精确化装补球方法的应用效果研究.pdf

2 0 0 7 年第2 期有色金属 选矿部分3 9 精确化装补球方法的应用效果研究 杜茂华1 ，周平2 ，段希祥2 1 ．昆明理工大学机电工程学院，昆明6 5 0 0 9 3 ；2 ．昆明理工大学国土资源学院，昆明6 5 0 0 9 3 摘要基于现有装补球理论，研究了精确化装补球方法，提出了用作图法补球的方法，研究了该装补球方法在云 南大红山中3 ．6 r e x 4 ．5 m 磨机中的应用。经应用试验研究显示，该方法在磨矿产品细度提高6 ．0 2 ％的前提下磨机台时处理 能力提高了1 8 ．5 0 ％；矿物单体解离度显著提高，其中铜矿物的单体解离度提高9 ．7 6 ％，铁矿物的单体解离度提高 1 0 ．8 3 ％；过粉碎有所减轻；铜精矿和铁精矿的回收率分别提高r1 ．4 1 ％和7 ．0 9 ％，铜精矿和铁精矿品位分别提高_ r 0 ．5 5 ％和1 ．3 5 ％；钢球消耗和磨矿能耗显著下降，其中球耗下降了1 6 ．6 7 ％，电耗下降了1 8 ．4 4 ％。证明了精确化装补球方 法用于指导生产实际中的装补球以全面改善磨矿效果的科学性和可靠性。 关键词磨矿；精确化装补球方法；作图法补球；应用效果 中图分类号T D 4 5 3文献标识码A文章编号1 6 7 1 9 4 9 2 2 0 0 7 0 2 0 0 3 9 0 6 球磨机工作中影响因素众多，且错综复杂，因而 使得装补球问题变得复杂而难以解决。欧美各国普 遍采用经验装补法。原苏联提出合理平衡装补球法， 该方法较科学，但太繁杂且效果不太显著，故未获推 广；2 0 世纪6 0 年代时该方法曾在我国不少厂矿试 行过，出于相同的原因而停用。因此，各厂矿在装球 方法上各行其是，多凭自己的经验。补球方法也是五 花八门。原有的补球计算方法太繁，计算工作量太 大，无厂矿愿坚持，出于方便多数厂矿只补一种大球。 本文研究所用的磨矿设备为云南大红山二期工 程新的中3 ．6 m 4 ．5 m 大球磨机。磨矿流程采用的是 一段磨矿。其存在的问题和现状为 1 中3 ．6 m 4 ．5 m 磨机属大型球磨机，且采用一段磨矿磨至选铜的入 选粒度 一7 4 1 ．z m 7 0 ％ ，而装补球基本上借用一期 ①2 ．7 m 3 ．6 m 及中3 ．2 m 3 ．1 m 磨机两段连续磨矿磨 到选铜的人选粒度 一7 4 1 x m 7 0 ％ 的经验。与一期磨 矿相比，虽然一、二期磨矿的矿石性质一样，要求的 产品细度一样，但因采用的磨矿流程不同，球磨机规 格也不同，所以，采用与一期磨矿同样的装补球法， 导致二期磨矿效果不佳。二期的中3 ．6 m 4 ．5 m 大球 磨的磨机台时能力离设计台时能力6 2 ．5 t ／h 台差 1 0 t ／h 台左右。产品细度距要求的一7 4 1 x m 7 0 ％I 2 上也 差5 ％左右。人选细度不够，选别指标自然也差，铜的 回收率比设计要求将近低2 ％。一段磨矿的细度差 5 ％，致使铁粗精矿的再磨细度只能达一7 4 1 山m 8 5 ％左 右，离要求的9 0 ％以上差5 ％以上。再磨细度不够， 致使产品的铁精矿经常不合格，铁精矿品位常低于 6 0 ％。其根本原因就在于对新的大球磨没有科学合 理的装补球方法。 2 大红山二期采用的磨机① 3 ．6 m 4 ．5 m ，作为国产球磨机，为大型球磨，但与国外 直径4 m 、5 m 的大型球磨机相比又是比较小的，故国 外大型球磨机的应用经验对大红山也不适用。 3 喇 外的大型球磨一段磨矿多半用于斑岩铜矿的粗磨 矿，斑岩铜矿硬度低，磨矿产品细度一7 4 1 x m 通常 5 0 ％～6 0 ％。大红山矿石硬度比斑岩铜矿大。而且产 品细度要求一7 4 t x m 7 0 ％1 2 上，属中磨，介于粗磨及细 磨之间。因此，国外大型球磨一段粗磨的经验不适于 大红山二期磨矿，不可借鉴和照搬。 4 二期的磨矿 既不同于易门矿务局各厂的二段磨矿，也不同于云 南省内东川、大姚、牟定各个铜选厂的磨矿，故也不 可照搬照用。 针对上述问题，吸取前人所用装补球法的可取 之处并结合精确化装补球法的实质，本文研究了一 种针对大红山二期工程新的西3 ．6 m 4 ．5 m 大球磨机 的球径精确、方法简单、效果显著而易于推广的装补 球新方法。并通过在实际生产中应用该新方法，全面 改善了二期工程①3 ．6 m x 4 5 m 磨机一段磨的磨矽敬果 ． 1 装补球新方法 1 ．1 们．6 r e x 4 ．5 m 磨机一段磨的介质尺寸及初装球 方案 磨矿是靠介质完成的，因此，介质的工作参数决 定着磨矿效果的好坏，而介质的主要工作参数是介 质尺寸。故球磨介质的直径精确化是解决大红d l - ． 收稿日期2 0 0 6 1 2 0 2 作者简介杜茂华 1 9 6 8 一 ，女，⋯西五寨人，副教授，主要从事数学化设计与制造科研T 作以及磨矿设备研发和矿物加T 科研_ r 作。 万方数据 4 0 有色金属 选矿部分 2 0 0 7 年第2 期 期工程磨矿问题的关键。 1 ．1 ．1 磨机需要的最大球径计算 由于影响磨矿过程的因素错综复杂，使球径的 计算十分困难，长期以来采用经验球径公式进行所 需球径的计算。经验球径公式中往往只考虑给矿粒 度一个因素，故计算结果误差太大。即使采用目前欧 美各国广泛采用的阿里斯查尔默斯公司的球径经 验公式 叫惫一1 器广 ㈩ 及诺克斯洛德公司的球径经验公式 昧／F ≯V i 一 、／嘉1 i 2 考虑的因素多至5 。6 个，但误差也还是较大，且 在我国应用不方便。本文采用的是昆明理工大学段 希祥教授提出的计算精度高的球径半理论公式1 ] 昧艇。臀’V 前麓一。芬 3 按该公式规定的参数符号意义，结合现场条件 取值，可算得给矿1 5 ．8 3 m m 时所需球径为7 9 m m ，取 值8 0 m m 。可见，对现场1 5 ．8 3 m m 的磨机新给矿，在 0 3 ．6 m x 4 ．5 m 磨机及特定工作条件下，采用 8 0 m m 球即足够了，这是磨矿需要的最大球的精确球径。显 然，现场采用的0 1 2 0 m m 最大球严重偏大。 1 ．1 ．2 各粒度级别需要的球径计算 按照前述1 ．1 的计算办法，分别计算给矿中1 2 、 1 0 、8 、5 、3 、2 及l m m 各粒度级别所需的精确球径， 计算结果按市场钢球货源进行调整，计算结果如表 1 所示。 表1各粒度级别所需的精确球径 T a b1A c c u r a t ed i a m e t e r so fb a l l sf o re a c ho fg r a i n s i z e s 因此，按大红山磨机给矿的粒度特性计算，最大 球径取 8 0 m m ，再加上①7 0 、①6 0 、①5 0 、①4 0 、0 3 0 m m 几种钢球就已足够。0 2 0 m m 球一是货源供应困难， 二是成本太高，没有必要采用。用破碎统计力学的方 法确定，0 3 ．6 m 4 ．5 m 磨矿机的最佳初装球方案为 ①8 0 西7 0 ①6 0 0 4 0 m 3 0 2 5 2 5 2 0 2 0 1 0 ，用0 4 5 0 m m x 4 5 0 m m 不连续球磨机进行扩大磨碎 验证，此推荐方案为最佳方案。 1 ．2 补球方案 到目前为止，国内外尚无简单易推广而效果又 好的补球方法。单独补加一种大球的做法虽简单，但 容易形成磨机内大球偏多2 | ，磨碎效果差，球耗及电 耗均高。采用“合理平衡装球”法用磨损理论计算补 球引，方法太繁，工作量太大，至少要清两次球，试验 周期太长，补加五、六种球对现场管理不利，所以没 有厂矿愿意采用。本文研究了一种既科学简单易于 推广而效果又好的补球方案。 赛 曩 饕 球径／m m 图1作图补加原理示意图 F i g 1 D i a g r a m m a t i cs k e t c ho fa d d i n gb a l l s a c c o r d i n gt od i a g r a p h y 本文提出一种作图补加法。图1 表示作图补加 的原理示意。本法的理论依据是大球的冲击磨损大 于小球，而磨剥磨损小于小球，小球则相反，冲击磨 损小于大球，磨剥磨损大于大球，因此，可粗略假设 大球及小球的磨损速度相当，这样，初装球陷线经磨 损后必然会平行往左下方移动，而要保持初装球曲 线，补加球曲线就应该平行初装球曲线往右上方移 动。因此，初装球曲线即是补球的依据。初装球球荷 特性曲线既是用科学的方法确定的，以它为补球的 依据自然是科学的。这就比合理平衡装球的补球计 算少了两次清球，且初装球计算与补球计算一次完 成，可节省大量工作及大大缩短时间。由于球径精确 化，球径范围缩小，补球的种类也减少，补加2 3 种 即可，便于现场应用及管理。“合理平衡装球法”的球 径误差大，但方法科学及精确，可谓为大不精确小精 确。精确化装补球法则球径精确，补加简单粗放，可 算为大精确小粗放，便于生产推广应用。具体做法 是，先将推荐方案的初装球正累积特性曲线绘在图 2 上 用算术坐标纸绘制 。初装球虽有0 8 0 、0 7 0 、 0 6 0 、 1 4 0 、 3 0 m m 等五种球，但最小的0 3 0 m m 球可 以不补加，从0 4 0 m m 开始补加，以此为起点作初装 万方数据 2 0 0 7 年第2 期杜茂华等精确化装补球方法的应用效果研究4 l 球曲线的平行线，即得补加球的累积球荷曲线，从此 曲线上可查出①8 0 、0 7 0 、0 6 0 、0 5 0 、0 4 0 m m 几种球 的补加比例分别是5 0 2 0 1 0 1 0 1 0 。考虑到球 的种类多时补加麻烦及管理复杂，则决定只补加 0 8 0 、0 7 0 及0 6 0 m m 三种球。 2 03 04 0 零 谆 澄 磷； 挺 兹 球径／n u n 图2 作图法求补加球的曲线图 F i g2 C u r v eo fd e t e r m i n i n gt h ep e r c e n t a g e so f b a l l sa d d e da c c o r d i n gt od i a g r a p h y 补加单耗先参照一期0 2 ．7 m x 3 ．6 m 磨机的量 0 ．6 3 k ∥t 计算，按3 0 0 0 d d 计，每日补加3 0 0 0 x O ．6 3 1 8 9 0 k g ，每台磨机补加1 ／2 x 1 8 9 0 9 4 5 k g 。为补加方 便，①8 0 卒h5 0 0 k g ，0 7 0 牢h2 4 5 k g ，0 6 0 { } h 力Ⅱ2 0 0 k g ，故 实际的补加比是0 8 0 0 7 0 0 6 0 5 2 ．9 1 2 7 ．2 2 1 9 ．8 7 ，此补加方案提交选矿厂执行。按上述比例补 加几个月后，粗略检查磨机内球荷分布，其球荷特性 大体上能保持初装球的球荷特性。证明此补加球的 方法是可行的，能反映钢球的磨损行为。 2 工业试验与生产应用效果 2 ．1 工业试验方法 上述的理论计算结果是否可靠，须经试验验证。 根据现场实际，为避免造成介质浪费和影响生产，磨 机内介质不可能一次全部替换，故采用逐步替换法。 故本文所述的工业试验效果实际上是混合球的效 果，只是一个阶段结果，但足以看出规律，并作为应 用参考。 2 ．2 工业试验结果分析 2 ．2 ．1 磨机台时生产率及单位容积生产率 口埘 大幅度提高 由于钢球尺寸的精确化大大增加了磨机内球的 打击次数及研磨面积，使磨碎能力大大增强，加上装 球装足，因此磨机台时生产率及单位容积生产率 q - 7 4 大幅度提高，见表2 所示。 表2 试验前后一段0 3 ．6 m x 4 ．5 m 磨机生产能力提 高情况 T a b2 C a p a c i t yi m p r o v e m e n to fg r i n d i n gm i l l o f 0 3 ．6 m x 4 ．5 mi ns i n g l es t a g e 淤㈧／t ／h 蓠篇Ⅲ豫墓篓 ＼ 处理运转处理台时 磨矿‘ i 誓’ 告翥＼尉蝴撬h 孙器器 5 3 ．2 46 4 ．8 2O ．7 0 6 3 ．0 97 0 8 40 9 2 嚣藩霍提高7 8 4 5 2 9 7 9 ．5 6 - s ．4 ，％，s ．s 。％6 ．。zs ，．4 s ％ 表2 结果说明试验后在磨矿产品细度提高 6 ．0 2 ％的前提下磨机台时处理能力提高1 8 ．5 0 ％；试 验后磨机单位容积生产能力 按照一7 4 1 山m 计利用系 数q 啪 提高3 1 ．4 3 ％，这个生产率提高的幅度是相当 大的。 2 ．2 ．2 磨矿分级循环大大改善 产品细度显著提高，矿物单体解离度显著提高， 过粉碎有所减轻，分级效率成倍地提高。 为了说明上述情况，列出试验前及试验后磨矿 分级系统的状态测定对比资料，见表3 。5 。 由表3 。5 的资料可以得出如下结果 1 试验前一段磨产品细度- 7 4 1 x m 含量仅6 0 ．18 ％， 试验后磨矿产品细度提高到- 7 4 1 x m 含量7 4 ．3 0 ％，提高 1 4 ．12 ％。试验前再磨溢流的细度- 7 4 1 出m 含量仅8 0 ．6 6 ％， 试验后再磨细度提高至1 1 9 4 ．4 9 ％，提高1 3 ．8 3 ％。 2 由于产品细度的大幅度提高及钢球破碎力 的精确等两方面的原因，无论是一段分级溢流铜矿 物的单体解离度还是再磨溢流铁矿物的单体解离度 均显著提高。试验前一段分级溢流铜矿物的综合单 体解离度为8 3 ．1 7 ％，试验后提高到9 2 ．9 3 ％，提高 9 ．7 6 ％。试验前一段分级溢流中单体解离的铜金属率 为8 7 ．6 2 ％，试验后单体金属率则提高到9 6 ．0 6 ％，提 高8 ．4 4 ％。一段分级溢流铜矿物的单体解离度及单体 金属率显著提高，必然使铜精矿的回收率及精矿品 位双双提高。 试验前再磨溢流铁矿物的综合解离度仅 5 3 ．2 2 ％，试验后提高至6 4 ．0 5 ％，提高1 0 ．8 3 ％。试验 前再磨溢流中铁矿物的单体金属率仅5 4 ．3 8 ％，试验 后提高至6 2 ．8 1 ％，提高8 ．4 3 ％。再磨溢流中铁矿物的 单体解离度及单体金属率显著提高，必然使铁精矿 的回收率及精矿品位双双提高。 铂 船 笛 ∞ ∞ 贷 蚍 触 倒 砸3 蚓 m 蹦 慨 计均O 计均 。合平以合平 ，月或0月或 试验前试验后 万方数据 4 2 有色金属 选矿部分2 0 0 7 年第2 期 试验前后级别 新给矿磨机排矿分级返砂 绒“ 1 盱率筛丧是积筛忑是积 1∑1r∑1 下．y∑1r∑7 下 ， 轴r∑叮下 r。y ‘ 4y 5y‘y ‘ 4y 5 表4试验前后一段分级溢流的粒度特性及解离特性资料对比 部分资料 ／％ T a b4R e s u l t sc o n t r a s to fg r a i na n dl i b e r a t i o nc h a r a c t e r i s t i c si ng r a d e dr e l i e fo f s i n g l es t a g eg r i n d i n g b e f o r ea n da f t e rt e s t p a r t i a ld a t a ／％ 试验前后级j j | J 恤箨～筛紧积筛幕积精2 位w ％戤皋累蓑是累霜聂下撒然 一7 4 3 73 1 ．6 47 1 ，4 66 0 ．1 80 ．9 02 8 ．4 83 l 3 36 2 ．8 16 8 ．5 21 0 0 ．03 1 - 3 3 3 7 1 91 0 ．7 88 2 ．2 42 8 ．5 41 ．0 41 1 ．2 l1 2 - 3 07 5 ．1 13 7 ．1 9l o o ．01 2 ．3 0 试验前一1 9 1 05 ．8 28 8 ．0 61 7 ．7 61 ．1 66 ．7 57 ．4 28 2 ．5 32 4 ．8 91 0 0 ．07 ．4 2 1 01 1 ．9 41 0 0 ．01 1 ．9 41 ．3 31 5 ．9 01 7 ，4 71 0 0 ．O1 7 ．4 31 0 0 ．01 7 ．4 7 合计1 0 0 ．00 ．9 19 1 ．0 01 0 0 ．08 3 ．1 78 7 ．6 2 试验前后级别仙莲～筛紫积筛臻积精繁位撇回勰。累蓑≮累蓑乏下震黢窖煞 3 由于钢球尺寸由严重偏大而改变为精确，钢 球打击矿粒时的过度粉碎作用有所减轻，故产品的 过粉碎有所减轻。在使用①1 2 0 及1 0 0 m m 大钢球 时，一段分级溢流细度一7 4 t x m 仅达6 0 ．1 8 ％时，其 一l O I ．L m 及一1 9 斗m 的含量已达11 ．9 4 ％及1 7 ．7 6 ％。一 般而言，一1 0 斗m 及一1 9 1 x m 的含量与一7 4 t x m 的含量成 正比。如果采用大球时将一7 4 t x m 提高到7 4 ．3 ％，即 6 0 ．1 8 ％的1 ．2 3 5 倍，此细度下一l O I J , m 的含量将达 1 4 ．7 5 ％，一1 9 1 x m 含量将达2 1 ．9 3 ％。但是，由于钢球直 径减小，过粉碎减轻，一7 4 t x m 达7 4 ．3 ％1 t 寸一1 0 1 ．L m 含 量为1 3 ．8 2 ％，一1 9 p 。m 含量为2 0 ．0 6 ％，即球径的精确 化使一1 0 1 ．1 J m 减少0 ．9 3 ％，使一1 9 1 x m 减少1 ．8 7 ％。 4 作为反映分级过程好坏的质分级效率有较 大提高。试验前后一段分级效率由表3 及表4 的资 料求得。按公式 质分级效率x 1 0 0 ％ 4 其中，试验前p O ．6 0 1 8 ，o z O ，4 7 6 7 ，0 0 ．4 0 3 2 ，则 巫h 仅一0％ 一仪 万方数据 2 0 0 7 年第2 期杜茂华等精确化装补球方法的应用效果研究 4 3 质分级效率 1 8 ．5 6 ％； 试验后口 O ．7 4 3 ，a O ．3 8 1 5 ，0 0 ．2 6 6 5 ，则质分级 效率 3 9 ．3 7 ％。 量分级效率 丛a - 鱼 ／3 盟- o 1 0 0 ％ 5 其中，试验前，／3 0 ．6 0 1 8 ，u O ．4 7 6 7 ，0 0 ．4 0 3 2 ，则 量分级效率 4 6 ．7 2 ％； 试验后1 3 o ．7 4 3 ，a O ．3 8 1 5 ，0 0 ．2 6 6 5 ，则量分级 效率 5 0 。0 6 ％。 返砂比 粤x 1 0 0 ％ 6 ．试验前，／3 0 ．6 0 1 8 ，a O ．4 7 6 7 ，0 0 ．4 0 3 2 ，则返砂 E g 1 7 0 ．2 0 ％； 试验后／3 0 ．7 4 3 ，a O ．3 8 1 5 ，0 0 ．2 6 6 5 ，则返砂 E L 2 8 9 ．2 0 ％。 可见，试验前分级效率极低，其主要原因是旋流 器的给矿量不足，给矿浓度达6 0 ％～6 5 ％或更高。试 验后，一是磨机处理量增大，旋流器给矿量增大，加 之把旋流器给矿浓度降至6 0 ％以下，致使分级效率 成倍提高，返砂比也增大，作为反映分级过程好坏的 质分级效率提高了1 ．1 2 倍，量分级效率也提高了 3 ．3 4 ％，返砂比2 8 9 ．2 0 ％已较正常。 2 ．2 ．3 铜选矿及铁选矿的效果显著提高 铜精矿的回收率及精矿品位双双提高，铁精矿 的回收率及精矿品位双双提高。 由于磨矿细度提高及球径精确，磨矿产品单体 解离度及单体金属率均有显著提高，这必然促进精 矿回收率及精矿品位双双提高。铜选矿的结果见表 6 ，铁选矿的结果见表7 。 表6试验前后铜选矿效果的统计对比 部分资料 T a b6S t a t i s t i c a lc o n t r a s to fc o p p e ro r ed r e s s i n ge f f e c t sb e f o r ea n da f t e rt e s t p a r t i a ld a t a 生；蒜之竺 处N N g - R ，l原矿铜品协精矿量，t铜精矿跗％铜回收率／％ 罂躲备麓翳 铜精矿含舾t 试验前5 ．- 7 月合计或平均8 9 9 8 1 1 ．0 1 8 3 9 8 9 ．8 62 7 ．5 89 2 ．8 19 2 ．8 18 5 0 ．1 5 试验后8 ．- - 1 0 月合计或平均1 6 8 4 3 3 0 ．9 4 2 5 2 6 9 ．6 82 8 ．1 39 4 ．2 2 9 4 ．2 2 1 4 9 4 ．9 2 试验后变化幅度 7 8 4 5 20 ．0 7 62 1 7 9 ．8 2 O ．5 5 1 ．4 1 】．4 16 4 4 ．7 7 表7 T a b7 试验前后铁选矿效果统计对比 部分资料 S t a t i s t i c a lc o n t r a s to f i r o no r ed r e s s i n ge f f e c t sb e f o r ea n da f t e rt e s t p a r t i a ld a t a 试验前5 0 月合计或平均8 9 9 8 1 2 6 ．8 51 9 1 5 7 2 95 8 ．6 84 6 5 3 - 7 4 1 x m8 3 ．4 6 ％4 6 5 3 试验后跏l O 月合沫戈平均 1 6 8 4 3 32 5 9 03 8 9 6 3 5 16 0 ．0 35 3 6 2 - 7 4 1 r m9 0 2 3 ％5 3 ．6 2 试验后变化幅度 7 8 4 5 2- - 0 ．9 5 1 9 8 0 6 2 2 1 3 5 7 ．0 9 7 1 9 表6 的结果说明，试验后在原矿品位降低 0 ．0 7 6 ％及精矿品位提高0 ．5 5 ％的情况下，铜的回收 率提高f ．4 1 ％。原矿品位降低而精矿品位提高的情况 下，只看回收率提高是不科学的。采用大红山铜矿过 去几年的生产指标用回归分析的办法可以找到回收 率与原矿品位及精矿品位的关系式为占。 9 8 ．5 1 1 ．6 9 6 a 。一0 ．2 0 9 ／3 。，用此式可以计算出原矿品位及精 矿品位均相同时试验前后回收率的准确差值。当原 矿品位O t 。 1 ．0 1 8 ％及精矿品位3 c 。 2 7 ．5 8 ％时用回归 式算出的回收率占。 9 8 ．5 1 1 ．6 9 6 x 1 ．0 1 8 0 ．2 0 9 X 2 7 ．5 8 9 4 ．4 7 ％。 当原矿品位d 。 0 ．9 4 2 ％及精矿品位髋。 2 8 ．3 9 ％ 时，用回归式算出的回收率s 。 9 8 ．5 1 1 ．6 9 6 0 ．9 4 2 0 ．2 0 9 x 2 8 ．3 9 9 4 ．1 7 ％，试验前后的原矿品位及精矿 品位相同时，二者的回收率值相差0 ．3 个百分点。因 此，如果试验后能保持试验前的原矿品位及精矿品 位时，回收率应该比试验前提高1 ．7 1 ％。 表7 的结果说明，试验后虽然原矿铁品位下降 0 ．9 5 ％，而且精矿品位提高1 ．3 5 ％，即使这样，铁的回 收率也提高7 ．0 9 ％。试验前产出的铁精矿品位仅 5 8 ．6 8 ％，不合格，售不出去。试验后铁精矿品位 6 0 ．0 3 ％，成为合格精矿，可以售出。试验后选铁指标 的提高是由于粗铁精矿的再磨细度提高了6 ．7 7 ％， 即由8 3 ．4 6 ％提高至9 0 ．2 3 ％。 2 ．2 ．4 钢球消耗显著下降 选矿界早有研究及统计结论，大钢球的球耗高 于小钢球4 | 。原因是钢球的磨损速度与重量成正比， 故大钢球磨损快，耗量大，长沙矿冶研究院及昆明理 工大学均作过小钢球的工业试验，均证明球径减少 后其单耗下降[ 5 I 。本研究中将球径①1 2 0 、①l O O m m 降至 8 0 m m ，球耗显著下降，从0 ．7 2 k ∥t 降至0 ．6 0 k g ／ t ，降低了1 6 ．6 7 ％。。 2 ．2 ．5 磨矿能耗显著下降 ①3 ．6 m x 4 ．5 m 球磨机5 ～11 月处理每吨矿石的电 万方数据 4 4 有色金属 选矿部分2 0 0 7 年第2 期 耗情况见表8 。 所减轻，铜精矿和铁精矿的回收率及其精矿品位双 表8m 3 ．6 m 4 ．5 m 球磨机5 ～l1 月处理每吨矿石的电 双提高，钢球消耗显著下降，磨矿能耗显著下降。证 耗情况 T a b8E l e c t r i c a lc o n s u m p t i o no fp e rt o no r eg r o u n d b yg r i n d i n gm i l lo f ①3 ．6 m x 4 ．5 mf r o m5 t h t o 1 l t hm o n t h s 、 表8 说明，每吨矿石的处理电耗由大球一 球一精确化球三阶段逐渐下降。而由用大球改 确化球后，电耗由2 6 ．0 9 k W h ／t 降为2 1 ．2 8 k W h ／t ， 1 8 ．4 4 ％。电耗的这个下降幅度也是相当大的。 3结论 混合 为精 下降 本研究的精确化装补球新方法提高了磨机生产 率，产品细度和矿物单体解离度显著提高，过粉碎有 明了该精确化装补球方法用于指导生产实际中的装 补球以全面改善磨矿效果的科学性和可靠性。 参考文献 [ 1 ] 段希祥．选择性磨矿及其应用[ M ] ．北京冶金工业出版 社，1 9 9 1 ，1 8 0 ． [ 2 ] 杜茂华，石贵明，周平，等．精确化装球的实验室扩大试 验研究[ J ] ．有色金属 选矿部分 ，2 0 0 6 1 1 8 2 1 ． [ 3 ] 李启衡主编．碎矿与磨矿[ M ] ．北京冶金工业出版社， 1 9 8 0 ，8 4 - 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l o a d i n g a d d i n g i n p r a c t i c e t oi m p r o v et h eg r i n d i n ge f f e c tc o m p r e h e n s i v e l yi ss c i e n t i f i c a n dr e l i a b l e ． K E YW O R D S o r eg r i n d i n g ；a c c u r a t e d i a g r a p h y ；a p p l i c a t i o ne f f e c t b a l l l o a d a d d i t i o nm e t h o d ；a d d i n gb a l l sa c c o r d i n gt o 万方数据