云南某低品位铜矿选矿生产工艺优化与实践.pdf
3 4 有色金属 选矿部分2 0 2 0 年第4 期 d o i 1 0 .3 9 6 9 /j .i s s n .1 6 7 1 9 4 9 2 .2 0 2 0 .0 4 .0 0 7 云南某低品位铜矿选矿生产工艺优化与实践 李光英 云南锡业股份有限公司卡房分公司,云南个旧6 6 1 0 0 0 摘要云南某低品位铜矿是玄武岩单铜硫化矿。根据该矿石性质及结合生产实际,通过工艺流程优化,碎矿效率提高 8 %左右;一段、二段分级作业效率均得到明显改善,磨矿细度由原来接近8 0 %下降至7 0 %左右,水力旋流器分级效率增 加,一段磨矿作业返砂比由1 9 9 .1 7 %下降至9 4 .6 2 %,二段磨矿作业返砂比由2 5 0 .0 4 %下降至1 6 8 .6 4 %,磨矿负荷大幅降 低,更有利于加大原矿处理量;采用一粗一精两扫的优先浮选生产工艺,生产获得铜品位1 9 .2 5 %、回收率8 5 .2 7 %的铜精 矿,与优化前相比,铜、金、银回收率分别提高3 .3 0 %、8 .6 7 %和1 2 .5 3 %,药剂成本降低o .13 元/t 原矿;每年可增加经济效 益9 2 6 .5 9 万元。 关键词单铜硫化矿;工艺流程优化;多碎少磨;分级效率;优先浮选;产业化 中图分类号T D 9 5 2文献标志码A文章编号1 6 7 1 9 4 9 2 2 0 2 0 0 4 一0 3 4 一0 4 S t u d ya n dP r a c t i c eo nM i n e r a lP r o c e s s i n gT e c h n o l o g yo faL o w G r a d eS i n g l eC o p p e rM i n ei nY u n n a n L ,G “口咒g y i 咒g Y k ,2 ,2 口咒丁i ,2C o .,L £d ,K n .厂口九gB r n 以c ,G 巧i “6 6 J D D 0 ,y “,z 挖口玎,C 矗幻t n A b s t r a c t Al o wg r a d ec o p p e ro r ei nY u n n a ni sas i n g l ec o p p e rs u l f i d eo r eo fb a s a l t .A c c o r d i n gt ot h e p r o p e r t i e so fo r ea n dp r o d u c t i o n ,t h ec r u s h i n ge f f i c i e n c yi si n c r e a s e db ya b o u t8 %b yo p t i m i z i n gt h ep r o c e s s f l o w . E f f i c i e n c yo fb o t ht h ef i r s ta n ds e c o n ds t a g eo fg r i n d i n gh a v e b e e ni m p r o V e do b V i o u s l y ,g r i n d i n g “n e n e s sh a sb e e nr e d u c e df r o m8 0 %t o7 0 %a n dc l a s s i f i c a t i o ne f f i c i e n c yo fh y d r o c y c l o n eh a sb e e ni n c r e a s e d s ot h a tr e t u r ns a n dr a t i oi nt h ef i r s ts t a g eo fg r i n d i n gh a sb e e nr e d u c e df r o m1 9 9 .1 7 %t o9 4 .6 2 %a n di nt h e s e c o n ds t a g eo fg r i n d i n gf r o m2 5 0 .0 4 %t o16 8 .6 4 %r e s p e c t i v e l y . A tt h es a m et i m eg r i n d i n g1 0 a dh a sb e e n r e d u c e dg r e a t l yw h i c hi sm o r ec o n d u c t i v et oi n c r e a s et h et h r o u g h p u to fo r e . Ac o p p e rc o n c e n t r a t ew i t h C ug r a d eo f1 9 .2 5 %a n dC ur e c o v e r yo f8 5 .2 7 %w a so b t a i n e db yu s i n gt h ep r o c e s so fo n er o u g h e ra n do n e c l e a n e ra n dt w os c a v e n g e r s . C o m p a r e dw i t ht h ep r o c e s sw h i c hi sn o to p t i m i z e d ,t h er e c o V e r yo fC u ,A ua n d A gi si n c r e a s e db y3 .3 0 %,8 .6 7 %a n d1 2 .5 3 %r e s p e c t i v e l y .T h ec o s to fr e a g e n ti sr e d u c e db yO .1 3R M B p e rt o na n de c o n o m i cb e n e f i tc a nb ei n c r e a s e db y9 .2 6 5 9m i l l i o nR M Ba n n u a l l y . K e yw o r d s s i n g l ec o p p e rs u l f i d eo r e ;t e c h n o l o g i c a lp r o c e s so p t i m i z a t i o n ; m o r ec r u s h i n ga n dl e s s g r i n d i n g ;c l a s s i “c a t i o ne f f i c i e n c y ;p r e f e r e n t i a lf l o t a t i o n ;i n d u s t r i a l i z a t i o n 随着矿山单铜矿资源的开发利用,作为不可再 生资源被不断消耗,容易选别的原矿越来越少,矿山 出矿品位低、杂质含量高、主要目的矿物结晶粒度 细、与其它矿物之间共生关系复杂等问题日益明 显n ] ,极大地制约了选矿生产技术指标的提升,增加 了选矿生产成本。为了有效提高选矿生产技术指标 和经济效益,解决选矿生产发展中的瓶颈问题,增加 单铜矿可选资源量,针对该矿石进行了选矿生产工 艺流程优化,取得了较好的生产技术指标和经济 效益。 1 矿石性质 该矿石为玄武岩低品位单铜矿,铜的主要载体 矿物为黄铜矿,硫、锡、金、银等为伴生有用矿物。金 收稿日期2 0 1 9 1 1 3 0 作者简介李光英 1 9 7 4 一 ,女,湖北孝感人,硕士,高级工程师,主要从事选矿工艺研究。E m a i l l g y y w b s o h u .c o m 万方数据 2 0 2 0 年第4 期李光英云南某低品位铜矿选矿生产工艺优化与实践 3 5 属矿物主要为磁黄铁矿,约占矿物量7 %;其次为黄 铜矿,约占矿物量1 %。脉石矿物以角闪石为主要矿 物,大约占矿物量2 5 %;其次为石英、长石,约占矿物 量1 9 %。矿石中黄铜矿的结晶嵌布粒度主要集中在 0 .6 ~o .0 1 9m m 之间,其铜金属分布率占8 3 .4 3 %, 其中少量粒度相对较粗的黄铜矿包裹结晶粒度细小 的石英、长石、透辉石、钙铁辉石、角闪石以及榍石、磁 黄铁矿等矿物,这对铜精矿质量会有一定的影响。原 矿主要化学成分分析结果见表1 ,铜物相分析结果见 表2 。 表1原矿主要化学成分分析结果 T a b l e1 R e s u l t so fm a i nc h e m i c a l c o m p o s i t i o na n a l y s i so fo r e /% 相别原生硫化铜自由氧化铜结合氧化铜总铜 物相分析结果表明,矿石中铜矿物以原生硫化 铜为主,占总铜的9 3 .0 %;自由氧化铜次之,占总铜 的4 .0 8 %;结合氧化铜占总铜的2 .9 2 %,因此,该铜 矿石为典型的低品位硫化铜矿。 2 生产中存在的问题 1 碎矿采用“三段一闭路”工艺流程,对粗碎颚 式破碎机排矿口尺寸没按周期调整;中碎和细碎圆 锥碎矿机偏心距过大,排矿粒度过粗;振动筛筛板属 于聚氨酯材料,容易断裂,造成筛孑L 尺寸过大,导致 磨矿机的给矿粒度过粗,造成磨矿机处理量低。 2 磨机衬板为穿心衬板,数量多,连接螺栓多, 导致在更换衬板时增加工作量,磨机机身螺栓孔较 多,易造成矿浆泄漏;传统的补加球方式为手捡,劳 动强度大,效率低并且存在安全隐患;添加钢球的球 径大小配比不合理,小钢球比重大,过粉碎现象 严重。 3 磨矿分级作业为两段两闭路流程,两段分级 作业分级界线、作用不一样,但由于两段分级旋流器 型号一致,均为F X 一5 0 0 水力旋流器,锥角2 0 。,导 致两段磨矿分级作业均存在着循环负荷不均、细度 及浓度达不到人选要求的问题。 4 铜浮选采用一粗两扫一铜硫混合精选一混合 粗精矿再磨一一次精扫选的浮选工艺流程,使用石 灰、丁基黄药、乙基黄药和松醇油等常规浮选药剂, 工艺流程长、药剂用量大、矿浆碱度高,影响了铜、 金、银等的回收。 3 工艺流程优化 3 .1 单铜矿碎矿系统优化 实践证明,提高碎矿效率,实现“多碎少磨”需要 从两方面人手[ 2 ] 一是各段碎矿机必须有合理的负 荷分配,二是选择科学合理的振动筛筛孔形状和 尺寸。 根据矿石硬度,结合破碎机各项参数,合理调整 破碎机排矿口大小和分配其破碎比,从而使各段破碎 机发挥最佳破碎效果,根据原矿给矿粒度 6 0 0m m 和 产品要求粒度 一1 2m m ,结合设备的各项参数,分 配破碎比为2 .5 、4 、5 。 针对振动筛存在的突出问题,决定采用分体卡 扣式耐磨橡胶筛板。该筛板技术参数为上层筛板 下料口部位设计为盲板,其余筛板均为有孔筛板,孑L 径为2 5m m 5 0m m 长方形孑L ,下层筛板全部为有 孔筛板,孔径为1 2m m 2 5m m 。该筛网弹性好,并 且筛孔在适当范围内可变形,大大降低了矿石堵孔 的概率,提高了振动筛的筛分效率。 生产统计结果表明,碎矿系统优化后,每天碎 矿时间从约2 0h 下降到约1 8h ,碎矿效率提高 8 %左右;材料及电量消耗下降,碎矿成本降低约 0 .1 5 元/t 。 3 .2 单铜矿磨矿系统优化 在物料性质一定的情况下,磨矿机结构及操作 条件是影响磨矿指标的重要因素。 首先,在高锰钢材质中添加一定稀有金属材料, 提高衬板耐磨强度,延长使用寿命;根据磨机机身衬 板、端盖衬板、压条衬板等的不同构造,以楔形方式 使其相互压住,除端盖衬板、人孑L 衬板及压条衬板 外,其余磨机机身衬板均无螺丝链接,该方法省掉了 大部分磨机机身螺丝,降低了磨机机身衬板安装时 间、劳动强度和成本,极大减少了矿浆泄漏。 其次,自行研制适合于需要的自动钢球添加机。 根据钢球呈球形、易滚落等特点,设置了储球仓、振 动器、导流槽,再采用自主编程的P L C 控制执行机 构把钢球给进磨机,实现全天候定时、定量添加钢 球,并成功应用于生产中,收到了较好的效果。 再次,根据矿石人磨的硬度和粒度组成,对一段 磨机初装球球径大小配比进行优化,西1 0 0 、8 0 、6 0 、 万方数据 3 6 有色金属 选矿部分2 0 2 0 年第4 期 5 0 、4 0m m 钢球占比分别为3 5 .6 %、2 8 .9 %、1 7 .8 %、 1 3 .3 %、4 .4 %,提高磨矿效率。 生产统计结果表明,磨矿系统优化后,钢球单耗 从最高7 6 0g /t 下降为3 2 0g /t ,钢球变形率和碎球 率也大幅降低。 3 .3 单铜矿旋流器分级优化 水力旋流器与磨矿机配合使用,其分级效率直 生产中对一、二段水力旋流器的进矿方式、筒体 尺寸、锥角大小和沉砂嘴大小进行了调整、优化[ 3 ] 。 一段旋流器调整为一台直径5 0 0m m ,锥角为4 5 。,沉 砂嘴直径6 5m m 的短锥旋流器;二段旋流器调整为 两台直径3 5 0m m ,锥角2 0 。,沉砂嘴直径为6 0m m 的旋流器,磨矿细度从6 0 %一o .0 7 4m m 提高到 7 0 %一0 .0 7 4m m 以上。旋流器优化后磨矿分级作 接影响磨矿细度。业对比指标见表3 。 表3 20 0 0t /d 单铜矿旋流器优化后磨矿分级作业优化前后对比 T a b l e3 C o m p a r i s o no fg r i n d i n ga n dc l a s s i f i c a t i o no p e r a t i o na f t e ro p t i m i z a t i o no fh y d r o c y c l o n e 表3 表明,对原有水力旋流器进行调整后,一段、二 段分级作业量效率均得到明显改善,磨矿细度由原来接 近8 0 %下降至7 0 %左右。水力旋流器分级效率增加, 一段磨矿作业返砂比由1 9 9 .1 7 %下降至9 4 .6 2 %,二段 磨矿作业返砂比由2 5 0 .0 4 %下降至1 6 8 .6 4 %,磨矿负荷 大幅降低,更有利于加大原矿处理量。 3 .4 单铜矿浮选工艺优化 根据矿石性质对铜浮选工艺流程进行简化,采 用一粗两扫一精的优先浮选生产流程代替铜硫混合 浮选流程;按照“轻拉轻抑”的原则,优化药剂制度, 采用新型组合捕收剂M A 一1 和M O S - 2 ,在低碱度、高 效、低耗条件下提高铜回收率指标和伴生金、银回收 率[ 4 巧] ,降低生产成本。浮选工艺优化后的生产技术 指标对比见表4 ,主要药剂成本对比见表5 。 表4 20 0 0t /d 浮选工艺优化后 生产技术指标对比 T a b l e4 C o m p a r i s o no fp r o d u c t i o n i n d e x e sa f t e rp r o c e s so p t i m i z a t i o n /% 2o o Ot /d 浮选工艺优化后 主要药剂成本对比 C o m p a r i s o no fm a i nr e a g e n t c o s ta f t e rp r o c e s so p t i m i z a t i o n 优竺要后药刺名称比例单价7 .用} 7 成 I 7 对比 元t “ g t - 1 原矿 元t _ 1 原矿 表4 表明,经过浮选工艺流程优化,铜精矿品 位、回收率分别提高o .7 5 %和3 .3 0 %,金银回收率 分别提高8 .6 7 %和1 2 .5 3 %。 表5 表明,经过浮选工艺流程优化,新型捕收剂 用量为6 0g /t 原矿,较原药剂制度减少7 0g /t 原矿, 总药剂成本降低0 .1 3 元/t 原矿。 4 生产工艺优化后产业化成果 4 .1 碎矿系统优化节约成本 原树脂筛板,上层筛板单价21 2 3 元/块,共8 块,下层筛板单价29 0 0 元/块,共8 块,使用寿命2 .5 个月;分体卡扣式橡胶筛板单价2 0 01 4 1 元/套,使用 寿命为1 0 个月,每次更换需要人工成本50 0 0 元。 筛面更换每年增加材料成本4 .7 2 86 万元;每年 节约人工费用1 .8 万元;由于各台碎矿机碎矿比优 化和振筛筛板改造,碎矿效率提高8 %,降低碎矿成 本o .1 5 元/t ,全年碎矿量按6 6 万t 算,节约成本 9 .9 万元。碎矿系统优化每年节约成本6 .9 7 14 万元。 4 .2 磨矿系统优化降低成本 钢球单耗从最高7 6 0g /t 下降为3 2 0g /t ,钢球 按7 .0 元/k g 计算,可节约成本3 .0 8 元/t 原矿,按年 处理原矿6 6 万t 计算,年可节约成本2 0 3 .2 8 万元。 由于碎矿粒度减小、初装球、补加球实现自动化 及分级作业优化,磨矿处理量提高2 .5 8 99 万t /a ,按 磨矿成本1 4 元/t 原矿计算,处理量提高每年节约成 本3 6 .2 5 86 万元。磨矿系统优化每年节约成本 2 3 9 .5 3 86 万元。 4 .3 浮选药剂减少药剂成本 捕收剂成本降低0 .1 3 元/t 原矿,按年处理单铜 原矿6 6 万t 计算,节约捕收剂成本8 .5 8 万元;石灰 5e 5 b 表 n 万方数据 2 0 2 0 年第4 期李光英云南某低品位铜矿选矿生产工艺优化与实践 3 7 自动添加设备的应用以及使用新药剂,降低了石灰 用量,每年可少用石灰1 5 0t ,石灰单价4 0 0 元/t ,节 约成本6 万元。每年共节约药剂成本1 4 .5 8 万元。 4 .4 铜精矿指标提升增加效益 铜精矿指标提高后,年产铜精矿金属量38 6 1t 。 铜精矿品位提高o .7 5 %,按铜精矿品位1 8 %和1 9 % 差价1 5 0 元/t 计算,铜精矿品位提高每年增加效益 5 7 .9 1 5 万元;回收率提高3 .3 0 %,多产铜精矿金属 1 4 9t ,按铜精矿金属价格3 .5 万元/t 计算,回收率提 高每年增加效益5 2 1 .5 万元。铜精指标提升每年增 加效益5 7 9 .4 1 5 万元。 4 .5 流程简化节约成本 浮选流程工艺简化,减少操作人员三个班共6 人, 按人均4 .5 万元/a 计算,每年降低人工成本2 7 万元;停 开设备率3 0 4 .5k w ,电价o .3 5 元/ k w h ,每年 节约电费5 9 .0 8 5 万元。流程简化每年节约成本 8 6 .0 8 52 万元。通过工艺流程优化,每年创造总经 济效益9 2 6 .5 9 万元。 5结语 1 碎矿系统优化结果表明,分体卡扣式耐磨橡 胶筛板不仅具有耐磨、拆装方便等优点,而且获得筛 下物料颗粒均匀,并且粉状矿物颗粒明显增多,细度 明显高于改造之前的物料细度,碎矿效率提高8 % 左右。 2 磨矿分级工艺优化结果表明,对原有水力旋 流器进行调整后一段、二段分级作业量效率均得到 明显改善,磨矿细度由原来接近8 0 %下降至7 0 %左 右。水力旋流器分级效率增加,一段磨矿作业返砂 比由1 9 9 .1 7 %下降至9 4 .6 2 %,二段磨矿作业返砂 比由2 5 0 .0 4 %下降至1 6 8 .6 4 %,磨矿机负荷大幅降 低,更有利于加大原矿处理量。 3 浮选工艺优化结果表明,与常规组合药剂 乙、丁基黄药 松醇油 相比,新型组合药剂M A 一1 和M O S - 2 在较低的矿浆p H 一8 .5 下,不仅铜回收率 可以继续稳定在8 5 %以上,而且更有助于获得铜品位 大于1 8 %的铜精矿,也更有助于金银矿物的回收。 4 生产流程考查结果显示,经过上述优化,采用 三段一闭路碎矿工艺、两段两闭路磨矿分级工艺和 一粗两扫一精浮选生产工艺,生产获得铜品位 1 9 .2 5 %、回收率为8 5 .2 7 %的铜精矿,与优化前相 比,铜金银回收率分别提高3 .3 0 %、8 .6 7 %和 1 2 .5 3 %,药剂成本降低o .1 3 元/吨原矿。 5 生产工艺流程优化后在生产中进行产业化实 施,按照20 0 0t /d 规模组织生产,低品位单铜矿入 选铜品位为O .6 8 6 %时,每年可增加经济效益 9 2 6 .5 9 万元。 参考文献 [ 1 ]吴江林.提高安庆铜矿铜回收率试验研究[ D ] .武汉武 汉理工大学,2 0 0 8 . 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