江西有色金属  2001, Vol. 15 Issue (4): 11-14
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提高泗洲选矿厂综合回收率的实践[PDF全文]
郑旭惠     
江西铜业公司 德兴铜矿, 江西 德兴 334224
摘要:针对德兴铜矿泗洲选矿厂近几年来铜综合回收率上升趋势较好的状况, 着重分析了原综合回收率偏低的原因, 并阐述了提高一段、二段回收率的相应对策, 同时指出新技术、新工艺、新药剂的应用对综合回收率保持较高水平而起了很大的作用。
关键词    回收率    对策    
The practice of improving total recovery ratio in Sizhou dressing plant
ZHENG Xu-hui     
Dexing Copper MineofJiangxi CopperCompany, Dexing 334224, Jiangxi, China
Abstract: Focus on improving copper recovery ratio inSizhou dressing plantof Dexing Copper Mine in recentyears, the paper makes an emphasis on analysing the causes of low recovery ratio in the past years, and then presents the countermeasures of improving primary, secondary recovery ratio and the new technology, new process and new reagent play an important role in keeping high recovery ratio.
Key words: copper    recovery ratio    countermeasure    

德兴铜矿是特大型斑岩铜矿, 主要金属矿物有黄铜矿、黄铁矿, 其次有辉钼矿, 并伴生金、银等。主要脉石矿物有石英、绢云母等。到目前为止, 德兴铜矿已建成了日产9万t采选综合生产规模, 其中泗洲选矿厂作为其中一个选矿厂, 日处理量也达到了3余万t。

泗洲选矿厂是江西铜业公司的主流程单位, 有着30多年的历史, 历经“三院设计、四次建设、五次改造”的老厂, 共有3个磨浮工段, 基本流程一致, 为两段浮选, 一段采用开路选出铜硫粗精矿, 粗精矿再磨后进入二段浮选, 进行铜硫分离, 其选矿工艺流程见图 1。由于内外部各种因素的影响, 选矿综合回收率一直波动较大, 但经过近几年来的努力, 选铜综合回收率稳中有升, 到2000年已经达到85.61 %。

图 1 泗州选矿厂磨浮工段选矿工艺流程

1 综合回收率低的原因

综合回收率低的原因主要有:一段的粗选回收率低, 二段铜硫分离难度大, 二段磨矿难以一次磨到所需粒级, 造成一定量的连生体进入二段浮选, 致使部分连生体被带入尾矿, 最终导致综合回收率低。

1.1 原矿性质的变化

德兴铜矿的矿石嵌布粒度属于粗细颗粒不均匀嵌布类型, 随着矿山生产规模的扩大, 日处理量由3万t到6万t, 由6万t到9万t, 矿石性质发生了很大的变化, 铜品位由原来的0.5 %以上逐年降到0.4%左右, 甚至达到0.2%, 同时采剥量的急剧增加, 原矿的氧化率、含硫量也大幅度上升, 给选铜回收率带来了很大的影响。

1.2 产品的单体解离度不够

由于受矿石性质的影响, 碎矿工段又不断的增加处理量, 导致碎矿产品粒度偏大, 尤其到了雨季, 矿石变粘, 堵筛网, 堵漏斗, 进入磨浮粗选作业的产品粒度达不到要求, 进入二段磨矿作业的产品仍然不达到解离充分, -43μm含量仅75 %左右, 导致铜硫分离困难, 精选指标偏低。

1.3 外部因素的影响 1.3.1 供电不正常

供电不正常打乱了整个生产秩序, 浮选作业经常处于不稳定状态, 开停车频繁, 在某种程度上加大了作业成本。既影响了生产技术指标, 又造成了严重的金属流失, 铜的综合回收率也受到影响。

1.3.2 钢球质量不稳定

球磨的磨矿溢流直接进入浮选作业, 往往存在磨矿效率不高, 单体解离度不够。这也是由于钢球质量不稳定、废球多、球型不规则以及钢球的耐磨性能未能达标所造成的。

1.3.3 药剂质量及石灰质量较差

由于铜矿大山选矿厂的投产, 生产能力快速提高, 药剂、石灰的用量急剧增长, 导致药剂、石灰的质量明显下降, 大量的石灰废渣进入浮选系统, 石灰浓度也不够, 并且堵塞管道, 特别是对于二段铜硫分离, 由于石灰质量差, 严重地影响了回收率。

1.4 内部因素的影响 1.4.1 操作技能差

操作工人的操作水平高低是体现在回收率的高低。有些操作工抱着“油多不坏菜”的思想, 在矿石性质不稳定的情况下, 除了拼命加药之外, 没有采取其他办法, 最终导致整个浮选系统操作混乱, 越是回收率低, 药剂用量就越大, 而回收率也就越低; 有的工人在操作过程中, 过于频繁地调整操作条件, 时而加大风量, 时而降低液面, 人为地破坏操作系统的稳定, 甚至弄得整个班疲惫不堪, 而没有时间去思考、去发现自己的不足; 也有的是操作工责任心不够, 不管是跑槽还是沉槽都没有及时处理, 严重影响选别指标。

1.4.2 工序之间的联贯性差

浮选作业不是一个单独的作业系统, 它必须时时与上道作业、下道作业紧密联系。首先, 只有碎矿提供合格的产品, 球磨才能给浮选提供有效的产品, 才能有较高的回收率。但是, 有时碎矿工段提供的粒度偏高, 筛下80mm粒级达25 %以上(要求80mm为10%), 严重影响了磨矿产品的质量, 为此磨矿的浓度、细度都不能达标, 使矿石单体解离度不够, 从而影响了一段回收率、甚至二段回收率。

1.4.3 设备因素的影响

分级设备的影响是显而易见的, 在螺旋分级机的作用下, 容易出现“跑粗”现象, 而水力旋流器“喘气”现象也是制约分级效果的重要因素。一段浮选机在现场使用的是JJF -16 m3, 其设计假底高度为180mm, 在实际生产中高度不够, 易于被积矿埋死, 尤其在开停车比较频繁的情况下, 造成假底埋死, 浮选机的有效容积减小, 浮选时间缩短, 从而影响了一段回收率。二段浮选机采用的是BS-K8, 二段浮选机同样是存在风口易堵现象, 导致整个综合回收率偏低。

2 提高回收率的对策

根据近几年来, 对回收率偏低的种种因素的分析, 在提高综合回收率方面, 进行了大量的工作, 并在工艺管理与技术改造方面, 采取了切实可行的措施。

2.1 加强工序质量监控工作

工序质量的好坏直接影响回收率的提高, 厂段两级选矿技术人员, 长期深入现场, 对全厂的工序质量进行全面监控, 并且严格执行厂制定的有关工序质量管理标准, 做到上道工序为下道工序提供优良的产品, 特别是严格执行“多碎少磨”的规定, 使球磨为浮选提供有效的产品。从而, 为提高回收率奠定了坚实的基础。

2.2 提高职工的素质

选厂根据情况对操作工人进行定期的培训, 每两年进行应知应会考试, 使操作工的操作理论及操作技术得到了长足进步。各个工种的工人, 不仅对本机台的知识有所了解, 而且相关机台的知识也系统地进行了学习, 球磨工对浮选知识不陌生, 浮选工也不会对球磨知识不清楚。从而, 保证了相关机台的技术支持, 并加强了上下工序间联系。而且, 每年还进行浮选工劳动竞赛, 极大地激发了操作工的劳动积极性, 提高了他们的操作技能, 为提高回收率提供了可靠的保证。

2.3 加大现场管理力度

提高综合回收率的主战场在浮选, 对现场的管理是关键。选矿技术人员为操作工提供的不仅是单纯的数字, 而是切合实际的知识与技术, 在现场技术人员还对操作工进行监督与指导, 对于没有操作责任心的进行严格的考核, 同时技术部门也制定了相关的规定, 如异常指标考核标准等。现场一出现问题时, 就能得到信息, 并且以最快的速度得到有效的处理。

2.4 加强矿点预报工作

选矿技术人员每周四到采矿现场及时了解出矿情况, 根据出矿点的原矿品位、氧化率、含硫量、矿石的赋存状态及嵌布类型等, 并结合出矿量大小, 以及小型实验报告的技术数据, 确定现场操作条件, 及时下发到现场, 便于操作人员掌握操作要点, 提高操作水平。

2.5 新型浮选药剂的使用

近几年来, 选厂进行了大量的药剂试验, 对浮选工艺中的药剂进行改良, 捕收剂不再是单一传统地使用丁基与乙基黄药, 而采用了捕收性强、选择性好的Y-89, 大大地提高了回收率, 见表 1

表 1 Y-89与丁基乙基黄药试验对比结果
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试验在选厂进行并分两个系统, 以Y -89为捕收剂的是试验系统, 而以丁基、乙基黄药按1:1的比例为捕收剂的是生产系统, 其他条件一致。由表 1可知, Y-89的捕收性能好于传统的丁基、乙基黄药, 一段铜、金的回收率分别提高了0.11和2.35个百分点, 综合回收率分别提高了1.37和5.17个百分点, 特别在金的回收率上取得了明显的提高-通过在现场进行的药剂试验对比以及Y -89所获得的较好试验结果, 同样也在生产实践中得到了印证。

针对二段大量使用石灰, 造成高碱度的矿浆不利于金银选别的难题, 1996年与中南工业大学合作进行了低碱度铜硫分离试验, 并取得了成功, 使石灰的单耗从5kg/t以上, 降低到到4kg/t左右。二段回收率也得到了明显提高。

2.6 工艺参数的改进

一段浮选机JJF -16m3假底原设计为180mm, 针对这种情况, 选矿技术人员努力探索, 充分论证, 把浮选机的假底高度由180mm改成240mm, 历年证实, 这种结合实际的改进是有效的, 它大大地减少了假底被积矿堵塞的现象, 使矿浆循环区域增大, 液面平稳, 浮选时间相应加长, 选铜回收率得到了提高。

ø500 mm水力旋流器的“喘气”现象严重, 影响了分级效果, 选矿技术人员进行了调整, 把一段ø5 00mm改为ø660mm, 给矿口为115mm×245mm, 沉砂嘴直径为ø250mm, 溢流管直径为ø150mm, 锥角为20°, 使水力旋流器的“喘气”与“跑粗”现象得到了缓解, 旋流器的的溢流细度为-0.074mm ≥ 65 %, 基本上达到了浮选要求。

2.7 工艺流程的改造

(1) 一段旋流器串联试验-1999年9月, 泗洲选矿厂与北京矿冶研究总院结合现场的设备与场地, 根据一段旋流器的实际设备参数及工艺流程, 以旋流器分级的基本理论及计算公式为指导, 采用计算机模拟的方法, 提出了以第一段旋流器的溢流作为第二段旋流器的给矿, 其沉砂作为一段最终沉砂, 第二段旋流器的溢流作为最终溢流, 沉砂返回第一段旋流器的给矿泵池。即以新增加的旋流器对第一段旋流器的溢流进行检查分级为特点、改善浮选给矿粒度特性的旋流器串联分级新工艺。试验取得累计结果为:处理矿石36 693t, 球磨机台效68.51t/h, 最终溢流浓度33.4%, 溢流产品细度-0.074mm为72.28%、+0.16mm为2.27%。通过有针对性的技术改造, 改善了一段浮选给矿的不合理粒度组成, 为进一步提高综合回收率创造了最基本的条件。第二段旋流器溢流产品筛水析结果见表 2

表 2 第二段旋流器溢流产品筛水析结果
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(2) 二段选择性分级再磨新工艺-1997年底, 南方冶金学院采用中矿选择性分级再磨新工艺, 提高了二段铜硫分离浮选作业选铜回收率。该工艺利用现有的工艺设施, 对原有流程进行较少的流程改造, 解决了浮选中矿中大部分有用矿物以连生体存在的这一问题, 使富连生体及部分连生体在返回的中矿中而得以再磨, 充分单体解离。试验前后指标对比结果见表 3, 流程见图 2

表 3 二段铜硫分离浮选铜指标对比结果 %
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图 2 二段选择性分级再磨新工艺流程

3 工艺指标的评价

通过历年一系列工艺管理措施的落实, 以及新技术、新工艺的应用和新药剂的推广使用, 使泗洲选矿厂的选矿综合回收率稳中有升, 即使遇到氧化率极高的贫矿石时, 综合回收率仍能保持较高水平, 如2000年, 原矿品位含Cu0.382 %, 氧化率达4.98%, 而综合回收率仍达85.61%。这说明该矿充分利用了矿产资源, 近几年生产指标见表 4

表 4 近几年生产指标 %
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4 结语

(1) 从工艺的角度来说, 继续贯彻低碱度铜硫分离工艺和中矿选择性再磨工艺, 可确保铜的回收率, 同时仍能满足提高铜精矿品位的需要。

(2) 提高回收率的关键是要靠技术进步, 管理水平的提高。只有不断地吸收、消化新技术, 在技术上不断创新, 才能保证综合回收率的不断提高。

(3) 对于建设一流的选矿厂必须在各项技术指标上是一流的、生产成本是最低的, 通过提高回收率、减少金属流失, 能够创造较好的经济效益。