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永平铜矿选矿工艺的技术改造

放大字体  缩小字体 发布日期:2021-05-07 22:44:41 来源: 作者:用户17993    浏览次数:0    
摘要

永平铜矿是以铜硫为主,伴生有银、金、钨等多金属的大型综合矿床,属矽卡岩型,前期24年为露天开采,选厂设计规模为1万t/d.1984年7月开始试生产,1985年正式投产,投产后碎矿工艺流程洗矿效果差、粉矿仓内矿料结拱,导致流程不畅。取消洗矿作业,并单独设中碎预先筛分筛下粉矿的平面矿仓,从而打通了流程,1988年实现达产。生产初期使用设计的混合浮选流程,不能充分适应矿石性质,药剂单耗高,浮选指标低,为...

永平铜矿是以铜硫为主,伴生有银、金、钨等多金属的大型综合矿床,属矽卡岩型,前期24年为露天开采,选厂设计规模为1万t/d.1984年7月开始试生产,1985年正式投产,投产后碎矿工艺流程洗矿效果差、粉矿仓内矿料结拱,导致流程不畅。取消洗矿作业,并单独设中碎预先筛分筛下粉矿的平面矿仓,从而打通了流程,1988年实现达产。生产初期使用设计的混合浮选流程,不能充分适应矿石性质,药剂单耗高,浮选指标低,为提高铜、硫、银回收率,北京矿冶研究总院和永平铜矿合作,研究使用了分步优先浮选工艺;生产对比表明,该工艺较混合浮选工艺,对银、铜回收率都有提高,硫回收率相当。分步优先浮选工艺投入生产几年的实践发现,该工艺铜粗选pH值难以控制,硫回收率不稳定;吸取分步优先浮选工艺的优点,改造成等可浮工艺,从而在确保铜、银回收率稳定的基础上,较大幅度地提高了硫回收率。

2碎矿工艺的改造21原设计的工艺流程原设计的碎矿工艺为双系统的三段一闭路流程、粗碎采用两台1500mmX破碎机,中碎为两台2200mm标准圆锥破碎机,细碎为四台2200mm短头圆锥破碎机。

设计时根据矿石赋存状态和开采计划,选厂前期处理含泥量较大的氧化矿和混合矿,后期处理含泥量小的硫化矿。为使碎矿系统能有一定的适应性,在粗碎后设置了洗矿作业,以除去原生矿泥,并能附带回收水溶铜;当矿石不需要洗矿时,两次筛分的筛上产品给入中碎,脱水筛的筛下产品由0胶带机运至粉矿仓,碎矿工艺流程见,22生产中暴露的问题与原因分析实际露天开采生产的入选原矿含泥量大于设计值,而且极不均匀,有时高达40%以上,因而碎矿系统无法适应物料性质,洗矿作业尤其如此。在含泥量过大时,经洗矿筛、脱水筛两段洗矿作业,脱泥仍不彻底;此时,脱水筛的筛面往往堆积着很厚的料层,含泥量大、水分高的物料进入洗矿的后续作业,造成操作平台、分配矿仓、给矿漏斗等处泥浆积存,以至于整个流程无法畅通,造成碎矿流程的通过量只有设计能力的50%~70%.碎矿流程不畅通,主要与物料堵塞、结拱有关。

堵塞、结拱又与矿仓结构、卸料设备、矿石性质等多因素有关。粉矿仓的堵塞、结拱的情况最严重,是影响碎矿流程不畅的主要原因。粉矿仓为高架式方形结构,垂直高度14m,有效容积7400m3,仓底为高3m、锥角60的倒锥体。仓底部每两台圆盘给料机之间有2.0.9m的水平带,易使矿料在此堆积成死角。受矿泥及重力作用的共同影响,矿料在卸料口四周逐步形成与卸料口直径相近的圆形井,该井在高过程中向卸料口中心上方延伸收缩,以致在距卸料口上方2~3m高处结成弧形拱顶,矿石不再下落。结拱与矿石中的粉矿含量、含泥量、水分密切相关,即结拱表现为与矿石的整体粘性相关,矿石粘性越强,拱顶高度越小,即结拱更快。可见,问题关键是矿料含有部盆含泥i量大含水率高的组分b.此外g矿)仓内的温度高度大底部矿料受的压强巨大,加之硫化矿会因此加速氧化放热,加剧矿料的固结。在清理矿仓时可见,仓底长期积压的矿料己结成整体,用铁镐难以松动。如果矿料在进入粉矿仓之前,其含泥高、粘度大、粒度细的部分被分出,以上问题将随之化解。

23技术改造取消洗矿作业。因原矿中的水溶性铜的占有率只有0.73%远低于5%的设计值,水溶性铜的回收无经济价值;同时,为降低矿料的含水率和粘度,取消了原设计的洗矿作业。

设单独的粉矿平面矿仓。为解决粉矿仓内矿料结拱、卸料不畅的问题,曾采用过螺旋搅拌装置、振动式破拱机、振动臂和电扒绞车等设备,进行仓内机械式破拱试验,均不成功。事实上,只要粉矿仓内矿料含水率降低、矿料粘度降低,就不会结拱。实践中使中碎前预先筛分出的含泥粉矿不进入粉矿仓,而是另设单独的平面矿仓,流程见。这样,粉矿仓内的矿料由于没有矿泥混入,流动性大大强,借助于矿料重力的作用,基本实现卸料畅通,从而使选矿处理量达到设计要求。

3浮选流程的技术改造31混合浮选流程存在的问题选厂投产后采用混合浮选流程,其明显优点是结构简单、易于操作,但指标不理想,铜回收率为69%~79%、硫回收率为74%~78%尤其是伴生银的回收率很低,约为38%~42%说明设计的混合浮选流程不能充分适应矿石性质,结合工艺矿物学研究结果分析,主要原因有:实际生产处理的矿石类型和矿物组成比较复杂,黄铁矿含量随不同出矿点变化很大,原矿硫品位可由6%变到26%,较设计原矿硫品位12%大不一样,从而造成全混合浮选后铜硫分离非常困难,铜硫分离后所得硫精矿含铜高,影响铜的回收率。

伴生银的载体矿物主要是黄铜矿与黄铁矿,而铜矿物、银矿物和黄铁矿等矿物组成及其相互关系也较复杂,尽管铜硫混选能保证混粗作业的铜硫回收率,但在混粗精矿不再磨的情况下,在铜硫分离中会因连生体的大量存在而降低铜银回收率;同时在铜硫分离浮选时,为了抑制大量的黄铁矿要加入大量石灰,也影响着银矿物在铜精矿中的富集。

混合浮选工艺不能有效地利用铜矿物可浮性差异较大的特点,采用捕收力强的捕收剂乙丁黄药,实际浮选中表现为铜硫混选能用较短的浮选时间就可达到较高的混选回收率,但分离浮选的难度加大,若粗精矿再磨,则会造成中矿量大的问题。

混选流程在实际操作过程中,会人为地造成石灰、捕收剂黄药的用量过大的情况,使得1984~1989年间使用混合浮选流程时的黄药单耗达到240~360g/t,而浮选指标并不理想。

32分步优先浮选工艺的改造3.2.1分步优先浮选的工艺特点分步优先浮选工艺较好地结合了现场原有工艺设备的实际情况,充分利用了选厂现有的浮选机和配置,只在混选系统后加浮选机强化选硫,并产出泡沫硫精矿产品,其硫品位为26(%涵8%合并铜硫分选槽内产出的硫精矿中>1同形成攫产品rightsreserved.http://wwv在分步优先浮选工艺中,采用了对铜、银矿物选择性和捕收力较强的捕收剂丁铵黑药,在短时间(约8min)内先将大部分可浮性好、解离较充分的铜、银矿物浮出,直接送铜精选系统,因而充分利用了矿物可浮性差异,使铜、银矿物得到早收、快收,强了工艺流程对矿石性质变化的适应性。

分步优先浮选工艺对较难选和解离不充分的铜银矿物,采用混合用药、强化浮选的措施,将铜扫选精矿再磨后铜硫分离,铜选完后再选硫,这一流程结构使再磨矿量比混合浮选后再磨中矿量减少一半以上,有利于铜银指标的提高,降低再磨生产成本。此外,硫精矿分别由铜硫分离、硫粗选和硫扫选3点产出,有约15min的独立选硫作业时间,为提高硫回收率创造了条件。

3.2.2应用效果评价分步优先浮选工艺的优点:①优先浮选工艺充分利用矿石的矿物组成特征和铜矿物的可浮性差异,达到早收、快收铜矿物的目的,避免了因硫铁矿量过大造成在混合浮选过程中阻碍铜矿物上浮的不利影响,因而对矿石性质变化有较强的适应性。②分步优先浮选工艺经过长达1年的生产实践以及4个月的同类型矿石生产对比测定,证明分步优先浮选流程使铜回收率提高2.37%、银回收率提高2.59%,两工艺中硫回收率基本一致。③中矿再磨能有效提高指标,特别是提高银、铜回收率。其再磨中矿量仅为混合浮选再磨量的一半,有很大的优越性,但技术经济可行性尚待研究。④加浮选机,为进一步提高硫的回收率创造了条件。

存在的问题:①分步优先浮选工艺较难操作。铜粗选作业矿浆pH值要求高于混合浮选粗选矿浆pH值约0.5,即控制在8~8.5之间比较好。pH值低于8时,铜粗精矿品位不够,导致最终铜精矿品位低;pH值大于8.5,铜粗选作业的硫会受到抑制,使后续铜硫混选及选硫作业的硫不能充分上浮,致使硫回收率下降。可见,该流程的铜粗选pH值要求范围窄,碱性难控制,现场操作不易把握。另外,分步优先浮选工艺对药剂用量以及丁铵黑药、黄药和起泡剂等的搭配都有较高技术要求,限于现场操作人员的技术状况,这些技术难以全面掌握,一般偏向于提高pH值、加大药量的操作方法来稳定铜粗选和铜精矿品位,从而经常造成硫回收率波动大,且一般处于硫回收率较低的情况。虽然采用了强化选硫的措施,但从1990~1993年间应用分步优先浮选工艺的生产指标看,硫的回收率都较低,只有76%~78%,选硫仍有很大潜力。②分步优先浮选工艺的再磨问题。再磨工业试验是利用原混合浮选流程的设备配置而一直闲置的混合精矿再磨系统进行的,从工业试验所得生产指标看,铜、银、硫的回收率都有提高。试验说明,有再磨的浮选作业,铜及伴生银回收率提高,主要是源于减少了铜、银在硫精矿中的损失,其中伴生银回收率的提高比较明显。但是,在分步优先浮选工艺中采用中矿再磨(原有磨机型号偏大)的技术经济可行性尚有待进一步研究,因此作为分步优先浮选工艺的重要技术手段的再磨技术还无法投入实际应用,使该工艺的优点未能充分体现。

33等可浮工艺的提出和应用分步优先浮选工艺较难操作,硫回收率低,且其再磨设备在经济上是否合理尚待研究。为了提高硫回收率,在不具备再磨的条件下,充分吸取分步优先浮选工艺的优点,对流程进行了等可浮工艺的改造,侧重使用具有选择性的捕收剂丁铵黑药,并且和分步优选浮选工艺一样产出一个较低品位的硫精矿,使其与较高品位的分离硫精矿合并,得到最终硫精矿。此外,经多次对比试验论证,SF16m1浮选机翻花严重,矿化效果差,影响硫的回收,于1997年将两系统的选硫作业的12台SF16m3浮选机全改造为20台CHF14m3浮选机,流程见。等可浮工艺于铪々年投入使用至今从表1可见该工艺揠了铜的回收率而硫回收率也得到较大幅,度的提高,且较容易操作,受到现场的普遍欢迎。

生产实践证明,等可浮工艺具有如下特点:该流程能大幅度减少药剂用量,由于贯彻以铜为主的等可浮的主导思想,这样在用药上就要求有选择性,有用量上的限制,客观上不能用很高的捕收剂药量,否则就变成混浮了。

虽然等可浮流程和混合浮选流程的结构基本一致,但等可浮流程较混合浮选流程更有利于铜硫分离,原因是:①等可浮流程采用较强选择性的捕收剂,因而有利于铜硫分离;②进入铜硫分离的粗精矿产率,等可浮流程较混合流程减少了3%~8%,同样有利于铜硫分选。

等可浮工艺较分步优先浮选流程结构更简单,对粗选pH值控制范围较宽,可针对不同矿石类型采用调高或调低铜硫粗选pH值的方法操作,加大了流程对矿石性质变化的适应性,因而在操作和现场管理方面显示出突出的优势。

该流程的选硫作业可根据矿石硫品位的高低来决定开停,还可根据回收硫是否有经济效益来取舍,从而提高了工艺的灵活性。例如,从1998年下半年开始,由于硫精矿滞销,价格大幅度下降,就取消了流程后续的选硫作业。

4结语碎矿预先筛分之粉矿与闭路筛分的筛下粒矿混合进入高架式大储量粉矿仓,极易产生矿料结拱,使粉矿仓的圆盘给料机空转,导致流程无法正常生产。将含泥量高的粉矿引入单表11994-1998年铜、硫、银回收率统计一455m中段导线测量误差引起井中的误差:500m中段定向误差引起井中的误差:=士9.41mm一500m中段导线测量误差引起井中的误差:新副井井筒中心最大贯通偏差值估算:最大偏差值为:Mkmax=士485mm实际偏差值为士36mm,允许偏差为士50mm.4结语根据以上新副井延深测量精度分析及实际贯通结果,说明新副井延深工程测量方法科学合理,利用5溜井不再打辅助井,既节约了井巷工程量,又加快了工程进度。

采用陀螺经掉仪定向边,采取防风措施、三基座对中方法以及加复测次数等技术措施,提高了贯通测量精度。

采用两井几何定向与陀螺定向及时地互相检查,确保了定向成果的可靠性。

井下导线,测角中误差7",量边偶然误差系数0.0005,对于0.5km以内的导线,测量精度可以满足贯通限差的要求。

凡口矿新副井的顺利高精度贯通,以及北回风井贯通一500m、一550m、一600m中段水平,标志我矿地表及井下浅部测量控制系统是完全可靠的。同时,也验证了凡口矿深部开拓通过建立完善的工程测量技术保障体系,使深部测量控制得到有力保证。

 
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