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9 4 有色金属 选矿部分 2 0 1 3 年增刊 d o i 1 0 3 9 6 9 0 .i s s n .1 6 7 1 - 9 4 9 2 .2 0 1 3 .z 1 .0 2 4 银山选矿厂的生产实践与战略思考 尹启华,郑兴国,杨有洪 江西铜业集团银山矿业公司,江西德兴3 3 4 2 0 1 摘要介绍了银山矿业公司选矿厂设计思路,S A B C 流程运行隋况,V T M 立磨机在粗精矿再磨方面的优势,低碱度铜 硫分离和高硫的选别状况,以及在生产实践中存在的问题和改进措施。 关键词S A B C 流程;立磨机;低碱度分离 中图分类号T D 9 2 3 .7 ;T D 9 2 8 .1文献标志码A文章编号1 6 7 1 9 4 9 2 2 0 1 3 S O 一0 0 9 4 0 4 银山矿业公司坐落于江西省德兴市,是一座生 产铜铅锌精矿露坑联合开采矿山。65 0 0t /d 铜选矿 厂于2 0 1 0 年9 开始建设,2 0 1 2 年1 月正式投产。 铜选矿厂设计规模65 0 0t /d ,选矿厂生产工艺流程 见图1 。 选矿厂设计技术先进,装备水平与矿山规模相 适应,在关键工艺环节上实行自动控制,选择先 进、高效的工艺设备,实现了节能、安全和环保。 尤其是引进V T M 一8 0 0 立磨机设备作为再磨,实现 二段磨矿产品的优化。 1 选矿厂设计简介 1 .1 原矿性质 1 .1 .1 矿石物质组成 矿石中金属矿物主要以变胶状黄铁矿、黄铜矿 及变胶状黄铜矿、硫砷铜矿、砷黝铜矿为主,其次 为变胶状闪锌矿、闪锌矿、斑铜矿、方铅矿及微量 的钛铁矿、锐钛矿、自然金、辉硫锑铅银矿、自然银 等。脉石矿物以石英、绢云母为主,少量绿泥石、 高岭土等。原矿多元素及物相分析结果见表1 - 2 。 1 .1 .2 主要矿物嵌布特性 黄铜矿呈不规则粒状、脉状、网脉状。常见黄 表1铜物相分析结果 /% 表2原矿多元素分析结果 /% 元素C u s A u ” A 一’P bz nA ss bB i W 0 3 F e S i 0 2A 1 2 0 3C a OM g ON a 棚K 2 0M n 含量0 .4 7 加.4 89 .9 1 ~9 .6 0 0 .6 2 。0 .6 49 .0 1 0 .60 .0 4 3 加.0 50 .1 0 2 - - 0 .1 2 0 .1 4 4 - 4 .1 6 20 .0 1 30 .0 0 6 70 .0 3 2 1 0 .5 0 5 6 .3 81 2 .4 5 0 .0 80 .4 20 .0 3 22 .5 60 .0 4 4 1 单位为趴,下同。 铜矿被交代黄铁矿和充填于黄铁矿和脉石中。黄铜 矿被砷黝铜矿、黝铜矿交代充填现象十分普遍,说 明两者嵌布关系十分密切。 含砷的铜矿物,特别是砷黝铜矿与黄铜矿的嵌 布关系最为密切,不易单体解离,加之其浮游性相 近,是导致铜精矿含砷高的主要原因。另外,含砷 铜矿物充填交代黄铁矿现象十分普遍。 黄铁矿成矿于早晚期,早期的黄铁矿结晶程度 较高,晶形较好,与铜矿物的关系不密切,易于分 离。对于黄铁矿被黄铜矿、含砷铜矿物充填交代, 呈不规则粒状、碎屑状、浑圆状,并呈包裹体形式 存在,还有细脉状和网脉状的黄铁矿和含砷铜矿物 充填于碎裂黄铁矿的裂隙中,因嵌布粒度细小,难 以单体解离,将导致硫精矿中含少量铜、砷和金。 1 .2 选矿厂原则流程设计思路 1 .2 .1S A B C 磨矿流程 传统的碎磨工艺存在流程长、配置复杂、基建 投资大、人力成本高、生产中产生大量粉尘等缺 点。而S A B C 流程具有流程简单、建筑费用低、占 地面积小、运行成本低、易于管理等特点,已发展 成世界上通用的碎磨流程之一,成为新建矿山的首 选碎磨工艺J 。 榨萋昌羿i2 尹0 启1 3 华- 1 0 - 2 4 1 9 6 1 一 ,男,湖南常宁人,教授级高工,主要从事矿山运行管理方面的工作。作者简介尹启华 一 ,男,湖南常宁人,教授级高工,主要从事矿山运行管理方面的工作。 万方数据 2 0 1 3 年增刊尹启华等银山选矿厂的生产实践与战略思考 ‘9 5 原矿 硫精矿尾矿 图1 银山矿业公司65 0 0t /d 铜选矿厂工艺 流程图 1 .2 .2 顽石破碎工艺 在半自磨机运行过程中,会产生粒径在2 5 ~7 0 m m 难磨颗粒,该粒径矿石不具备磨矿介质作用, 且需要更大的冲击才能将其破碎,因而可磨度差, 难磨顽石不断积累占用半自磨有效容积,造成半自 磨机能耗高,台效低,矿石硬度大时尤为显著。消 除或避免球磨机内顽石最好的办法是增加顽石破碎 设备,但顽石破碎设备存在一个合理选择问题。 1 .2 .3 半自磨机变频电机使用 变频电机在变频控制方面较普通电机的优越性 可通过变频调速改变轴输出功率,从而达到减少输 入功率节省电能的目的,变频电机适应不同条件下 的变速,节能效应明显,半自磨机在短时间停止给 矿时可降低主电机转速不停机,低转速条件下运行 可延长衬板寿命。生产实践表明,在半自磨机的启 动时,使用低速工况不仅能节能,而且可以有效避 免钢球对衬板的冲击。 1 .2 .4 混合浮选一粗精矿再磨铜硫分离工艺 采用混合浮选一粗精矿再磨铜硫分离浮选流 程其原因是①脉石矿物粒度最粗,黄铁矿粒度居 中,铜矿物最细。另外,硫化物集合体颗粒相对较 粗,加之硫化物与脉石矿物嵌布关系简单,因此, 对于粗磨条件下富集硫化物后丢尾十分有利 尾矿 产率可达7 6 %~7 8 % ;②铜矿物与黄铁矿的关系比 较密切,并有少部分微细粒和细脉状铜矿物嵌布在 黄铁矿中难以单体解离,粗精矿需要再磨,方可提 高铜精矿品位;③为进一步回收硫精矿中的金创造 了条件。根据原矿工艺矿物学研究结果,金在黄铁 矿中的分布为4 4 %,脉石中包裹的硫化物中细粒金 占7 %,金在浮选过程中流失3 4 %左右,粗精矿再 磨后细度改善,可降低金的损失率。 1 .2 .5 再磨磨机的选型 目前,粗精矿再磨所用磨机主要是立式磨机、 I s a 磨机和普通球磨机。从使用情况来看,立式磨 机可以大幅度减轻磨矿产品的过粉碎程度,且有显 著的擦洗作用,有利于提高浮选指标,与球磨机相 比,可以节能4 0 %左右,操作和维护也较简单。 1 .2 .6 高硫选别 为提升产品的效益,对铜硫分离后的硫粗精矿 进行浮选选硫,采用流程为一次粗选、一次精选、 一次扫选。 1 .3 选矿厂流程设计及主要设备配置 1 .3 .1 设计流程 磨矿设计采用半自磨 球磨 顽石破碎的碎磨流 程,浮选采用混合浮选一粗精矿再磨铜硫分离浮 选工艺,混合浮选采用两次粗选半闭路的流程结 构,混合粗精矿经过立式磨机再磨后进人铜硫分离 浮选作业,铜硫分离由一次浮选机粗选、一次浮选 柱精选、两次浮选机扫选组成,最终得到铜精矿和 硫精矿。 1 .3 .2 主要设备 半自磨采用西7 .0m x 3 .5m 半自磨机,装机功 率为25 0 0k W ;与半自磨配套采用西4 .8m 7 .0m 球磨机,装机功率为25 0 0k W 。顽石破碎机设计 采用G P l 0 0 圆锥破碎机,装机功率9 0k W 。粗精矿 再磨采用V T M 一8 0 0 立磨机。 浮选机规格采用K Y F1 I 一5 0 充气机械搅拌式浮 万方数据 9 6 有色金属 选矿部分2 0 1 3 年增刊 选机,浮选柱采用K Y Z 一西3 .0 5m x l 0m ,铜精矿 浓缩采用函3 8m 普通浓密机,选硫前浓缩和硫精 矿浓缩均采用西3 0m 高效浓密机。铜精矿过滤采 用1 台6 0m 2 的陶瓷过滤机。硫精矿过滤采用4 台 6 0m 2 的陶瓷过滤机。 表4立磨与普通再磨数据对比 比较项目名称普通再磨机立磨机 2 生产实践 运营成本 2 .1 磨矿工艺 2 .1 .1 半自磨 球磨工艺改进 银山选矿厂2 0 1 2 年1 月1 日正式投产,运行 3 个月生产流程稳定,半年基本达产,9 个月实现 达产达标。在生产过程中进行了一系列改造,主要 包括①不断探索调整半自磨格子板孔径,由最初 设计使用2 5m m ,逐步用3 5 、4 0 、5 0m m 反复对 比论证,最后定型使用5 0m l n 的格子板,块数由4 块、8 块、最后定型外圈全安装5 0m m 格子板,目 前顽石返回量由最初的5 %提高到1 5 %,最大发挥 半自磨的效率,稳定提高处理量;②调整半自磨钢 球充填率和球径,设计的半自磨钢球充填率为 1 2 %,经过生产运行实践,将充填率降为9 %;半 自磨补加球球径由1 2 5m m 调整为1 0 0m m 。经过 一系列改进后,半自磨机和顽石破碎机三段破碎设 备负载保持相对平衡,2 0 1 3 年1 - 9 月半自磨机运 转率在9 1 %以上,原矿处理量为67 0 0t /d 。半自磨 筒体衬板使用周期由2 个月延长至6 个月左右。 2 .1 .2 立磨机的使用 银山选矿厂生产实践表明,立磨机可以大幅度 减轻磨矿产品的过粉碎程度,且有显著的擦洗作 用,产品粒度组成合理,与常规再磨比- 4 5I x m 含 量增加11 %,电耗节约4 0 %左右 与普通再磨机 比 ,钢球单耗降低0 .1 0k g /t ,每年可节约运行成 本近2 0 0 万,立磨机磨矿产品粒级分析结果见表 3 ,立磨机与球磨机数据对比试验结果见表4 。 表3相关产品的粒度组成及含量 /% 粒跏粗树臀器擀镒糟蔫黼 2 .2 浮选工艺 2 .2 .1 浮选流程改造 设备安娄裳瓜w 以2 彳掣鼽Ⅷ嚣珊 电耗裂舞 , 差篓4 单价“元t 钢球- 952 0 052 0 0 钢球单耗, k g t 。1 矿石 O .2 80 .1 8 年耗,万元 3 6 42 6 0 单价/ 万元套‘1 1 68 0 衬板单耗, 套年一- 1 1 年耗,万元1 68 0 成本差,f 万元a - 1 1 8 8 .9 增加的铜回收率/% 一0.304 增加的金回收率/%4 增加收益增加的铜金属t / t a 一’ 一2 4 .o o 增加的金量/ k s a 一’4 0 增加的收益, 万元a 一’ 一9 9 2 .0 注按年处理量2 0 0 万t ,铜原矿品位0 .4 0 %,铜平均无税价5 .2 万 元I t 计算;原矿含金按0 .5 趴,金价3 0 0 元/g 。 浮选流程投产后,回收率和精矿品位均和设计 值差距较大,主要体现在一是铜硫分离尾矿品位较 高,达到0 .5 %以上,远超设计值0 .1 8 %;二是铜 精矿品位较低,只有1 0 %左右 设计为2 1 % 。通 过流程改造和浮选柱、浮选机工艺参数摸索调试, 目前基本达到设计指标。其中流程改造包括以下几 方面 1 将石灰添加点由浮选前搅拌桶移至半自 磨泵池,延长石灰作用时间,稳定浮选作业的同 时,降低矿浆酸性,保护球磨衬板; 2 针对新选 厂投产初期溢槽频繁的情况,通过现场调查和调 试,改造了消泡水管路,避免了溢槽,提升了经济 技术指标; 3 浮选柱尾矿引入再磨,使浮选柱尾 矿与混选粗精矿混合后,可中和降低碱性,改善脱 药效果,通过不断循环的磨矿,使有用矿物单体充 分解离。 2 .2 .2 低碱度铜硫分离 铜硫分离的难点在于既要满足对黄铁矿的抑 制,又不能使矿浆p H 过高,以适应伴生元素的回 收,该工艺的重点是利用铜硫之间可浮性微少差异 在低电位方式实现[ 3 ] 。 在生产实践过程中,铜硫分离石灰单耗大幅度 降低,由老选厂4 .5k g /t 下降至新选厂的2 .5k g /t , 铜硫分离p H 由1 1 降至9 左右,主要原因是再磨细 度提升后,铜硫单体充分解离,有效粒级含量大幅度 提高。低碱度分离工艺既提高了铜硫分离中伴生金 银的回收,又使后续选高硫作业得以高效进行[ 4 ] 。 目前银山伴生金回收率稳定在4 5 .5 %左右,较去年 提高近3 .5 %。由于石灰用量大幅度降低,选高硫 万方数据 2 0 1 3 年增刊尹启华等银山选矿厂的生产实践与战略思考 9 7 稀硫酸用量大幅度减少,由1 2 0t /d 降低至7 5 伽。 2 .2 .3 高硫选别作业 新选厂于2 0 1 3 年8 月1 5 日开始高硫生产,结 束了银山无高硫的历史。高硫选别难点主要在于人 选浓度控制和硫酸的活化,尤其人选浓度的控制直 接影响到浮选时间、硫酸用量、浮选指标的好坏。 目前选硫作业回收率在9 4 %左右,硫精矿品位4 6 %。 2 .3 运行数据统计 银山矿业65 0 0t /d 选矿厂2 0 1 3 年1 至9 月份 运行数据统计如表5 所示。 表52 0 1 3 年1 - 9 月65 0 0t /d 选矿厂生产指标 原矿处理量/t 原矿品位,%回收率/%精矿品位,% l6 6 84 0 6 .00 .5 l0 .3 9 3 8 .1 5 5 8 3 .7 3 6 4 .7 0 4 5 .4 31 8 .5 04 6 .3 7 3 存在问题和改进方向 1 半自磨功率变化大,变频调速的作用未能 充分发挥。 2 顽石量和破碎设备的合理运转率需要进一 步探索。 3 高效浓密机使用效果有待改善,目前选硫 前高效浓密机底流浓度偏低,而浓度对选硫指标、 浮选时间和硫酸用量有决定性影响。 4 结论 1 经一年多生产实践,生产工艺稳定,基本 实现达产达标。立磨机作为再磨设备性能优异,电 耗可节约4 0 %左右,运行成本低。今后可进一步研 究立磨磨矿介质采用惰性介质替换钢球,减少矿物 表面铁离子污染,提高回收率和降低二段磨矿成本。 2 银山选矿厂生产实践表明,今后选矿厂磨 矿工艺可以尝试使用自磨机 球磨机或自磨机生产 流程,充分降低能耗。 参考文献 [ 1 ] 夏菊芳.半自磨工艺在我国矿山的应用现状[ J ] .中国矿 山工程.2 0 0 4 1 0 3 7 3 9 . 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