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1 8 C H F X 1 4 ．4 m 3 和S F 一1 6 m 3 浮选机 在永平铜矿硫浮选中的应用 彭桂莲詹健李崇德 摘要S F 一1 6 m 3 浮选机选琉效果不理想，作业回收率只有5 0 ％左右．用c } m X1 4 4 一充气搅拌式浮选机代替S F 一1 6 m 3 浮选机选琉，选硫作业回收率提高1 0 ％左右。硫理论回收 率提高2 l { 6 ～3 ％，取得较好的经挤效益。 关t 词铜矿；浮选机；回收率；硫浮选 中图分类号“ 1 1 4 5 6文献标识码A 永平铜矿选矿厂于1 9 8 5 年投产，1 9 8 9 年达到日处理矿石1 万t 的设计能力。原 矿硫品位约为1 2 ％，硫精矿产量大，年产值 占全年工业总产值的4 5 ％左右。1 9 8 5 年投 产至今，浮选两系统的混选、分选作业一直 使用C H F X 1 4 ．4 m 3 充气搅拌式浮选机。 1 9 8 5 ～1 9 9 0 年尾矿中硫含量平均为 2 ．1 4 ％，损失率为1 3 ％左右，为提高硫的回 收率，于1 9 9 0 年下半年在浮选两系统分别 增加了6 台S F 一1 6 m 3 浮选机用于混选尾 矿选硫。 l 矿石性质及浮选工艺 1 ．1 矿石性质 永平铜矿是铜硫为主，伴生银、金、钨等 多金属的大型综合矿床，属于广义矽卡岩 型。矿石类型较多，其中以细粒授染状黄铜 矿、黄铁矿为主。其次为致密浸染状黄铜矿、 黄铁矿及少量含铜黏土矿和闪锌矿等。矿 石的矿物组成比较复杂，铜矿物主要为黄铜 矿，其次为蓝辉铜矿、斑铜矿、铜蓝、孔雀石 等，其它金属硫化矿物主要是黄铁矿，其次 为白铁矿。黄铁矿以它形晶状为主，与蓝辉 铜矿、铜蓝关系密切，在黄铁矿中常可见黄 铜矿、磁黄铁矿、方铅矿及斑铜矿包裹体。 镜下测定结果显示，黄铁矿和白铁矿的嵌布 粒度较粗，在 7 4 1 * r n 粒级中，黄铁矿、白铁 矿的粒级占有率为8 3 ．4 8 ％。 混选尾矿 选硫作业的给矿 含硫2 ．0 ％ - - 8 ．0 ％，一7 4 p m 含量一般为6 0 ％左右，该 粒级硫占有率为混选尾矿总硫的6 0 ％～ 7 0 ％。 1 ．2 浮选工艺 现行磨浮工艺流程为一段闭路磨矿部 分混合浮选流程 图1 。磨矿细度一7 4 t t r n 为6 5 ％，捕收剂为乙基黄药、丁基黄药和丁 基铵黑药。起泡剂为松醇油，抑制剂和p H 调整剂为石灰乳，选硫作业黄铁矿活化荆为 矿山酸性废水。 2S F 一1 6 m 3 浮选机 2 ．1 结构特点 S F 一1 6 n 1 3 浮进机是一种兼吸浆和浮 选双重作用的新型设备，采用后倾式双叶 轮，由主辅叶片组成，下面设有假底和导流 管。主叶片的作用是吸人足够的空气和吸 幕霎品荠{ 翟霆主嚣面器 ，女㈣．橱南盏阳2 , 0 人0 1 ，旺- 西0 5 锕- 业1 4 公司隶平错矿工程蓐，江西舒￡l 』．3 3 4 5 0 6 万方数据 1 9 人矿浆。当叶轮旋转时，在叶轮腔内形成负 压区，空气经吸气管及中心筒吸进叶轮筒， 同时，矿浆经中心筒及盖板上的循环孔吸进 叶轮腔。在此完成了气液混合后，以较大的 切向及径向动量离开叶轮叶片，通过盖板较 均匀分散到槽中。大量的矿化气泡和一部 分矿浆升到浮选槽上部，剩余的矿浆返回下 部再循环。 原矿 围l 部分混合浮选工艺流程 2 ．2 使用情况 1 9 9 0 ～1 9 9 6 年1 号、2 号浮选两系统一 直采用S F 一1 6 m 3 浮选机混选尾矿选硫。 每系统包括浮选机6 台，给矿箱、中间箱、尾 矿箱各一个，以3 台为一组，水平配置。其 选硫效果不理想，尾矿中硫损失率偏高 表 1 。多次的流程考察结果表明，S F 一1 6 m 3 浮选机的作业回收率仅为5 0 ％左右，尾矿 中硫损失率较大 表2 。其原因主要是 1 充气性能差。S F 一1 6 m 3 浮选机设计吸 气量为0 ．9 ～1 ．0 r n 3 ／Ⅱ1 2 m i n ，而现场测定 只有0 ．6 m 3 ／m 2 m i n 左右。1 9 9 4 年选矿厂 对该浮选机强制充气，即将压力为 1 2 5 ．4 k P a 的空气从浮选机的吸气管充人。 但因从负压充气变为正压充气，影响了矿浆 的循环效果，空气弥散状况不好，泡沫层稀 薄。 2 矿浆翻花严重，刮泡困难。对此， 1 9 9 1 年5 月增设假底和导流环，并且在浮 选槽壁的四周增设带孔的筛网以阻止矿浆 翻花，虽然效果有所改观，但仍有翻花现象， 不能形成稳定的泡沫层。 3 浮选机之间为 大开口式联通 图2 ，且台数少，均为6 台， 存在“短路”现象，此外，第一、第四槽均为吸 浆槽，液面较低，起不到浮选作用，因此，实 际浮选时间达不到设计的7 r a i n ，仅为 4 ．7 r a i n 。 表11 9 9 l ～1 9 9 6 年选硫主要技术经济指 标／％ 年度1 9 9 l1 9 9 21 9 9 3 1 9 9 41 9 9 51 9 9 6 硫原矿 1 2 8 51 31 6 1 28 01 33 71 2 ．2 31 22 4 品硫精矿4 3 ．0 I4 22 44 3 ．5 74 41 34 3 9 4 4 35 0 位尾矿2 ．6 319 6 16 4t ．7 2l5 3 l4 8 硫实际回收宰7 57 6 8 02 98 1 ．4 98 1 ．8 68 13 1 8 14 4 尾矿硫损失率1 72 8 1 3 1 61 17 61 17 51 16 41 15 7 表21 9 9 6 年4 月8 ～1 9 日2 号浮选系统 流程考察结果／％ 堕曼些 蔓竖坚至 硫在尾 原矿嚣摹嚣享尾矿总硫面面焉磊备丢i ； 92 03 86 3 3 8 3 5 1 ．2 3 8 3 6 71 02 65 16 095 3 给矿箱中间箱尾矿箱 图26 台S F 一1 6 m 3 浮选机矿浆流向示意 3C H F X 1 4 ．4 m 3 充气搅拌式 浮选机 3 ．1 构造特点 C H F X 1 4 ．4 m 3 充气搅拌式浮选机由 两槽组成一个机组，每槽容积7 n ，，两槽体 背靠背相连。其主要部件是主轴、叶轮、盖 板、中心筒、循环筒、钟形物和总风筒等。它 除具有一般叶轮式机械搅拌式浮选机相似 的结构外，还有如下的特点 1 设有矿浆垂 直循环筒。其作用是由于矿浆通过循环筒 和叶轮形成垂直大循环而产生的上升流，把 粗矿物和密度大的矿物提升到浮选槽中上 部。有效消除矿浆在浮选机内分层和沉砂现 象。 2 由鼓风机压人的低压空气，经叶轮 和盖板叶片作用，均匀地弥散在整个浮选机 万方数据 2 0 中，有利于矿物与气泡充分接触形成矿化气 泡。且矿化气泡进入泡沫层路程较短。 3 用外部特设的鼓风机供风，一方面，可以根 据工艺需要调节充气量，且充气量的调节范 围较大；另一方面，充气量可按一定工艺需 要保持恒定，因而矿浆液面比较平稳，易形 成稳定的泡沫层，有利于提高浮选指标。 “ 叶轮只用于循环矿浆和弥散空气，所以 叶轮转速较低，磨损较小。 32 使用效果 永乎铜矿自投产以来，混选、分选作业 一直使用该种浮选机。生产实践表明，该浮 选机有较合理的搅拌系统，液面稳定，充气 性能好，泡沫层厚，浮选效率较高，对精矿产 率大的浮选工艺较为适宜，并且它的机芯结 构简单，便于维修和管理。 1 延长浮选时间3 ．8 r a i n 。以8 台 C H F X 1 4 ．4 m 3 充气搅拌式浮选机代替原 6 台S F 一1 6 m 3 浮选机．浮硫时间为8 ．5 m l n 左右，延长浮选时间3 ．8 m i n 。 2 8 台C H F X 1 4 ．4 m 3 充气搅拌式 浮选机矿浆流向为“S ”型 图3 ，克服了原6 台S F J 6 m 3 浮选机矿浆流向为大开口式 而造成的矿浆“短路”现象，为提高硫回收率 创造了条件。 绐矿箱中间霜尾矿箱 图38 台C H F X 1 4 ．4 m 3 充气搅拌式浮 选机矿浆流向示意 3 提高了硫回收率。1 9 9 7 年1 月份 对l 号、2 号两浮选系统选硫作业进行了对 比试验考察，结果表明，用8 台C 心一x 1 4 ．4 m 3 充气搅拌式浮选机代替6 台S F 一 1 6 m 3 浮选机选硫，选硫作业回收率提高 1 1 ．7 ％，尾矿中硫的损失率降低2 ％ 表3 。 表31 9 9 7 年1 月两系统对比考察结果／％ 4 结语 1 ．用8 台C H F X 1 4 ．4 m 3 充气搅拌式 浮选机代替6 台S F 一1 6 n 1 3 浮选机选硫，提 高硫回收率2 ％～3 ％，一年可增产标硫2 万t ，经济效益可观。 2 ，生产实践表明，C F H X 1 4 ．4 m 3 充 气搅拌式浮选机充气量大，泡沫层厚，浮选 效率较高，适宜本矿的矿石。另外混选、分 选、选硫作业浮选机型号一致，便于操作和 管理。同时，C ／I F X 1 4 ．4 m 3 浮选机叶轮 转速较低，磨损较少，使用期限较长，设备的 维修管理费用较低。 3 ．S F 一1 6 m 3 浮选机具有体积大，操作 维护简单，不需要外加充气，水平配置，不需 要泡沫泵等优点，但在永平铜矿6 年中浮选 硫的使用情况表明，该机矿浆翻花严重，难 以形成合适的泡沫层，因此，该机型有待于 进一步改进。 万方数据
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