.1l 96.25 94.85 95.70 95.7l 减少脱水压滤量18.54%,降低铜冶炼费用18.54%, 表3两次流程改造铜精矿品级率对比 取得了可观的经济效益,达到了设计的要求。 Table 3 Contrast table of copper concentrate grade rate of two process reengineering /% 参考文献 [1]何从行,柏坊铜矿浮选流程的改进研究EJ].水口山科 技,1997(3):15—21. [2]王少琴,高品位矿石的选矿实践与探索[J].有色矿山, 1999(6):27—29.注:品级率执行标准YSgI'318—1997 The flotation process designing reform of high copper ore ZHANG Jiankai,ZHAN Yibing (Baifang Copper Mine of Hunan Shuikoushan Nonferous Metals Group Co.,Ltd,Changning Hunan 421521.China) Abstract:In order to meet the need of improving ore grade,Baifang Copper Mine has reformed the original flotation process two times.After the second technological transformation,branch rough flotation process Was used,which Call solve the problem caused to flotation by the unstable overflow of classifier. 111e process can better serve production needs and have obtained ideal results that tailing grade Was lowered by 0.08%,the recovery of copper was improved by 0.7%,and in particular the grade of copper concentrate Was improved by 6.42%.At the same time,the dehydration filter-press volume Was reduced by 1 8.54%and the cost of copper smelting Was lowered by 1 8.54%. , Key words:high grade copper ore;branch rougher flotation;unstable flow ,!僚!岔!岔!僚!命!岔!僚!仓!岔!命!岔!命!仓!命!命!仓!岔!仓:岔!仓!偷!命!仓!偷!偷!僚!仓!仓!仓!仓!仓!僚!命!份 (上接第59页) An experimental study on the effects of regulators Oil desulfurization of high-sulfur bauxite LI Changkai,SUN W反,Z酗2\硷Gang,MEⅣG Xiangli,z日0U Suyang (School of Minerals Processing and Bioengineering,Central South University,Changsha 410083.China) Abstract:The effects of regulators on the desulfurization of high-sulfur bauxite has been studied in flotation process using modified starch as depressant,oxalic acid and copper sulfate as combined activators, and butyl xanthate as collectors.The concentrate with 0.28%S content and 95.47%A1203 recovery at the optimum conditions Can be achieved with comprehensive consideration of desulfurization ratio and separationratio.The results show that modified starch can efficiendy depress diasporic bauxite to reduce the lOSS of m203,and combined activators of oxalic acid and copper sulfate can remarkably promote desulfurization ratio. Key words:high-sulfur bauxite;combined activation;depress;desulfurization



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