德兴铜矿分支串流浮选工业试验

黄开国  李隆峰  尹启华  石自灵  张继林

   分支串流浮选在德兴铜矿选厂0号、－1号系统工业试验已经成功，与同期生产的1号、2号常规浮选系统相比，铜粗精矿品位提高2.41％，回收率提高0.7％，黄药和醚醇的平均单耗降低29.2％。同时，减少了一个精选作业，降低了分离阶段的加工费用，取得了较为满意的结果。

    一、试验流程及工艺条件

    分支串流浮选工业试验流程及工艺条件是根据小型试验的最佳结果，结合现场实际情况确定的。

    流程。以现场0号系统为第一支，－1号系统为第二支。第一支的粗选泡沫打到第二支原矿浆搅拌桶，第二支扫选一的泡沫返回到第一支原矿浆搅拌桶，取消原0号系统的精选作业，其他作业不变，详见图1、2。选作对比的1号、2号系统常规浮选流程是一粗、一精、两扫，中矿顺序返回流程。考虑到0号或－1号系统有时原矿仓供矿不足或设备运转不正常，为避免试验影响生产，本试验采用三通管道设施，既能实现分支串流浮选，又可恢复按原来的0号、－1号系统单独进行常规浮选。

图1  分支串流浮选增设管道示意

    药方。工业试验从4月10至19日，加入第一支（0号系统）的药耗，以黄药（乙基和丁基1:1混合）65克／吨、醚醇18克／吨为基准，与1号、2号常规浮选系统药耗相同。第二支（—1号系统）药耗减半，两支合计降低25%。加药方式不变，黄药配成10％的溶液，醚醇以原液加入。加药地点，按原来的安排：黄药加入原矿浆搅拌桶、扫选一、扫选二，分别占75％、15％、10％；醚醇加入原矿浆搅拌桶；石灰和硫化钠按原习惯看泡沫现象添加，两者均加入原矿浆搅拌桶，但硫化钠的添加量100克／吨左右不能中断。因所用回水pH值已达11左右，加石灰乳的管道又是远距离操作控制不了，所以浮选作业pH值一般都在11～12以上。

    矿石。试验期间所处理的矿石中，斑岩矿石约占1/3,其余为千枚岩矿石。主要金属矿物为黄铜矿、黄铁矿、辉钼矿等，非金属矿物为绢云母、石英、方解石、透闪石、高岭土等。矿石中平均含铜0.54％、硫2.78％、钼0.0076％。

二、试验结果及对比分析

由于分支串流浮选系统（0号、－1号）和对比系统（1号、2号）均由两个磨矿系统组成，任何一个磨矿系统停车都会影响浮选的正常进行，故本试验效果的统计，均按各系统开车在7.5小时以上计入。这样，试验系统（0号、－1号）有17个正常班，对比系统（1号、2号）有20个正常班。指标统计结果列入表1中。为了便于对比分析，表1中还列入了0号、－1号系统改为分支串流浮选前的1985年第一季度和1984年全年的生产指标。

表1  分支串流浮选工业试验结果与同期及过去生产指标比较

    注1： *二号油   **二号油或二号油＋醚醇。

    注2：选矿效率按 计算。

    从表中可以看出：分支串流浮选在原矿品位较低（0.48％）的情况下，获得铜粗精矿品位9.59％，回收率90.45％，综合效率87.13％，黄药和醚醇的单耗分别为52克／吨和16克／吨。而1号、2号常规浮选系统的原矿品位是0.55％，铜粗精矿品位是7.18％，回收率为89.75％，综合效率为84.21％，黄药和醚醇的单耗分别为74克／吨和22克／吨。分支串流浮选比常规浮选1号、2号系统的铜粗精矿品位提高2.41%，回收率提高0.7％，黄药和醚醇的平均单耗降低29.2％。与本系统（0号、－1号）改为分支串流浮选前的1985年一季度相比，铜回收率提高2.68％，黄药单耗降低44.3％，现醚醇单耗仅是第一季度二号油单耗的12.2％。与本系统1984年全年相比，铜精矿品位相近，回收率提高2.21％，黄药单耗降低29.7%,现醚醇单耗仅是1984年浮选油单耗的18.4%。很明显，分支串流浮选无论与同期生产的其他系统相比，还是与本系统的过去生产指标相比，都能达到较大幅度降低药耗和提高选别指标的目的。

    分支串流浮选能降低药耗和提高选别指标的主要原因在于：第一支粗选泡沫并入第二支，提高了第二支的入选品位（从流程考查可知，下面将给出），进一步提高选别指标就不难。同时，从第一支饱沫中，带过来的许多过剩药剂又可以在第二支起作用，第二支加药量就可以大大减少。此外，第二支扫选一的泡沫返回第一支，又可以起到提高入选品位和充分利用剩余药剂的作用。这当中还有经药剂作用后的矿物粒子或其疏水性絮团（矿化泡沫）对次支矿物粒子的负载作用等。

    0号、－1号系统改为分支串流浮选时，取消了原0号系统的精选作业，省下了一台14米³、2x18千瓦浮选机，每年可节省电耗28.5千度。还由于分支串流浮选所获得的铜粗精矿品位、回收率高，精矿量相对减少，第二段分离浮选作业所需药耗和电耗也相应减少。

    为了考察分支串流浮选过程的质量变化，除了每个班都定点考察第一支原矿、粗选泡沫、粗选尾矿、扫选一泡沫和第一支尾矿、第二支原矿、精矿、尾矿和扫选一泡沫等10个点外，还进行了全面流程考察，考察结果见图2。

图2  分支串流浮选工业试验流程质量考查

    从考查的数质量流程图可以看出：

    1、由于第一支粗选泡沫的并入，第二支入选品位显著提高，从0.527％提高到1.05％。这样，第二支粗选一（即粗选第一个槽）就可以获得品位13.67％，回收率89.95％的铜粗精矿。

    2、从本次流程考查看，打到第二支去的第一支粗选泡沫产率为4.89％，品位达6.03％，但从日常定点考查的结果看，取得较好的铜粗精矿品位和回收率时，第一支粗选泡沫的铜粗精矿品位是3%～4％，产率占5%～6％。若第一支粗选泡沫品位偏高，第一支尾矿品位也往往偏高，第一支铜粗精矿回收率降低，整个分支串流浮选铜的回收率就受到影响。因而，适当降低第一支粗选泡沫品位，尽可能提高其回收率，有利于整个分支串流浮选指标的提高。从这次流程考查可知，第二支（－1号）的系统回收率（包括粗选一精矿和扫选一泡沫）是96.1％，而第一支（0号）的系统回收率仅69.7％，需要进一步提高。

    3、第一支尾矿产率较大，本次考查为50.05％，一般都是50%～55％，第一支尾矿品位（0.070％）比第二支尾矿品位（0.046％）稍高，日常定点考查也往往如此，这与小型试验结果恰好相反。小型试验第一支尾矿品位(0.040%）通常比第二支尾矿品位  (0.041％）略低。这可能与现场设备条件有关，现场0号系统（第一支）粗选作业共3个浮选槽，经常有1个槽刮不出泡沫，相当于粗选时间缩短了1/3。扫选一、扫选二也有此现象，约有1/4的槽子失效。所以，经常是0号系统的尾矿品位比－1号系统的尾矿品位高，铜回收率低，需要通过设备维修解决。

    4、从第二支的产率分布情况看，第二支的负荷并不重，能够适应第一支打过来的粗选泡沫量，第二支精矿品位也很容易达到和超过粗选段的精矿质量要求。

    5、为适应本工艺流程的特点，除了应反映整个分支串流浮选的选别指标外，还应注意考察第一支的粗精矿品位和尾矿品位，以便控制和管理。

    6、全面流程考查这个班（4月19日早班），球磨机处理量特别大，0号台效达79.2吨／台·时，－1号为70.3吨／台·时，比额定台效（68吨／台·时）都高，导致磨矿细度不够，分级机溢流中－200目含量仅53.3％（要求－200目占62%），＋80目含量达11.3%（要求＜5%)，原矿中＋80目的金属分布率占5.53％，分布在这个粗粒级的铜矿物又是连生体，浮选难以回收，终于在尾矿中  （＋80目金属分布率占34.05％）跑掉了。这可能是该班铜回收率(89.95％）较低的主要原因。同时，由于该班原矿处理量显著增加，药剂单耗相应大减，黄药为43.5克／吨，醇醚为13.6克／吨，比这个试验阶段的平均药耗（黄药52克／吨，醚醇16克／吨）都低，这也许是该班铜回收率不高的原因之一。

    7、据这次流程考查和日常定点考查得知，现场采用回水，原矿桨的pH值一般都在11左右，加入石灰乳后，浮选作业pH值往往达12以上，显然pH值过高对铜回收并不利，有待改进。

    现场将0号、－1号常规浮选系统改为分支串流浮选时，仅仅增设了两套管道，分别将0号粗选泡沫打到－1号搅拌桶、将－1号扫选一饱沫打到0号搅拌桶，它们与原管道以三通阀门连接。整个改造施工一个班可完成，既可实现分支串流浮选，又可在原矿仓供矿不足或设备运转不正常时，立即恢复0号或－l号系统单独进行常规浮选。据操作人员反映，分支串流浮选的第一支（0号）比过去的0号常规浮选还稳定，好操作（过去常跑槽）。第二支（－1号）的操作也同过去一样容易、稳定。

    分支串流浮选工艺具有施工简便、易于操作和稳定等特点，具有降低浮选药耗和提高选别指标的功能，并可减少精选作业，节省电耗，获得较好的经济效益，可以在生产中推广使用。

            本文原载《有色金属（选矿部分）》1986,№2,14       ☺