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2 4 德兴铜矿浮选流程沿革评述 陈秋兰 摘要在介绍矿石性质的基础上，详细地甯述了簟兴铜萱h 备阶段浮选灌程的橱草。作者 的评述和见解。具有重要的现实意义和一定的指导童义。 美t 词■矿；浮选藏程；沿革} 评述 中田分类号T D 9 2 3文献标识码A 德兴铜矿是一个以铜为主，伴生硫、钼、 金、银等多种有价元素的特大型斑岩铜矿。 由于矿山具有矿石储量大、埋藏浅、易采易 选、水文地质条件简单等优势，设计、生产的 规模已从建矿初期的2 5 0 0 t ／d 逐步扩大到 现在的9 万t ／d ，成为江西铜业公司的主干 矿山、我国目前最大的有色露天矿，在全国 铜原料工业生产中占有极其重要的地位；与 此同时，德兴铜矿也成为世界上为数不多的 特大型铜矿山。在新世纪到来之际，矿山要 求步入达产达标、稳产高产阶段，显然，矿山 浮选流程的合理与否和选矿指标的高低。不 仅直接影响着当前矿山的经济效益，同时也 影响到矿山的可持续发展。对浮选流程的 演变 沿革 进行系统的回顾和总结。肯定其 成功的地方，看到存在的问题，明确今后努 力的方向，是非常必要的，它既有重要的现 实意义，又有深远的指导意义，对同类矿山 的生产建设亦具有很好的借鉴作用。 1 矿石性质 ’德兴铜矿目前开采的铜厂矿床产于铜 厂花岗闳长斑岩与其围岩的内外接触带，矿 体在空间上呈向北西倾斜的斜楔空心筒状。 矿体主要赋存于外接触带蚀变千枚岩中，后 者称斑岩矿石，两者矿量比为7 3 2 7 ，前者平 均抗压强度为8 3 ．0 7 M P a ，后者平均抗压强 度为1 0 6 ．9 6 M P a ，矿石属中硬，密度为2 ．7 。 铜厂矿石中的金属矿物以硫化物为主。 在原生矿石中。金属硫化矿物一般占矿石重 量的4 ％～5 ％。主要金属矿物为黄铁矿、 黄铜矿，次要金属矿物为黝铜矿、辉铜矿、斑 铜矿，间有少量的方铜矿、闪锌矿。非金属 矿物一般占矿石重量的9 5 ％左右，以石英 和绢云母为主，绿泥石、白云石、方解石、白 云母次之。可回收的有益成分以铜为主，伴 生的硫、钼、金、银可综合回收。 从矿物的嵌布特性来看，主要金属矿物 以中粒嵌布为主。几种主要金属矿物的特 性如下。 黄铁矿在矿石中呈浸染状、脉状和团 状。浸染状黄铁矿多为立方体自形晶体和 半自形晶体，也见他形粒状。粒度一般为 0 ．0 3 ～0 ．0 4 m m 。以粒状者居多，最大可达 l r r Ⅱn 。当磨至一0 ．1 4 r a m 时，单体解离度达 8 5 ％以上。 { 2 强羿翟饕三孳i 翟兴一r 檀化中心工程师，江西誓兴，3 3 ．2 2 ． 万方数据 2 5 黄铜矿是矿石中最主要的有用工业矿 物，主要呈浸染状、细脉状产出。授染状黄 铜矿呈他形晶粒不均匀嵌布于脉石中，与黄 铁矿和辉铜矿共生，粒度一般为0 ．0 0 5 ～ 0 ．5 m m 。而以0 ，0 5 ～0 ．O l m m 为主，最大颗 粒可达l m m 。当磨到一7 4 t m a 时，单体解离 度仅达8 0 ％。因此，要得到高品位的铜精 矿尚需细磨。 辉钼矿一般呈自形或半自形鳞片状、 片状晶体产出，或呈团簇状集合体产出，单 晶片厚多在6 ～2 7 p r o ，集合体粒径一般为 2 5 - - 2 0 0 p r n 。在矿石中．绝大部分辉钼矿呈 浸染状产于脉石中，仅很少一部分见于脉状 黄铁矿、黄铜矿中。 含金矿物以自然金为主，约占金矿物 总量的9 0 ％，其次为银矿物，主要以粒状和 不规则状嵌布于金属硫化矿粒间，粒径约为 3 - - l O t m a ；另一种形态是呈乳滴状包体赋存 于黄铜矿、黄铁矿等硫化矿物间，粒径小于 2 0 t t m 。 2 浮选流程沿革评述 德兴铜矿2 5 0 0 t ／d 选矿系统1 9 6 5 年7 月1 日投产。至今已有3 5 年。在这漫长的 生产实践中，浮选流程不断改进，不断完善， 但从阶段性来划分。德兴铜矿浮选流程可分 为“两提高” 精矿品位提高和回收率提高 前浮选流程、“两提高”浮选流程、6 万t ／d 浮选流程以及近期的中矿选择性再磨浮选 流程，分别见图1 、图2 、图3 、图4 。 2 ．1 “两提裔”前浮选流程 这一阶段为1 9 6 5 年7 月至1 9 8 0 年4 月，原矿经一段闭路磨矿后，分级溢流进入 一次粗选、两次扫选、三次精选的浮选作业， 直接得出品位为1 0 ％～1 2 ％的铜精矿，铜 回收率为7 0 ％- - 8 2 ％。这种铜优先浮选流 程，对于处理露天矿初期混入大量表层矿和 氧化矿、性质复杂的矿石，并且当时碎矿最 终粒度粗、磨矿分数镒流细蒯蕾粗 一7 4 t a n 含量为6 0 ％ ，铜矿物的单体解离度不够， 连生体多，铜精矿品位和回收率难以提高。 显然，这一阶段的铜优先浮选流程是不完善 的．它不适应矿石的性质。选矿指标很低。 原矿 铜希矿 图1 “两提高”前浮选流程 2 ．2 “两提高”浮选流程 这一阶段是指1 9 8 0 年4 月实现了“两 提高” 精矿品位提高和回收率提高 之后的 浮选流程。“两提高”浮选流程针对上述优 先浮选的弊端。改优先浮选为全混合浮选， 粗精矿再磨后铜硫分离。即原矿经第一段闭 路磨矿后，分级溢流迸人全混合浮选作业得 粗精矿，韫精矿进人第二段磨矿分级后进人 铜硫分离作业，得出商品位的铜精矿和硫精 矿，铜精矿经铜钼分商作业后得最终铜精矿 和钼精矿。 “两提高”浮选流程的显著特点是粗选 作业为全混合开路浮选，实现在降低粗精矿 品位的同时，尽可能多地回收硫化物。既要 确保锅回收率得到提高，还要把与硫化矿共 生的金、银、钼等金属矿物麓粗精矿综合回 收．一段粗选旨在确保回收事的摄高。粗糟 万方数据 2 6 矿进入第二段磨矿分级后进行铜硫分离，重 点是在提高铜精矿品位和及时回收伴生金 属矿物，旨在确保铜精矿品位的提高。“两 提高”浮选流程的实现，铜精矿晶位和回收 率分别达到2 4 ％和8 5 ％。与第一阶段浮选 流程相比，实现了铜精矿品位和回收率的 “两提高”，为矿山创造了很好的经济效益。 原矿 圈2 “两提膏。浮选藏程1 1 5 0 0 t ／d 二期J 2 ．36 万t ／d 浮选藏程 6 万t ／d 浮选流程是“六五”期间，国家 为发展铜原料工业而批准的国家重点工程 江西铜业公司德兴铜矿三期扩建工程的重 要组成部分。工程于1 9 8 6 年开工，1 9 9 0 年 建成前3 万t ／d 浮选系统。几年来的生产 实践和逐步完善，要求在步人新世纪实现达 产达标、稳产高产。 6 万t ／d 浮选系统生产规模大，设计指 标高，精矿古铜2 5 ％，回收率∞％。因此， 浮造流翟盛瘸遣合矿石性质。多次试验研 究的结果，借鉴国外斑岩铜矿的实践，尤其 是德兴铜矿多年的实践经验和“两提高”浮 选流程实践的成功经验。最后确定的原则浮 选流程仍采用混合分离浮选原则流程，见 图3 。其显著的特点主要有 曩矿 冤r 圈3 大山选厂设计工艺漉程 6 万t ／d 三期 1 矿石经一段磨矿后，用水力旋藏器 分出浓度较高 3 3 ％ 、一7 4 “m 6 5 ％的澄流 进人混合粗选作业。一段浮选回路为开路浮 选。采用混合粗选的优点之一是当矿石中 黄铁矿古量减少时，仍可褥封较高质量的混 合粗精矿；优点之二是粗选作业矿浆浓度 高，可以强化浮选，便于浮选过程的自动控 制和作业稳定，从而保证粗选作业能有较高 的回收率，并且相应减少浮选工作线的长度 和药剂用量。降低生产成奉。 2 采用粗糖矿再囊摊奠分膏■钼的浮 万方数据 2 7 选流程，确保得出高品位的铜钼混合精矿和 合格的硫精矿。由于原矿中含硫品位低，且 黄铜矿的嵌布粒度又细，为得到高品位的铜 精矿，对产率仅为7 ％的混合粗精矿必须再 磨至一7 4 p a n 含量为9 0 ％- - 9 5 ％，经过一次 粗选、两次精选作业，得出含铜2 5 ％的优质 铜钼混合精矿，尾矿经选硫后得出合格的硫 精矿。铜钼混合精矿经锕钼分离后得出最 终铜精矿和钼精矿。 粗糟矿 ■精r 圈4 中矿再囊新工艺谴程 3 采用大型高效的3 9 m 3 浮选机。这 种O K 浮选机断面呈u 形，槽底积砂仅占 容积的1 ．5 ％ 矩形槽达3 ％- - 5 ％ ，有利于 粗粒级矿物的回收。o l - 3 9 m 3 与容积相 同的R D - - 6 0 0 浮选机相比，生产费用可降 低4 9 ％。生产实践证明，O K 登浮选机具有 电耗低、选矿药荆步、占地面积小、有利于提 高浮选指标等优点。 2 ．4 中矿选择性再■浮选谴程 中矿选择性再磨浮选流程见图4 。它 是针对粗精矿再磨锕硫分离浮选过程中的 精选I 尾矿 中矿 提出来的。原浮选漉程 为中矿顺序返回流程。其实质是通过变化药 剂用量和工艺操作，让一部分富中矿选择性 上浮为精矿，提高铜回收率。但是，此流程 没有解决大部分有用矿物以连生体存在这 一实质问题，实际上，在浮选过程中，这一部 分连生体最终被抑制，随尾矿排出。经过调 查、试验研究，将精选I 尾矿返回磨矿分级， 使这部分连生体得以再磨．充分单体解离。 受到强烈抑制的中矿进人再磨，还有脱药之 效，经再磨单体解离后，有用矿物的可浮性 得以恢复。考察结果表明。二段中矿选择性 再磨的浮选指标，与原流程浮选指标相比， 在铜精矿品位略高情况下，选铜回收率达到 9 8 ．1 7 ％，比原浮选漉程提高0 ．5 2 ％。 2 ．5 存在问曩墨努力方向 德兴铜矿浮选流程经过3 5 年的不断探 索、改进和完善。从建矿初期的一段优先浮 选流程改为一段全混开路、二段粗精矿再 磨、铜硫分离流程，迸而在锅硫分离中近期 实现了中矿选择性再磨。确实找到了适合铜 厂矿区矿石性质的浮选流程，选矿指标有了 很大的提高，当今在人选品位0 ．4 2 ％～ 0 ．4 5 ％ 古0 ．2 5 ％低品位矿石 的条件下，取 得了精矿品位2 4 ％～2 5 ％、回收事8 5 ％～ 8 6 ％的优异指标，这在国内国际都处于先进 水平，为企业创造了很好的经济效益。 但是，从企业生存和可持续发展的角度 来看，矿山首先要实现达产，只有达产，才能 最大限度地发挥各种资源的优势，为企业创 造最大的经济效益；其次要实现达标，主攻 精矿品位和回收率的提高，精矿品位提高， 尤其是回收率的提高，每提高1 ％便可为企 业多刨收千万元以上的效益。要实现这一 点，要求在浮选流程的每一个作业中，寻求 更为合理的工艺条件，包括矿物的解离度、 矿浆的浓度、粒度、p r - i 和药剂条件，实行严 格的科学管理，实现作业标准化。最后。要 开展科学研究，高度重视综合回收，尤其是 l 下转簟辱再 万方数据 5 3 结语 1 ．试样为深度氧化的贫铅富锌难选矿 石，铅矿物在嵌布粒度和共生关系方面都比 锌矿物更细，更复杂；有相当一部分铅矿物 呈徽细粒被脉石包裹或嵌生于褐铁矿边缘 而难以解理，铅物相中有4 1 ．6 7 ％的其它 铅，从而构成了铅矿物选别指标不高的内在 原因。 表4综合条件闭路试验结果／％ 产物主 品位回收事 名称’平雨1 ■酉i f 锌精矿9 ．8 11 ．0 84 5 ．3 01 2 ．1 王l o ．8 l7 4 ．1 9 尾矿册．2 005 0I ．6 94 5 ．卯2 5 ．1 7 堡芝 竺 丝 竺 鲤 塑1 2 ．采用先铅后锌不脱泥浮选流程脂适 应本矿石的特点，且流程结构简单。环节少， 便于生产应用。在磨矿细度～7 4 p r o 占 7 2 ％条件下直接依次浮选铅矿物和锌矿物， 可获产率为0 ．9 9 0 , 6 ，含铅4 3 ．2 5 ％、锌 3 ．8 9 ％、S i 0 2 5 ．1 2 ％，铅回收率为4 3 ．6 9 ％ 的铅精矿和产率为9 ．8 1 ％，含锌4 5 ．3 0 ％、 铅1 ．0 8 ％、S i C h l 2 ．1 1 ％。锌回收率为 7 4 ．1 9 ％的锌精矿。 3 ．选铅作业采用的y 一2 组合剂对降低 铅精矿中的S i C h 含量是有效的。该药剂价 廉易得，使用方便，其中的无机试剂组分是 浮选常用试剂，有机组分用量低。 4 ．由于选锌作业不脱泥，因而对矿浆的 有效分教成为选锌作业的前提条件，通过筛 选确定的偏磷酸盐和水玻璃组合能较好地 满足这一条件。 参考文献 1 胡为柏．浮选．北京冶金工业出版杜，1 9 9 0 ．2 0 ～1 0 0 2 霄勉涵．铅辞选矿技术．南昌南昌有色设计院 情报室．1 9 9 0 ．1 9 ～2 2 3 石道民等．氧化铅锌矿的浮选．昆明云南科技 出版社，1 9 9 2 ．2 9 ～3 2 4 王淀佐．矿物浮选和浮选荆．长抄中南工生大 学出叛社，, 1 3 0 ～4 3 3 上接第2 7 页 贵金属和稀教金属的回收和深度加工，同时 也直接关系到企业的经济效益，这也是今后 科研、设计和生产单位共同努力工作的一个 重要课题。 3 结语 1 ．德兴铜矿浮选漉程，经历了长期不断 的探索、改进和完善。一段全混合开路浮 选、粗精矿再磨、铜硫分离的原则浮选巍程。 与建矿初期的一段优先浮选原则流程相比， 更适合铜厂矿区矿石性质，实现了精矿品位 和选矿回收率的“两提高”。实践证明，前者 是处理低品位、多金属硫化斑岩铜矿石经济 合理的浮选流程．取得的各项技术经济指 标，已在国内外处于先进水平，该流程对同 类型矿山的生产建设具有一定的借鉴作用。 2 ．中矿选择性再磨浮选流程，抓住了提 高选矿回收宰的关键所在，从而提高了二段 选矿回收事，是“两提高”浮选流程的补充和 完善。 3 ．当前和今后一段时期矿山要充分发 挥各种资源优势，尽快实现达产达标。要进 一步开展科学研究，主攻方向仍然是提高精 矿品位和选矿回收率，进一步优化浮选流程 及其相应的备工艺要素，注意加强综合回 收，为企业的生存和可持续发展服务。 万方数据