提高德兴铜矿泗洲选矿厂二段回收率的实践.pdf

2 ， } 鸯 兴 铜 矿 泗 洲 选 矿 厂 二 段回 收 率的 荬 、 、 一 } ， } 德 兴铜矿 江浩 【 摘 要】阐 述了 汹洲选厂二段铜回收率不高的原因， 针对二段磨矿分级效果、浮造机性能、石灰薅加 系统存在 的问艇 ． 进行丁改进 ．提高了二段回收率， ／ 1 ／ 印 关 键 词 垦 监 堕 垩 一， ／ I PRACTI CE 0lF I M PR0VI NG C0lP PER RECoVERY I N CLEANI NG S TAGE I N S I ZHOU C0NCENTRAT 0R 0F DEⅪ NG C0PPER M I NE x i ng C o p p e r M i n e Li u J i a n g h a o 【 A B S T R A C T】T h e r e a s o n s o f l o w c o p p e r r e c o v e r y in c l e a n i n g s t a g e in S iz h o u c o n c e n t r a t o r r e e x p o u n d e d i n t h i s p a p e r I n v i e w o {t h e p r o b l e ms o f g r i n d i n g a n d da s s i f y i n g r e s u l t s ．f l o t a t i o n ma c h i n e p e r f o r ma n c e a n d l i me mi l k a d d i n g s y s t e m，t h e i m p r o v i n g s a r e c o n d u c t e d ，a n d t h e c o p p e r r e c o v e r y i n c l ea n i ng s t a g e i s i n c r e a s e d． KEY W ORDS Re cov e r y Gr i n d i n g d e n s i t y Ae r a t i o n q u an t i t y Li me mi l k 德兴铜矿选矿厂的浮选流程分为二段 浮 选 ，一段采用开路浮出铜硫粗精矿 ，经过二 段球磨机进行再磨 ，再磨后的粗精矿进入二 段浮选机进行铜硫分离。 自 1 9 9 0年开始二 段选铜作业 回收率一直偏低在 9 6 ％左右 ， 影响 了铜的 回收 。 1 二段选铜 回收率低 的原 因分析 二段 选 铜 回收率 下 降 的 原 因是 多 方 面 的，主要原因有工艺条件的变化 、取样方式 的变化、外部条件的变化等等。 l 1 工 艺条件 的变化 自 1 9 8 8年起 ．进 人选厂 的矿石 铜 原矿 品位 由0 ． 5 ％以上逐年下降到 0 4 ％左右 ， 并且采矿 场 的 边 界 品 位 也 由0 3 ％改 为 0 ． 2 5 ％，使得选矿厂的选矿比由原来的 4 8 增加 到 6 O以上 。因 而 粗 精 矿 品 位 由原 来 7 ％～8 ％下 降至 5 ％ ～6 ％，增 加 了 二段 作 业 的富集 比，是造成二段选铜 回收率下 降的 原 因之一 。由于供 电不正常 ，二段磨矿产 品 细度 由原来 的 一0 0 7 4 m m 占 9 5 ％下降至 8 5 ％～9 0 ％，从而增加 了铜硫连生体 的含 量 ．是导致二段分离作业选铜回收率下降的 主要原 因。 1 2 取样 方式 的变化 1 9 8 8年 以前选厂采用 的是手 工取样。 存在一定的人为因素 ，样品的代表性较差 ， 交接班期 间和当班浮选作业不正常时 ，往往 停止取样 。因此报表中铜 回收率较实际 回收 率偏高，自1 9 8 8年起取样方式 改为机械取 样 ，基本上消除了人 为因素的影 响 ，样 品的 代表眭提高，真实地反映浮选作业的指标 ， 从而也使选铜回收率较 1 9 8 8年 以前在相同 作业条件下有所下降。 i 语色矿山 l 9 9 9增 维普资讯 1 ． 3 外部条件的恶化 自 1 9 8 8年起 供 电状 况恶化 ，经 常拉 闸 限 电，最多年拉闸限 电达 4 0 0次 以上 ，使得 选矿作业经常处于不稳 定状态 ，金属流失严 重 。经检化 中心检测 ，该因素进 人平衡报表 的金属流失量高年份可达0 7 ％以上，成为 二段选铜回收率下降的原因之一。矿山能力 达到 5 O 0 0 0 t ／ d后 ，石 灰 供 应 量加 大 ，石 灰 质量下降，大量煤渣进入石灰添加系统，阻 塞闸阀，使得石灰添加频繁终断 ，严重时几 分钟便堵塞闸阎，二段浮选作业难 以正常， 只有加大石灰用量 ，但 p H值过大造成强烈 抑硫 ，严重 影响二段 选铜 回收率 的提高 。 1 4 二段浮选机性 能下降 二段浮选机有二种型号，一种是 B S K8浮选机 ，一 种是 S F一8浮选 机 ，由于二 段矿浆 p H值很高 ，所以一般运行 1 ～2月 后便会因结钙而造成风管堵塞，造成充气量 大幅度下降，导致二段选铜回收率的大幅度 下降，也是二段回收率下降的原因之一。 1 5 二段浮选 系统外物料循环量过大 由于 浮选机性能下降，特别 是 s F一8 浮选机吸力下降，系统内物料循环困难，造 成大量泡沫产品外溢，而外溢的矿物被集中 到三个直径为 2 4 m的浓缩机 中，由早班 处 理，从而造成 了在早班期间二段浮选作业物 收率大幅度下降。 2 提高二段选铜回收率的措施 针对二段选铜回收率下降的原因，采取 不同的技术措施和技术改造 ，主要针对二段 给矿细度 、浮选机性能 、石灰添加系统进行 改进 。 2 ． 1 提 高二段 给矿细 度 稳定浮选作业 根据试验结果 ，粗精矿再 磨 后 的细 度 一 0 ． 0 7 4 r 1 ] lR l 应达 到 9 5 ％ 以上 ，但 实 际生 产 一 直没有达 到。分级溢流浓度 和细度 的波 动，沉砂浓度的波动会造成沉砂槽 的阻塞 ， 操作人员为了避免阻塞．而加大补加水量， 降低二段磨矿浓度，二段浮选粒度变粗 ，影 响二段分离作业的选铜回收率。为此进行 了 磨矿系统的匹配和钢球充填率的试验。 首先进行了再磨与旋流器分级系统匹配 的改造，将原有每一工段两台再磨机与两组 旋流器可交互使用 的配置，改为一对一 配 置，从而加大了旋流器沉砂流至球磨机的坡 度，消除了原必须添加补加水的状况 ，提高 了磨矿浓度 。 其次，对二段再磨系统旋流器配置台数 及其效果进行了工业试验研究。在固定旋 流 器台数的条件下 ， 试验设定球磨机排矿补加 水量分为较小、适 中、较大三种情况进行测 料通过量过大 ，浮选 时间大大减 少 ，选铜 回 定 。磨一工段的试验结果 见表 l 。 表 l 二段旋 流器 台数试 验 结果 ％ 试 验结 果表 明 ，旋流 器配 置两 台最佳 ． 此时分级溢流浓度 比较稳定 ．一0 ． 0 7 4 m m 含量大于 9 2 ％，细度较合适。依此对全厂的 二段再磨系统旋流器配置台数进行了优化。 再次，提高再磨机的钢球充填率 ，由原 来的 3 2 ％提高到 3 8 ％。一年多的生产实践 表明 ，以上诸项措 施为德兴 铜矿泗洲选 厂二 段回收率的提高奠定了基础 ，改进后生产数 据统计结果见表 2 。由表 2可见磨矿浓度 由 5 0 ％左 右 提 高 到 6 5 ％以 上 ，分 级 溢 流 中 一 0 ． 0 7 4 r T ff Y l 含量大 于 9 2 ％。 2 2 对二段浮选机 进行 改进 浮选机性能差距主要表现在充气量不足 和吸力下降等，从而影响二段铜回率提高 提高镍兴铜矿{ 四 选矿厂二段 回收率的宴践一刘旺浩 邮编 3 3 4 2 2 4 维普资讯 因此 ，对 二段 B SK8 、s F一8两 种 浮选机 分别进行 了改进 。 表 2改进后 生产 数据 统计 结果 ％ 粒级 预先控制分级产卑 nm 粗精矿溢流搏矿 t 0 1 7 5 I I 3 0 ． 1 7 5～ q - 0 1 3 0 3 3 7 0 1 3 0～ q - 0 1 7 4 1 5 5 6 0 [ y 7 4 1 0 1 5 3 1 0 0 7 0 05 3～ q - 0 04 3 0． 8 9 0 0 4 3～ 0 03 8 1 3 8 4 0 03 8 5 4 7 8 小 计 1 0 0 浓度 0 02 0 43 2 I 7 5 21 ．84 9 94 8 0 39 1 0 0 2【 5l 0 1 8 1 3 7 1 6． 86 1 6 00 9 2 2 1 8 01 3 8． 3 6 l 。 U 7 0 4】 注 分缎效率为 6 3 ． 7 8 ％，癌矿效率为0 2 4 r ／ h 原二段两种浮选机的设计，没有考虑浮 选机充气管逐渐结钙堵塞的疏通问题，随着 结钙加剧充气量逐渐减少．严重影响二段铜 回收率 。分别 进行改进的办法是 对于 B S K 8浮选机．从主轴顶部中心 钻孔 打通至 中空充气管，顶部采用螺杆密 封。当结 钙而充 气量下降 时，旋开顶部螺 杆 ， 从主轴顶端直接插入钢管疏通充气管， 消除结钙 ，彻底解决了园结钙造成的充气量 不足的问题 。 对于 S F一8型浮选 机的吸气 管进行 了改 进 ，见 图 1 誊磨 改进 似 改进 后 图 1 s F- - 8型浮选机吸气管改进图 从圉中可见原设计 吸气管斜式连接在浮 选机 主轴 下部 的壳体上 部 ，使空气通道 上 的 结钙物无法消除。我们将吸气斜管改为连接 在壳体上，使得风道中的结钙物更加容易消 除。同时 ，在生 产实践 中发现 ，S F一8型浮 选机叶轮 、盖板易变形和损坏，安装稍不慎 均造成充气量下降。一般新安装妁叶轮 、盖 板一个月后．充气量便会逐渐下降。相应的 改进方法一是采用 B s K 8型浮选机的叶 轮盖板；二是提高转速将传动电 机 的 皮 带 轮直径从 3 5 0 m m加大到 4 0 0 ram，叶轮转速 则 由2 1 2 ． 9 r ／ mi n提 高 到 2 4 3 ． 3 r ／ mi n一 巴升 1 4％ 经过一年多的生产实践 ，上述几项改进 改善 了浮选机 的充气性能和吸力 。 2 ． 3 对 石灰 乳制备和 添加 系统进行 改造 消除石灰渣堵塞闸阀，保证石灰乳添加 正常 ，主要工作是减少石灰乳 中的渣量和避 免石灰乳添加过程的堵塞。 原石灰乳制备系统仅是采 用螺旋分级机 消渣 ，生产中仍有不少煤渣阻塞 闸阀。经分 析研究发现 ，在石灰烧制过程中，还有大量 比重较轻的煤渣混入石灰 中，这类渣采用螺 旋分级机是难以除去 的。因此 ，对石灰乳制 备系统进行 了改造 ，现采用的系统见图 2 。 图 2改进后 的石 灰添 加 系统 1 一格予型球磨机 ；2 --螺旋分级机 ；3 一旋潍器 ；4 一 搅捧桶 ；5 一抽屉式石灰乳控 制柜；6 一格条筛；7 砂泵 弛 8 一砂泵 由图 2可见 ，现 系统采 用三级 消渣 螺 旋分级机消粗渣，格条筛除浮渣和难磨渣 ， 旋流器闭路消渣。生产实践表明，该系统减 少 了石灰乳中的渣量。改造前后石灰乳粒级 筛 析结果见表 3 。 原石灰乳添加均采 用管闸控制添加量。 至每个添加点，管路上至少有 2 ～3 个管闸， 在石灰供应 不足 ，流速 过慢或停 车关管 闸 时 ，均有阻塞情况发生，经反复试验改进 ． 下转第 3 2 页 有色矿 山 1 9 9 9增刊 砂一 ．二卵 嘶 ∞鹳 沉一 侣Hum 鲫 维普资讯 浮在水面上。当吊出电积铜时，石蜡会沾在 阴极 铜 表 面 ，影 响 质 量。 另外 阴极 铜 浸 泡 时 ，有 的阴极铜周 围会裂 开 ，造成 石蜡侵入 阴极板表面 ，从而每次剥 铜后 的阴极板需小 心地擦干净 ，增加 了劳动强度 。当石蜡有 时 未擦彻 底 时 ，则 析 出铜 的表 面 上 有很 多 空 洞 ，有 的阴极 板 两侧 约 l O O r n m 的地方 不析 出锕 。 对此采用塑料包边的方法代替拈蜡 ，不 仅节 约了 电能 ，减轻 了劳动强度 ，而且 消除 了阴极变形 等现象 。 4 ． 5电解 液中加入硫酸钴 阳极板是一种冷轧的 P h c a s 1 1 合金 电极。当电解液含铅 比较高时，容易造成铜 析出粗糙 、长粒子 ，并时有使电铜发黑 现 象。所以在 电解回路 中必须加人硫酸钴，以 减小铅对 阳极 的腐蚀 以及 由此而产 生的铅杂 质含 量。 目前 我厂 电 解 液 钴 浓 度 控 制 在 0 O 1 ％左 右 。由于加入 了硫 酸钴 ，阳极的腐 蚀得以抑制 ，电铜含铅量为0眦 ％，远远小 于国家一号 电铜标 准 0 3 ％ 。 4 ． 6 控制铁浓 度增加 电铜液 中的铁 以 F e 3 与 F e 2 的相互 转 换而消耗 电能 ，降低 电流效率 。我厂将 电解 液 中的铁浓度设 定在 5 g ／ L 以内。为此采 取 每 日抽出一定量的电解贫液到酸处理车间进 行阴离子交换处理 。该处理可以回收电解贫 液 中 7 5 ％的硫酸而 除去 9 5 ％的铁 。 5结语 提高电积铜质量措施 的实施以及操作人 员 、技术人 员 的共 同努力 ，电积 铜 的表 面 质量稳定 ，其物理规格符合要求 ，达到国家 A级铜标准。电流效 率 9 0 ％以上。提 高电 积铜质量的有效途径，对同类厂 的生产实践 具有参考价值 。 上接第 2 6 页 本厂采用抽屉式石灰乳控制柜替代闸阀，石 灰乳添加阻塞基本消失。 表 3 改造 前后 石灰 乳粒级 筛析 结果 ％ 石灰用量的正常添加 ，p H保持为正常 铜硫分离 D H值，为提高二段 回收率奠定 了 基础 。 经过上述一系列改进，完善了二段作业 稳定性 ，一年的生产实践表明，提高了二段 作业 回收率 ，详见表 4 。 表 4 1 9 9 7年 卜一 1 0月二段 指标 一览表 ％ 月 份 C u 精矿品位 2 4 o 0 2 4 2 0 2 5 3 1 2 5 0 6 2 5 2 6 2 4 4 9 2 4 7 5 2 5 3 2 2 4 5 5 2 4 【 二段回收率 9 5 7 4 9 6嘶9 7 4 3 9 7 4 1 9 7 6 O 9 7 7 8 9 7 7 2 9 7 3 5 9 7 5 O 9 7 6 【 3结语 1 加强二段磨矿分级效果 ，提高和改 善浮选机性能 ，保证石灰 的正常添加 ，是提 高二段回收率的关键因素 ，生产实践中应不 断优化 。 2 稳定和提高作业工序能力，生产现 场往往是错综复杂 的，抓住关键因素 ，进行 改进，将取得好的效果 。 有色矿山1 9 9 9增刊 维普资讯