红透山选矿工艺的进展.pdf

6 是一条极为重要的安全通道，一旦 井下出现重大事故或发生不可抗拒的自然灾 害时，尤其在竖井群开拓的矿山，主斜坡道 是一条重要的安全出12 1 ，可迅速有效地将人 员撤到地表 。 7 当竖井提升设备出现故障时，矿石 可通过主斜坡道用卡车运出，起到临时代替 主提升的作用，使生产不间断，避免了因停 产而造成的经济损失。特别是大型矿山显得 尤其重要 。 6 结束语 随着科学技术的不断发展，在矿山生产 中，新技术、新工艺、新设备正在得到全面 推广和应用，时间和空间的概念也在改变着 人们传统的矿山经营管理模式，信息时代的 到来，必然促进矿山向着高效、快节奏的方 向迈进 。 为了适应现代化矿山生产和经营管 理的需要，国内外许多新建 、 扩建、改造的 矿山都增设了主斜坡道，改变了矿山的落后 面貌，使矿山实现了机械化、自动化 、 无轨 化，不仅简化了生产工艺，而且也大大提高 了工人劳动生产率和矿山综合生产能力。随 着我国国民经济实力增强，国家对矿山的投 入加大，主斜坡道将会在许多地下开采的矿 山被采用。不仅一些大型矿山势在必行，而 且一些开采深度较浅的中小型矿山用主斜坡 道开拓来代替主副井也是很可能的。 事物总是一分为二的，从 目前情况看． 主要问题是与建竖井和斜井比， 工程量大， 投资多；施工技术复杂，需要有专门的配套 无轨设备；主斜坡道的坡度与地面公路运输 系统的坡度比也还是较大的，因此对车辆要 求比较严格，特别是刹车系统一定要完好无 缺，否则一旦跑车，后果不敢设想，由于车 辆在陡坡上行驶，磨损，f 耗比较高，运输 成本上升。同时安全性也差。 所以要因地制 宜，量力而行。 ∞∞∞∞∞∞∞ ∞∞∞∞∞ ∞∞∞∞∞∞*∞∞∞*∞ ∞*∞∞∞ ∞*∞∞∞∞ 上接第 1 8 页 加 0 8 0 盏6 0 _ 4 0 3 8 3 8 5 3 7 43 B 3 8 5 3 7 4一 3 8 5 3 7 4 粒级． 图6 铜锌硫各粒级选收情况 4 结 语 1 优化浮选工艺流程适合红透山铜 矿石的工艺特点，综合回收率比部分混合浮 选提高 1 2 ． 5 2 ％ 。 2由于矿石中次生铜矿物少，经磨 矿后矿浆中铜离子含量仅 0 ． 3 ～1 ． O r ． l ，不 足以对锌矿物产生活化作用，所以在过量捕 收荆 、 适当高碱 性 下 选 铜，可 不 用 抑 制 剂 。 3 混合使用捕收剂可以改善浮铜抑 锌硫的条件，进一步稳定铜锌指标 。 4 进一步改善磨矿条件 ，在磨矿回 路中应用闪速浮选技术， 可以进一步提高选 矿指标 。 盘 l 山的主料坡道柄三才 c 邮编 7 3 7 1 0 2 维普资讯 I 选 矿 I j口 {口口 t{ ／j 一 ， 红透山选矿工艺的进展 ， ／ 红 透 山 铜 矿盂 克 礼朱 守 国 ’ 3 【 摘要 】 用 阶 段 磨 矿 部 分 }昆 台 浮 选处 理 锖 锌 硫 多 盒 属硫 化 矿 石， 镑 锌 分 离 般 果 差， 锌回 收 率 低 两段磨矿。锅锌毫曛序优先浮选，辅以镉中矿再磨。 锌精尾脱硫，锌尾液嬉选毫菩拄束措施， 宴现了无抑制剂锅锌分离。使锌回收率大幅度提高 如果连一步加强蛔唐，据台应用捕收剂。 技 术经侪指标还会有新的突破。 ． ．， ， 、 ， ， ， 美 键 词 部 分 生 堡 望 ， 红 透 山 钽 、 2 ，， 口 { ／ || T H E P R0GRES S 0F FI ．0TA T1 0lN TECHN0 I ．oGY I N HoNGT0US HAN o0P P ER M NE Ho n gt o mh a n Co p p e r Mi n e Me n g k e l l Z h u S ho u g uo 【 A B S T R A C T】 P r 0 。 咖f -o t y I l 1 眦suL d e o r e s b e a 订 增 C u ， z n a n d S b y a姆g 血 i n g p a hⅡ k f l o t a t i o n fl O W S h t删t B_m p o o r s e p a r a t i o n o f p pe r f r o m z i n c a n d l o w z i n c r e c o v e r y ． A s e r i e s of t e c h n o me a s u r e s s u c h a s t w o s t a g e g r i n d in g , C u Z nS s e l e c t i v e f t o t a t i o n i n o r d e r , a s s i s t e d w i t h g nn d_mg of mi d d i i n de s u l p h u r i z a t i o n O f t a j 1 i n g s f r o m z i n c de m i n , a n d Z n m M gs t h i c n ing f o l l o we d b y S f l o t a t i o n ，c a n l e a d t o Cu Z n s e p a r a t i on f r om e a c h o t h e r wi t h o u t d e p r e s s a n t a n d g r e a t i n c r e a s e o f z i n c r e c o v e r y Th e t e c h n i c a l e c o n o mi c a l i n d e x wi l l m a k e a n e w br e a k t h r o u g h wh e n r e nd i n g f u r t he r a nd a d d i n g c o l l e c t o l int o h niR f l o t a t i o n p r o c e s s ． KEY W 0RDS P a r t i a l b u l k f l o t a t i on S e l e c t i v e f l o r a t i o n Ho n gt o mh a n Co p p e r Mine l 矿石及部分混合 浮选工艺简述 1 ， 1 矿石性质 红透山铜锌矿床系热液充填交代型，矿 石中铜锌和铁的硫化矿物致密共生，粒度粗 细不均，结构构造复杂。铜矿物以黄铜矿为 主，次生铜矿物极少。锌矿物以闪锌矿为主， 另有部分含铁在 6 ％-1 0 ％的铁闪锌矿，铁的 硫化矿物中黄铁矿和磁黄铁 矿 的 比例为 l 0 6 ～0 ， 8 。铁闪锌矿的比例变化直接影响锌 的选矿指标，磁黄铁矿的多少则决定着对铜 锌硫选别过程的干扰程度 。 1 ． 2 部分混合浮选工艺流程 红遗山选矿工艺前进展盂克札 邮编 i j 3 ， 2 l J 维普资讯 娘矿经 阶段磨矿 ，是终磨矿细度为 一 0 ． 0 7 4 ra m占 6 5 ％ --6 8 ％，在用 1 5 0 g ／ t 丁基 黄药 、石灰制成的p H值为 8 ． 5的矿浆中， 进行铜硫混合浮选，铜硫混合精矿在高碱性 矿浆中实现分离。混选尾矿在 4 5 0 g ／ t 硫酸铜 的活化下，用3 o g ／ t 丁基黄药选锌。锌尾和 锌精尾合并再选硫。 沿用了2 0 多年的部分混合浮选工艺，经 过一段磨矿发展到阶段磨矿，铜硫分离中矿 再磨，延长分离浮选时间，增设尾矿选硫作 业等技术改造 ，使选矿技术指标不断进步 。 该流程 1 9 8 8 年至 1 9 9 1 年 6 月，累计铜锌硫 回收率分别达到 9 I ． 7 2 ％， 5 6 ． 2 ％和 6 9 ． 7 3 ％ 。 1 ． 3 部分混合浮选流程的优缺点 部分混合浮选流程实行阶段磨矿，适应 铜硫粗细不均匀嵌布的特点，在一定程度上 减少了黄铁矿 、 磁黄铁矿的过磨和氧化，同 时也满足了铜硫等可浮的条件，加之增设尾 矿选硫作业．减少了磁黄铁矿的损失，所以， 铜硫选收达到较好水平 。该流程的缺点是 ①铜硫混选循环， 在足量捕收剂的作用下难 以实现锌和铜硫的分离， 导致易浮的锌矿物和 锌连生体． 在铜硫混合精矿中的损失； ②铜矿 物和易浮的黄铁矿 、闪锌矿进入铜硫混精， 难浮的磁黄铁矿和闪锌矿转入锌浮选循环， 给 锌硫分离带来困难， 致使锌回收率较低。 1 ． 4 锌损失的去向及原因 图 l 绘制了部分混合浮选流程的金属分 布。锌在铜硫混合精矿中损失 2 8 ． 3 l 这是 锌损失的主要去向，为减少这部分损失．在 铜硫混选循环添加 7 0 0 g ／ t 硫酸锌和 3 1 5 g ／ t 亚 硫酸钠抑锌，但是效果不好．锌回收率仅提 高 2 ％～3 ％。铜硫混精镜下鉴定结果表明， 闲锌矿单体度为6 6 ． 0 7 o , 连生体以铜 一锌 为主。阶段磨矿的磨矿方式和大量捕收剂的 强力捕收，均不利于铜硫混合浮选下的铜锌 分离。 图 i 部分混合浮选金属分布图 图 例 产 率 一 曼 丝 一 ． ％ 回收率 o l Z n 0 2 优化浮选可行性分析 2 ． 1 铜锌硫矿物抑浮行为的研究 在磨矿细度为 一 0 ． 0 7 4 m m占 7 5 ％的条 件下，进行了不同黄药用量、有无锌抑制剂 的浮选时间试验 图2 。 试验结果表明，不 论捕收剂足量还是过量，或者有无锌抑制剂， 铜矿物均表现出较好的可浮性．这一试验结 果为优先选铜奠定了基础；锌硫在过量捕收 剂、有抑制剂的条件下可以被抑制；被抑制 的锌矿物在硫酸铜的括化作用上 能迅速恢 复其浮游速度；被抑制的硫矿物在足量捕收 剂和硝酸铵、 聚丙烯酰胺的联合作用下． 适当 延长浮选时间， 也可以获得较好的技术指标。 图2 铜锌硫浮选行为曲线 铜锌硫矿物在不同条件下的浮选行为说 有色矿山I 9 9 8 ． 维普资讯 明了优先浮选工艺是可行的。 2 ． 2 优先浮选的小型试验和工业试验 为确认优先浮选的可行性，在条件试验 的基础上，进行了两种原则流程的综合开路 对比试验，试验结果 表 1 表明，优先浮选 流程可以大幅度提高锌回收率。 表i 两种流程综合开路试验％ 汽 程 塑 曼些 Q l 7 ．n S 回 收 率 优先浮选 9 ． 3 9 4 7 3 5 8 3 9 ． 8 6 9 3 3 2 4 2 ． 9 3 6 1 ． 8 7 栅 E 9 ． 9 2 1 8 ． 0 3 3 8 ． 6 6 9 2 ． 5 5 2 8 ． 】 9 6 2 ． 5 o 依据优先浮选小型试验条件，于 1 9 8 9 年 进行了两种流程的工业对比试验，试验结果 见表 2 。工业试验进一步肯定了优先浮选流 程技术指标的先进性，并为全面工艺改造提 供了科学依据。 表 2 两种流程工业试验结果％ 漉 程 堕 曼垫 堕些皇 Q l s Ql 功 s 优 先 浮 选 小 型 试 验2 0 ． 0 7 4 9“ 柏3 t 5 5 9 2 ． 9 2 6 4 ． 8 8 6 9 ． 0 I 优 先 浮 连 工 生 试 驻1 9 ． 8 5 7 5 3 5 3 3 9 ． 4 4 8 9 1 ． 7 1 6 5 ． 9 9 5 6 6 1 建 I 1 8 ． 0 8 9 5 2 ． 1 0 2 3 5 ． 0 1 2 9 1 ． 7 8 4 9 ． 5 4 7 o ． 0 7 3 优先浮选工艺评价 3 1 优先浮选工艺流程及条件 优先浮选工艺流程见图3 ， 工艺条件觅表 3 。优先浮选流程采,N N段连续磨矿，铜浮 选一扫选泡沫和一精选尾矿返二段再磨；铜 浮选为一次粗选，二次扫选，三次精选；锌 浮选为一次粗选，二次扫选，四次精选；硫 浮选为一次粗选，一次扫选，一次精选。在 工艺改造的同时，选用S F 1 o j l F l O 联合机组 代替原 A型浮选机。药剂条件方面增加了硫 酸锌、亚硫酸钠 、铁铬盐木质素 、硝酸铵 、 聚丙烯酰胺等 5 种药剂 。最终磨矿细度为 一 0 0 7 4 m m占6 8 ％ --7 0 o 用石灰做调整剂， 铜浮选 p H值为 8 ． 5 ， 锌浮选 p H值为 9 ～1 0 。 经过半年时间的调试，铜回收率与部分混合 浮选时持平，锌回收率提高 1 0 ． 0 l 峨 硫回收 率降低 5 6 3 峨 选矿成本上升，锌精矿质量 下降，综合经济效益不十分明显 。 图3 优先浮选工艺流程 表 3 优先浮选工艺条件g ／ t 3 2 工艺完善措施及效果 为解决锌精矿质量低，硫回收率低，选 矿成本高的 “ 两低一高 ”问题，对优先浮选 工艺进行了完善。主要措施是 1 改进 锌浮选流程结构。把优先选锌改为锌精选作 业尾矿脱硫，从而增加了粗选次数，降低了 锌浮选作业 p H值，这～改进不仅保证了锌 精矿品位，而且为选硫创造了低 p H值的条 红透山选矿工艺的进展孟克礼 邮编 I 1 5 1 2 维普资讯 件。 2 增设锌尾浓缩作业。 使选硫作业 矿浆 p H值降低 1 ，浮选时闻延长 2 6 分钟， 同时停止使用硝酸铵、聚丙烯酰胺两种药剂， 保证了硫回收率。 3 随着产量的增加和 井下深部矿石量的增多，铜回收率下降。为 此增加 4 台浮选机．延长铜浮选时间，从而 实现了铜回收率的恢复性增长。 4 混合 使用丁基黄药和选择性较强的戊基黄药，逐 步减少到停止使用硫酸锌、亚硫酸钠两种药 剂，实现无抑制剂铜锌分离 。 完善后的工艺 流程见图 4 。技术指标见表 4 。 表 4 完善后的优先浮选技术指标％ 图4 完善以后的优选浮选流程 优先浮选流程完善以后。比部分混合浮 选，铜回收率低 1 ． 3 6 锌硫回收率分别提 高 1 3 ． 8 7 ％和 0 ． 5 峨 选矿成本持平。平均实 现年效益 3 0 9 万元。 3 ． 3 优先浮选工艺技术分析 从金属分布状态 图5 看出．铜精矿含 锌降低 9 ． 8 咻 硫精矿和尾矿含锌均有一定程 度下降，说明优先浮选改善了铜 、锌和锌 、 硫的分离条件。铜回收率降低的主要原因是 锌精矿含铜增加 1 ． 2 l 鸭 其解决途径只能从 铜浮选条件入手 。 里￡ 等 等 z 争 ■ 0 _ 0 _ ● _ - ● ■ _ _ ■ ■ _ _ 0 - ■ ■ ■ ● ● 一 硫 矿 尾} 图 5 优先浮选金属分布图 圈倒产率 ． 从粒级回收率 图6 变化情况看出。铜 锌以 7 4 [．L rn 粗粒级损失为主。硫则以 一 3 8 u m 细粒级损失为主。铜锌细粒级选收状况得到 改善，所以进一步解决金属互含的问题，需 强化磨矿细度和选择磨矿地点。 下转第 9页’ 有色矿山1 9 9 8 , 维普资讯