阿舍勒铜矿选矿技术进步.pdf

l 2 有色 金属 选矿部分 2 0 0 6 年第 5 期 阿舍勒铜矿选矿技术进步 万玲 ， 华金仓 1 ．新疆阿舍勒铜业股份有限公司， 新疆阿勒泰 8 3 6 7 0 0 ； 2 ． 四川鑫源矿业有限责任公司， 成都 6 1 0 0 4 1 摘要 新疆阿舍勒铜矿是一个大型铜锌硫多金属矿山， 设计日 处理鲭4 0 0 0 t 。 铜锌分离浮选工艺技术难度较大， 生 产控制条件苛刻。选矿厂在试投产的 1 5 个月的时间内， 选矿技术进行了6 个大步骤的攻关和研究， 生产出合格铜精矿 和锌精矿， 各项选矿指标大幅度提高 ， 矿山经济效益十分显著。 关键词 铜锌分离浮选； 回收率； 药剂制度 中图分类号 T D 9 5 2 ． 1 文献标识码 A 文章编号 1 6 7 1 9 4 9 2 2 0 0 6 0 5 0 0 1 2 - 0 5 l 阿舍勒铜矿设计的基本情况 1 ． 1 矿石性质与设计流程和指标 阿舍勒铜矿的矿石属铜锌多金属硫化矿，主要 金属矿物有黄铁矿、 黄铜矿、 砷黝铜矿和闪锌矿， 其 中黄铁矿占矿物相对含量的6 6 ．5 ％；黄铜矿占矿物 相对含量的 5 ．8 1 ％；砷黝铜矿 占矿物相对含量的 0 ．6 3 ％； 闪锌矿占矿物相对含量的 1 ．7 6 ％。铜矿物和 锌矿物均与黄铁矿紧密嵌布， 嵌布粒度较细。 铜矿物 多呈集合体， 其中黄铜矿嵌布相对简单， 与闪锌矿基 本不存在固溶体结构； 砷黝铜矿嵌布最为复杂， 呈微 细粒包裹、 交代在黄铜矿、 黄铁矿、 闪锌矿之中或者 边缘； 闪锌矿呈两期生成， 一部分嵌布简单可浮性较 好， 另一部分呈微细粒复杂嵌布。 主要金属矿物可浮 性顺序为 黄铁矿 黄铜矿 闪锌矿 砷黝铜矿。矿石 性质表明此矿石是非常复杂难选的， 铜锌分离困难。 可选性研究进行了 3 种流程的选矿试验铜锌混选 再分离、 部分优先和依次优先， 其中铜锌混选再分离 流程的指标最优， 故被设计采用作为目 前生产流程 在 8 5 ％一 7 4 1x m磨矿细度条件下进行铜锌混合浮选 以下简称混选段 ， 三次粗选、 两次扫选浮选得到的 混选粗精矿再磨， 再磨细度为 9 5 ％一 4 3 ix m ； 然后进行 铜锌分离浮选 以下简称选铜系统 ， 一次粗选、 三次 扫选、 三次精选得到的浮选泡沫产品为最终铜精矿； 铜锌分离的尾矿进行锌硫分离浮选 以下简称选锌 系统 ， 一次粗选、 两次扫选、 五次精选得到的浮选泡 沫产品为最终锌精矿。 1 ．2 阿舍勒铜矿的浮选药剂基础 1 ．2 ． 1 捕收剂 混合段的捕收剂主要有黄药和 P A C 或B K 3 0 8 ； 收稿日期 2 0 0 6 - 0 3 2 9 修回日期 2 0 0 6 -05 2 4 作者简介 万玲 1 9 6 6 一 ， 女， 湖南武岗人， 工程师。 选铜系统的捕收剂主要有 B K 4 0 4 ；选锌系统的捕收 剂主要是黄药。其中黄药对铜锌硫化矿的捕收能力 较强， 但对黄铁矿 以下简称硫 的选择性较差， 或称 捕收铜或锌时的“ 拉硫” 现象较强； P A C或 B K 3 0 8 属 于选择性较强的捕收剂， 相对于黄药而言， 针对硫的 捕收能力较弱， 或称捕收铜锌时的“ 拉硫” 现象较弱， 但针对铜锌之间的选择性差别不大； B K 4 0 4 亦属于 选择性较强的捕收剂，主要是针对铜锌之间的选择 性好， 或称“ 拉铜” 较强而“ 拉锌” 较弱， 但其总体捕收 能力弱于前两种药并兼有起泡性。 1 ．2 ．2 抑制剂 混合段的“ 压硫” 抑制剂为石灰， 加在二段磨矿 的泵池内； 选铜系统的抑制锌 以下简称压锌 的组 合抑制剂主要为硫酸锌 亚硫酸钠，实行分段添加 ， 先在再磨机添加活性炭和硫化钠脱药，然后在铜锌 分离的一次粗选、 三次扫选、 三次精选作业中分段添 加硫酸锌 亚硫酸钠； 选锌系统的压硫抑制剂为石灰。 2 铜 轲 生产状况及选矿技术进步 选矿厂于 2 0 0 4 年 1 1 月试投产 ， 1 8 0 名员工中 仅配备了 1 1 名磨浮熟练工人和 8 O 名当年技校毕业 生， 员工对流程、工艺以及操作的熟练程度较低， 5 名选矿技术人员各把一关，克服新疆冬季生产和员 工技术不熟练等各种困难， 经过一个冬季的磨练， 截 至 2 0 0 5年4 月已经能够稳定生产 处理量 9 7 t／ h ， 铜 精矿品位一般 1 8 ．9 ％～ 2 0 ％，铜金属回收率稳定在 7 5 ％左右 ， 铜精矿含锌 4 ％～ 5 ．7 ％， 锌金属回收率 2 3 ％ ～ 3 0 ％， 距设计指标相差较大。 2 ． 1 优化混选控制 北京矿冶研究总院的选矿研究报告明确说明， 维普资讯 2 0 0 6 年第 5 期 万玲等 阿舍勒铜矿选矿技术进步 1 3 阿舍勒铜矿的矿石性质特殊，黄铁矿在浮选中的走 向，既影响铜锌的回收指标又影响铜锌两种精矿的 分离和杂质互含，石灰用量的控制对选矿调节非常 敏感。 所以在调试之初一直在探讨和研究混选的 p H 值控制的影响程度， 观察到选铜系统的粗选、 扫选泡 沫层呈不正常的过大过厚过黏状态，而且铜粗选的 “ 瓶颈” 效应明显， 铜锌分离的尾矿 以下简称铜尾 含铜始终高于原矿一倍左右， 无法降低， 为此曾怀疑 是铜锌分离浮选时间不够之故。 在2 0 0 5 年 4 月与北 京矿冶研究总院的专家讨论中，选矿技术人员发现 为保证混选的铜锌回收率所控制的混选产率过大， 约在 3 5 ％一 4 2 ％， 而设计要求为 3 5 ％以下， 故此增加 了铜锌分离作业的负荷。 至此， 对混选的具体控制指 标有了新的认识 1 加强混选的“ 压硫” 条件， 控制适宜的石灰用 量 即 p H值 ； 2 调整混选的药剂制度， 达到少“ 拉硫” 的 目 的， 减小混选产率。加大 P A C等选择性较强的捕收 剂的用量比例， 由设计的 4 5 ％提高到 6 8 ％， 并且把 P A C 或 B K 3 0 8 主要用在混合粗选段， 混合扫选段 则用捕收力量较强的黄药。 经过一系列药剂制度的调整之后，混选作业的 产率基本控制在 3 0 ％ 左右， 但回收率低于设计值。 于 2 0 0 5 年 l 1 月的矿山大修期间，调整了浮选机的叶 轮盖板间隙、 充气量等各项控制参数 ， 使浮选机在最 佳的状况下工作，混选作业的回收率又得以进一步 提高。经过优化混选控制后的混选指标见表 l 。 表 1 混选指标／ ％ T a b 1 T h e p r o d u c t i o n o f mi x e d fl o t a t i o n ／ ％ 混合段的少“ 拉硫” 药剂方案， 提高混选的铜回 收率 4 ％一 6 ％， 接近设计指标。 2 ． 2 半优先流程改造 阿舍勒铜矿矿石性质复杂，矿体中各类型矿石 分布极不均匀， 且矿石品位变化较大， 故此造成进入 选矿厂的矿石性质、 品位变化较大， 浮选作业工艺重 要条件控制难度较大。经过多次现场生产流程考察 发现 铜锌 昆 合粗选 I 以下简称混粗 I 前两槽泡 沫含铜品位在 1 9 ．2 ％ 2 3 ％之间，接近铜精矿品位。 说明在 8 5 ％一 7 4 m磨矿细度下， 部分已经单体解离 的黄铜矿， 可浮性好而且浮游速度很快， 在混粗 I 前 两槽的泡沫产品中得到较好的富集。 此时， 部分可浮 性较好的闪锌矿， 浮游速度也较快， 在混粗 I 前两槽 的泡沫产品中也较快富集，品位在 4 ％ 6 ％之间， 略 高于最终铜精矿中的含锌品位。 由此产生“ 半优先选 铜” 流程思路 让混粗 I 第 l 、 2 槽泡沫产品直接进入 铜锌分离精选 Ⅱ 以下简称铜精 Ⅱ 作业， 减少铜金 属在流程里的滞留时间， 提高选铜效果。 流程具体改动为将混粗 I 的第 l 、 2 槽和后 3 槽的泡沫槽用挡板隔开，则混粗 I 的第 l 、 2 槽变成 半优先选铜浮选槽 以下简称半优先 ， 后 3 槽仍作 为混粗 I 浮选槽，半优先的泡沫直接进入铜精 Ⅱ 的 第 2 槽， 其余流程不变。流程改造前后的区别在 原 混选的前两槽作为半优先作业 ， 半优先作业之后仍 是铜锌混选；半优先泡沫与混选后的铜锌分离的泡 沫产品在铜精 Ⅱ 作业汇合，经铜精Ⅲ分选后成为最 终铜精矿。 半优先流程启用后铜精矿指标迅速好转。 针对半优先泡沫所经流程较短、对铜精矿的质量影 响较大的特点， 进行了半优先不同药剂制度的调试， 调试基本分为3 大阶段 1 第一阶段， 基本维持原混选药剂制度。考虑 到黄药具有捕收能力较强、 选择性较弱的特点， 为保 证铜精矿品位，减少黄铁矿的上浮对铜精矿质量的 影响， 混选前搅拌槽停止使用黄药， 仅用选择性较好 的捕收剂 P A C ， 以提高半优先泡沫质量， 同时在铜锌 分离粗选增加黄药使用量， 以改善铜锌分离效果。 2 第二阶段， 采用部分优先流程的部分优先作 业的药剂条件。 由于第一阶段调试生产的铜精矿中， 锌损失较大，技术人员重新研究北京矿冶研究总院 的“ 阿舍勒铜矿一号矿体选矿试验报告” ， 认为部分 优先流程的部分优先作业的药剂条件，可以切人半 优先流程使用， 选择 B K 4 0 4 作为半优先作业的捕收 剂 ， 以加强半优先泡沫中铜与锌上浮的选择性差异， 降低锌金属在半优先泡沫中的富集量。 具体用药为 混选前搅拌槽加入“ 压锌” 的抑制剂硫酸锌 亚硫酸 钠及捕收剂 B K 4 0 4，混粗 I 的第 3 槽加入 P A C ， 以 保持混选用药总量。 3 第三阶段， 改进后的半优先药剂制度。半优 先流程实质上是铜锌等可浮 铜锌混选一 分离浮选流 程。矿浆经过半优先作业之后， 进入铜锌混选流程。 但第二阶段调试却是在人选前的搅拌槽内，加入了 大量的硫酸锌和亚硫酸钠， 从理论上讲硫酸锌和亚 硫酸钠是闪锌矿的组合抑制剂， 它们存在于矿浆中， 维普资讯 1 4 有 色 金属 选矿部分 2 0 0 6 年第 5 期 既抑制锌金属在半优先作业的上浮，也抑制锌金属 在半优先之后的铜锌混选的上浮，对铜锌混选的锌 回收有负面影响； 抑制剂用药总量较大， 增加了药剂 成本。 为此考虑将硫酸锌和亚硫酸钠的添加， 改到半 优先泡沫槽内， 变半优先之前矿浆“ 压锌” 为半优先 之后泡沫“ 压锌” ， 形成了改进后的半优先药剂制度 采用对铜锌有选择捕收差异的捕收剂 B K 4 0 4 、半优 先泡沫抑锌、 半优先的选铜“ 压锌” 不影响后续的铜 锌混选效果。 总体比较选铜效果， 半优先流程具有以下几个 优点 1 半优先流程有利于提高铜金属回收率。 2 半优先流程有利于提高部分设备的处理能 力和节约能耗。 理论上分析， 半优先作业使得一部分 铜金属的矿浆越过再磨机和铜锌分离的粗扫选作业 直接进入铜精 Ⅱ， 减轻了再磨机和选铜作业的负荷 ， 一 定程度讲， 既节约设备能耗 ， 还提高了再磨机和选 铜浮选设备的处理能力。 3 在适宜的原矿条件下 ， 半优先流程存在潜 能。 在生产实践中通常出现一种浮选现象 闪锌矿绝 大多数是在混粗选 Ⅱ 甚至混粗Ⅲ上浮。它表明原矿 中的闪锌矿所具有的两期生成的特性，在混选过程 中表现非常明显 除少量易浮的闪锌矿上浮较快、 在 半优先作业富集外，大部分的闪锌矿还是滞后于黄 铜矿的浮选速率。 若在高铜低锌的原矿条件下， 易浮 锌含量会更少， 半优先泡沫中含锌量会随之降低， 半 优先流程更能充分发挥优势既实现铜金属快收早 收， 对锌金属回收的影响也不大。 目 前矿山为进一步 提高产能和效益，正在进行半优先流程的浮选柱的 工程改造。 2 ．3 优化铜锌分离作业 经过混选优化控制和半优先流程改造后，铜精 矿指标为， 含铜 2 0 ％左右， 铜金属回收率 8 0 ％左右， 含锌 3 ％ 一 4 ％， 铜精矿中锌损失率 2 5 ％ 3 0 ％， 铜尾矿 含铜仍然高于原矿品位。各种迹象表明铜锌分离难 度较大，为此展开了铜锌分离的捕收与抑制机理的 研究， 以期寻找捕收剂与抑制剂的用量契合点， 改善 铜与锌可泽胜的选择趋向。 2 ．3 ． 1 铜锌分离段的“ 抑锌” 条件改善 研究铜锌分离浮选的抑制机理和用量合理添 加。具体研究有两点 1 抑制剂总量的3 0 ％一 4 0 ％J 1 人再磨机。其理 论依据一是浮选药剂的加入顺序一般为先加调整 剂如抑制剂、 活化剂等， 后加捕收剂、 起泡剂。 因此抑 制剂加药点从铜锌分离搅拌槽向前提到再磨机和脱 药搅拌槽均可， 脱药搅拌槽是最佳点， 但高差不够 ， 选定抑制剂的加药点为再磨机；理论依据二是分离 浮选的抑制剂在浮选前加入足够量，是能够完全抑 制， 因此抑制剂的主要量应加在再磨机。 经过近一个 月的反复调试和验证 ，确定加入再磨机的抑制剂用 量为总量的 3 0 ％， “ 压锌” 效果明显， 铜精矿中锌损失 率明显降低。 2 调整铜扫选的“ 压锌” 思路。 在铜锌分离的扫 选部分， 设计的抑制剂用量顺序为 铜扫 I 铜扫Ⅱ 铜扫Ⅲ， 而且铜扫Ⅲ作业没有亚硫酸钠的加药点， 说 明铜扫Ⅲ作业的压锌最弱、铜扫 Ⅱ 作业的压锌又弱 于铜扫 I 作业， 即设计时的“ 压锌” 观念为 沿矿浆流 向铜扫选作业的“ 压锌” 作用可逐渐降低。而在实际 生产中， 铜扫 Ⅱ、 Ⅲ作业经常出现锌上浮比较严重的 现象 ， 多次的流程考察数据也显示 铜扫 Ⅱ、 Ⅲ作业 的泡沫中， 锌含量高于铜的几倍。 每当出现这种现象 时， 铜精矿中的含锌就会上升，只有加大抑制剂用 量， 或是调整选择性捕收剂类型的比例， 而这些调整 都会提高选矿成本却收效甚微。在反复多次的调整 与探讨中逐渐认识到 提高铜扫 Ⅱ、 Ⅲ作业的抑制剂 用量， 先在铜扫 Ⅱ、 Ⅲ作业把锌抑制住， 则它们返回 铜扫 I 的矿浆中， 锌的上浮性弱， 再在铜扫 I 作业略 微加点抑制剂 ， 就能改变铜扫选矿浆的铜锌浮选的 选择性； 鉴于铜扫Ⅲ作业后的矿浆要进人选锌系统 ， 其抑制剂用量略低于铜扫 Ⅱ作业；即抑制剂用量多 少的顺序为 铜扫Ⅱ 铜扫Ⅲ 铜扫 I 。 并增加了铜扫 Ⅲ作业亚硫酸钠的加药点 ， 进一步增强了“ 压锌” 效 果。 随着铜扫选“ 抑锌” 思路的改变， 铜锌分离作业 的铜与锌之间的选择性出现根本性变化铜精矿中 含锌品位曾一度低于 1 ％、 含锌损失率 1 5 ％左右； 铜 尾矿含铜品位下降到 1 ．2 ％一 2 ％； 铜尾矿含锌高于铜 锌分离原矿 ， 一般在 4 ％一 6 ％， 随原矿含锌变高曾高 达 1 0 ％以上； 铜锌分离的作业回收率由8 5 ％ 左右提 高到 9 0 ％以上。 2 ．3 ．2 铜锌分离段的少“ 拉锌” 条件趋于合理 深入研究铜锌分离浮选的捕收剂在各点用量的 合理比例。 曾于 2 0 0 5 年 7 月 1 5 1 9日出现连续 5天铜回 收率高于8 0 ％ 但铜精矿品位低于 1 8 ％的指标 ， 通过 仔细研究这 5 天的药剂制度，捕捉到铜锌分离的捕 收剂的等点用量之间存在的比例关系 铜粗选的捕 收剂用量占总用量的5 1 ％一 5 4 ％、铜扫 I 的占 1 8 ％一 维普资讯 2 0 0 6 年第 5 期 万玲等 阿舍勒铜矿选矿技术进步 1 5 2 4 ％、 铜扫Ⅱ的占 1 6 ％一 1 9 ％、 铜扫Ⅲ的占8 ％一 1 2 ％。 8月 1日试用铜粗选 的捕收剂用量 占总用量的 5 0 ％， 连续1 1 天铜回收率高于 8 0 ％， 分析其原因是 铜锌分离回收率高于以前 8 ％。之后于 8 月 2 1 2 5 日，铜锌分离捕收剂的各点用量的比例严格按铜粗 选 铜扫 I 铜扫 Ⅱ 铜扫1I 5 2 1 9 1 9 9 ． 5 添加 ， 铜 锌分离回收率高于以前 1 0 ％，连续 8 天铜回收率高 于 8 5 ％。 2 0 0 5 年 1 1 月的矿山大修后开机时，铜锌分离 捕收剂的各点用量基本按 铜粗选 铜扫 I 铜扫Ⅱ 铜扫1 I 5 2 1 9 1 9 9 ．5的比例添加， 连续半月铜指 标稳中有升。 当出现波动时的调整方式为 当铜尾矿 含铜品位高时，将铜扫 Ⅱ的比例调高到 2 0 ％一 2 4 ％； 当铜精矿品位偏高时，将铜粗选的比例调高到5 2 ％ 一 5 4 ％；当铜精矿含锌偏高时 ，调整单点捕收剂的 B K 4 0 4 与黄药之间的比例，一般 B K 4 0 4 黄药约为 铜粗选 2 3 1 、 铜扫 Ⅱ2 3 1 、 铜扫Ⅲ2 1 ； 当铜精 矿含锌过高时， 黄药比例更小或微量。 随着经验的逐 渐积累，使各点捕收剂用量比例的调整能做到有的 放矢、 趋于合理。 铜锌分离浮选的 “ 压锌” 和少“ 拉锌” 药剂方案， 降低了铜精矿含锌品位，提高了铜锌分离作业回收 率 3 ％一 4 ％。 抑制与捕收契合选矿理论在铜锌分离浮 选段的成功运用，彻底改变了铜与锌的可浮性的选 择趋向， 改善了铜锌分离作业的分离效率。 3 锌精矿生产状况及选矿技术 进步 锌硫分离浮选段是阿舍勒铜矿选厂 3 大浮选段 的最后一段，它要承受混选段和选铜系统的残余矿 物含量、 剩余药剂、 矿浆酸碱度等， 因此选锌系统处 于被动状态， 需要前两个浮选段为它提供适宜的基 础条件 1 混选段， 充分浮锌并强力抛硫， 尽量减少 锌硫分离的杂质负荷； 2 选铜系统， 选尽铜尾矿的 铜， 并把足量的锌赶往铜尾矿， 为锌硫分离段提供较 好的人选矿物组成成分； 3 选铜系统的残余药剂需 有消除手段或控制在选锌系统可承受的范围之内； 4 选铜系统的铜尾矿浆酸碱度的p H值 ， 需能满足 锌硫分离段的活化剂与抑制剂的作用条件。 3 ． 1 加大锌精选 中矿返回量 。 解决锌精选作业泡沫 的“ 硫夹带” 现象 在混选和铜锌分离这两段技术攻关没达到一定 程度时， 锌精矿品位一般在 3 0 ％以下； 锌硫分离的浮 选泡沫中黄铁矿“ 夹带” 以下简称“ 硫夹带” 现象严 重； 泡沫经常呈不正常的“ 煮稀饭” 现象； 当铜尾矿含 铜品位偏高时， 锌硫分离浮选段的泡沫颜色呈黄色， 锌精矿品位下降到 2 0 ％以下，锌精矿中铜的含量高 达 1 0 ％ 甚至更高； 为维持锌精矿品位， 锌硫分离作业 的硫酸铜、 黄药等浮选药剂经常被迫停加。 为此， 选锌攻关具体措施有五项 1 要求混选 段尽量少“ 拉硫” 混选段使用选择性好的药剂 P A C 或 B K 3 0 8 ， 与黄药合理的配合， 以极力减少选锌系 统矿浆中硫的含量 ； 2 加强混选的p H值控制 使 铜锌分离段的人选 p H值控制在 9以下，以保证锌 硫分离段有足够的调浆机会； 3 消除铜锌分离段 的残余药剂 在铜尾矿加活性炭， 以脱除部分黄铁矿 在铜锌分离浮选段所带的捕收剂，减小黄铁矿上浮 的可能性 ； 4 加大锌精选作业的中矿返回量 要求 操作中加大锌精选的泡沫冲洗水量、保持锌精选作 业的浮选机的粗砂孔全开； 5 改造锌精选 Ⅱ 、 Ⅲ 、 Ⅳ、 V浮选机 在浮选机低于液位控制闸板的最低位 置， 开一个大尺寸的中矿返回孔。 采取措施后调试有 起色， 锌精矿品位于 9 1 0 月起已开始徘徊于4 5 ％ 左 右 ， 但操作方式失常 选锌的所有浮选机停滞泡沫刮 板； 浮选泡沫冲洗水过大， 造成磨浮系统的新水与回 水的用量失去平衡。 选锌回收率一直提不高， 只能勉 强维持锌精矿品位一项指标。 3 ． 2 加大活化剂用量 在铜锌分离攻关达到一定程度后铜精矿中含 锌损失率低于 2 0 ％；铜尾矿含铜降到 1 ．2 ％一 2 ％； 铜 尾含锌在 4 ％一 6 ％以上， 这才使选锌具备了选别的人 选矿物条件 。 2 0 0 5 年 1 2 月底正在进行的硫酸铜与石灰添加 顺序的对比试验表明，硫酸铜的用量超过设计用量 一 倍时， 选锌效果明显变好。 现场生产立即采用这一 试验成果， 大幅度增加选锌系统的硫酸铜用量 ， 现场 的锌粗选、 扫选泡沫的锌上浮现象十分明显， 随之锌 精选的泡沫也呈现出锌上浮的现象。当月锌精矿品 位 4 5 ％， 锌 回收率 3 8 ％。 3 ． 3 调整活化与抑制作用顺序。 硫酸铜先于石灰添加 设计的锌硫分离基本思路是先将人选矿浆用 石灰调整 p H值 ， 在高钙条件下抑制黄铁矿； 然后添 加硫酸铜，活化在铜锌分离过程中被抑制过的闪锌 矿； 之后加入黄药、 B K 2 0 1 将闪锌矿浮起来。该方案 在理论上有一个缺陷 硫酸铜对黄铁矿的活化能力 要比闪锌矿强 ， 当硫酸铜活化闪锌矿时， 矿浆中大量 的黄铁矿也会被活化，因此造成锌精选泡沫 “ 硫夹 带” 现象严重， 影响了锌精选的效果。 硫酸铜的活化机理为 硫酸铜是酸性盐， 在水中 维普资讯 l 6 有 色 金属 选矿部 分 2 0 0 6年第 5 期 完全电离， 使溶液呈弱酸性， 溶液中有效 C u 2 度与 矿浆 p H值有关。 为了防止 C u 冰 解， 提高活化效率， 最好在酸『生 或中性矿浆中使用硫酸铜。而设计硫酸 铜是在 p H值大于 1 1 的碱性条件下使用硫酸铜。 此 时， 一部分铜离子转化为碱式硫酸铜或碱式碳酸铜， 使有效 C u 舢 浓度减少， 造成活化性能降低。 2 0 0 6 年 1 月完成了硫酸铜后于石灰添加方案 和硫酸铜先于石灰添加方案的对比试验，即先用石 灰调浆抑制黄铁矿后加硫酸铜活化闪锌矿的试验 ， 与先用硫酸铜活化闪锌矿后加石灰抑制黄铁矿的试 验进行对比。 硫酸铜先于石灰添加方案的试验指标 ， 比硫酸铜后于石灰添加方案高出许多锌粗精矿锌 品位高出 1 0 ． 5 ％， 回收率高出 1 8 ．4 8 ％； 硫酸铜先于 石灰添加试验的锌粗精矿泡沫， 黄铁矿“ 夹带” 现象 明显减少。对比试验结果表明，随着矿浆 p H的升 高， 矿浆中硫酸铜的有效活化成分减少， 对闪锌矿的 活化能力减弱。 硫酸铜添加点提前到石灰之前的工艺改造于 2 0 0 6 年 2月 2 4日完成， 3 月份的累计锌精矿指标 锌品位 4 3 ％， 锌金属回收率4 3 ％， 选锌指标大为改善。 到 3 5 0 0 ～ 3 8 0 0 ff d ， 生产出合格的铜精矿和锌精矿， 铜 精矿含铜 2 0 ％、 含锌 3 ％以下 ， 锌精矿含锌 4 2 ％、 含 铜 3 ％以下。 2 ． 选铜技术通过优化混选控制、 半优先流程改 造和优化铜锌分离这 3 大步攻关， 指标大幅度提高， 铜精矿中锌损失率降到2 2 ％ 左右；铜金属回收率由 最初的 7 5 ％提高到 8 5 ％ 左右，提高铜回收率 1 0 ％， 矿山经济效益显著。 3 ． 选锌技术通过加大锌精选中矿返回、 加大活 化剂用量和调整活化与抑制作用顺序这三大步攻 关， 指标大幅度提高， 在保证锌精矿质量合格的前提 下， 锌金属回收率逐步提高到 4 3 ％ 左右， 提升矿山的 综合效益 。 [ 1 ] [ 2 ] [ 3 ] 4结语 『 4 ] 1 ．选矿处理量稳步提高。 由最初的 1 8 0 0 t／ d 提高 参考文献 北京有色冶金设计研究总院， 乌鲁木齐有色冶金设计研 究院． 新疆阿舍勒铜矿初步设计 3 0 0 0 t ／ d [ R ] ． 2 0 0 1 ． 北京矿冶研究总院． 新疆阿舍勒铜矿 I 号矿体矿石工艺 矿物学研究[ R 1 ． 1 9 9 6 ． 北京矿冶研究总院． 新疆阿舍勒铜矿 I 号矿体混合样扩 大连选试验报告[ R] ． 1 9 9 6 ． 北京矿冶研究总院． 新疆阿舍勒铜矿 I 号矿体矿石选矿 试验报告[ R] ． 1 9 9 6 ． AS ELE CoP PER M I NE PRoCES S D G TECHNoLoGY WAN Li n I , HUA Ji n c an g 1 ． Xi n j i a n g As e l e C o p pe r C o mp a n y L i mi t e d , Al e t a i ． X i n j i a n g， 8 3 6 7 0 0 , C h i n a ； 2 ． S i c h u a n Xi n y u a n Mi n i n g Lt d ． C o ． ， Ch e n g d u 6 1 0 0 4 1 ， C h i n a ABS TRACT T h e A s e l e c o p p e r m i n e i s a l a g e r c o p p e r - z i n c - s u l f u r p o h ， me t a l l i c mi n e ．D e s i g n t h r o u g h p u t o f 4 0 0 0 t o n s p e r d a y ．Th e o r e d r e s s i n g p l a n t i n 1 5 mo n t h s t i me ．Th e d r e s s i n g t e c h n o l o g y h a s c a r r i e d o n 6 g r e a t s t e p s a t t a c k s an d t h e r e s e a r c h ．P r o d u c e s t h e q u a l i fi e d p e r s o n a l s t a t u s c o p p e r - c o n c e n t r a t e d o r e a n d t h e z i n c o r e c o n c e n t r a t e ．Ea c h d r e s s i n g t a r g e t l a r g e s c a l e e n h an c e me n t ． KEY W ORDS c o p p e r - z i n c s e p a r a t e n o t a t i o n ； r e c o v e r y ； me d i c a me n t s y s t e m 维普资讯