1938年,巴尔哈什矿冶公司最初的定位是处理Коунрадск矿床的含4%Cu的硫化铜矿石。从1972年开始选矿厂也处理Саякск矿床的矿石。1989年选矿厂年处理矿石能力达到最大值,为1440万t。
到1989年由于矿石储量锐减,其中包括自1942年开始开采的东Коунрадск铜一钼矿石,铜精矿产量下降。到1997年处理的矿石量为280万t,矿产铜年产量为12700t。
在现有药剂制度和工艺条件下,铜品位为0.32%~0.34%(边界品位为0.20%)的Коунрадск矿石经处理,铜的回收率可以达到78%。1997年选矿厂在并入Казахмыс(哈萨克斯坦铜业公司)股份公司后,加紧处理铜冶金渣,解决了原料基地扩大问题。
1998年选矿厂停止处理Коунрадск矿石,只处理Саякск矿床的矿石和铜冶金生产废渣。此时,在工业上组织废渣的开采,在1998~1999年期间,从废冶金渣中回收的铜占总回收铜的67%。
到2000年5月冶金渣场挖掘阶段结束,选矿厂又恢复处理Коунрадск矿石。此外,选矿厂还处理Шатыркурклъск矿床的矿石。从2003年月10月对Нурказканск矿床矿石进行工业试验。2004年选矿厂开始处理吹炼炉渣。
目前选矿厂8个系统处理4个矿床的铜一钼矿石和1个吹炼炉渣(表1)。
表1 巴尔哈什选矿厂选矿指标
指标 | 2001年 | 2002年 | 2003年 | 2004年 |
处理的矿石量/% 其中: 冶金渣 矿石铜品位/% 其中: 冶金渣 精矿铜回收率/% 精矿铜品位/% 浮选给矿粒级含量/% +0.150mm -0.074mm | 100
49.88 14.58 3.35 - 32.19 0.608
0.426 0.722 2.187 - 0.667 60.51 15.97 26 50 | 100
70.26 10.64 0.56 - 18.54 0.0518
0.374 1.228 0.740 - 0.646 68.35 16.98 25 55 | 100
70.39 11.43 1.38 1.25 15.55 0.452
0.279 1.136 2.045 1.580 0.502 66.95 16.55 20 60 | 100
63.63 19.04 3.83 9.72 3.78 0.781
0.286 1.074 1.707 1.870 0.390 82.35 16.17 18 62 |
为了成功地选别这些不平常的混合物料,必须采用合适的矿石准备流程和考虑到原料工艺特点的破碎和磨矿过程作业控制。
众所周知,ККД-1500/180型圆锥粗碎机适合最大块度为1200mm的给矿,在给入冶炼渣时,给料可能很快通过,为了防止平板给料机被压死,安装了频率调节器,以调节平板给料机的运动速度。
在中破和细碎车间的筛分机上安装了方孔(20mm×20mm)的橡胶筛板,代替直径为36mm圆孔金属筛板,因此提高了筛分机的作业率。
为了减少新的易脆的大块矿石的过磨,采用了3段磨矿流程:第一段2台棒磨机排矿直接给入第二段球磨机中;在第二段磨矿中采用2台球磨机与旋流器成闭路;在第三段磨矿中,采用1台球磨机,也与旋流器成闭路。
对磨矿介质进行了优化:在第一段棒磨机中添加直径为lOOmm的钢棒,在第二段和第三段球磨中采用直径为60和40mm钢球。
棒磨机采用快速工作制度,因此,在棒磨机传动中,用传动比Z=20的轴代替Z=17的传动轴。
采取这些措施可使浮选给矿的粒度稳定在55%~65%-0.074mm水平。
在实验室条件下预先研究了每种矿样及其混合矿样的可选性。根据矿石的组成确定了药剂的用量。在浮选流程中,在精选Ⅱ中用石灰抑制黄铁矿。石灰高的剩余浓度可能抑制硫化铜矿物的浮选。为了降低铜的损失,精选I的槽内产品给入到旋流器中分级。富含黄铁矿的沉砂抛弃到尾矿坝中,旋流器的溢流给到粗选作业中。
研究工作表明,矿浆强化充气是很有效的。向第一个浮选槽充入空气,可使石灰的用量降低一半。
为了完善浮选药剂制度,试验了一些新的对铜矿物具有选择性的捕收剂。在所有情况下,精矿铜品位提高,铜回收率降低和药剂费用增大。在应用选矿厂回水的情况下,上述药剂的效果进一步降低。在应用自己生产的黄药捕收剂时获得了最好的结果。
在铜冶炼厂改变生产工艺后——用Βанюков炉冶炼,选矿厂处理吹炼炉渣。从炉渣中分离磁铁矿是一个关键问题。
在浮选试验中,预先对细磨的炉渣进行磁选。此时磁性产品产率为62.19%,其中的铜回收率为51.34%,磁铁矿的回收率为88.86%(表2)。
表2 铜冶炼渣磁选结果
产品名称 | 产率 | Cu/% | Tfe/% | Fe3O4/% | |||
/% | 品位 | 回收率 | 品位 | 回收率 | 品位 | 回收率 | |
吹炼炉渣 | |||||||
磁选精矿 尾矿 给矿 | 62.19 37.91 100.00 | 3.40 5.30 4.11 | 51.34 48.66 100.00 | 45.9 37.4 42.69 | 66.88 36.12 100.00 | 21.8 4.5 15.23 | 88.86 11.14 100.00 |
吹炼炉渣浮选获得的铜精矿 | |||||||
磁选精矿 尾矿 给矿 | 47.85 52.15 100.00 | 1.60 15.5 8.85 | 8.66 91.34 100.00 | 46.9 31.3 38.76 | 57.89 42.11 100.00 | 19.4 4.2 11.47 | 80.91 19.09 100.00 |
在用磁选法分离炉渣浮选获得的铜精矿(铜的作业回收率为89.53%,磁铁矿的回收率为25.76%)时,8.66%的铜和80.9l%的磁铁矿转入磁选精矿中,其中含1.60%Cu和19.4%磁铁矿。铜精矿铜对给矿的回收率为81.78%(经济估算表明,铜回收率为86%时处理冶炼渣才是合算的)。
试验发现,原料的综合利用率提高了:从Саякск矿石和Шатыркурклъск矿石的浮选尾矿获得了磁铁矿精矿,这是该选矿厂的副产品。
目前的工作方向是从所处理的各种矿石和产品中获得含钼的产品,但是,应用过去所用过的分离浮选工艺不能除去混合精矿中含有的碳。目前,制定了两个脱碳方案:低温焙烧加浮选或将硫化钼焙烧转变为二氧化钼。