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高压辊磨对某铜矿浮选指标影响的研究

高压辊磨对某铜矿浮选指标影响的研究 矿山安全天地
2024-08-19
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导读:为了研究高压辊磨破碎对国内某低品位铜矿石后续浮选指标的影响,

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  摘要

为了研究高压辊磨破碎对国内某低品位铜矿石后续浮选指标的影响,采用单因素分析方法进行了高压辊磨破碎试验、浮选优化条件试验和浮选开路对比试验。结果表明,在磨矿细度-0.074 mm占65%,粗选氧化钙用量1 000 g/t、MAC-12用量20 g/t、丁基黄药用量10 g/t,扫选MAC-12 用量10 g/t、丁基黄药用量5 g/t 条件下,经1 粗1 扫浮选流程,常规破碎产品浮选可获得铜、硫品位分别为4.31%和22.46%,铜、硫回收率分别为74.382%和79.053%的粗精矿;辊压产品浮选粗精矿铜、硫品位分别为4.76%和23.06%,铜、硫回收率分别为88.137%和87.082%。铜、硫品位分别提高0.45和0.60 个百分点,铜、硫回收率分别提高13.755 和8.029 个百分点。由此可知,通过高压辊磨破碎作业,可提高该铜矿石浮选精矿的铜、硫品位和回收率。


   作者及单位

余玮

江西铜业股份有限公司德兴铜矿


   引用格式

余玮. 高压辊磨对某铜矿浮选指标影响的研究[J]. 现代矿业, 2024(4):140-143.

   正文

高压辊磨技术最早是由德国发展而来的一种高效破碎技术,具有破碎比大、破碎粒度下限小且能耗低的优势,近十几年在国内铁矿等金属矿山领域得到广泛应用。同时,高压辊磨的料层粉碎作用对矿石的选择性磨矿有着显著的影响,可改善后续浮选作业指标,提高矿石的综合经济价值。

为探索高压辊磨破碎对国内某铜矿石浮选指标的改善情况,在实验室开展了相关辊压以及浮选对比试验,综合分析浮选指标差异,为选厂技术改进提供数据参考和依据。

1 试样性质

矿石中主要有价元素为铜、硫、钼及少量金、银,主要有用矿物为黄铁矿、黄铜矿、辉钼矿,以及砷黝铜矿、辉铜矿、斑铜矿等。脉石矿物以石英、绢云母、绿泥石和伊利石为主,另有少量钾长石、方解石。黄铁矿、黄铜矿多以浸染状颗粒共生于石英、碳酸盐等热液蚀变矿物中,矿石化学多元素分析结果见表1。
从表1 可知,矿石铜品位为0.31%,硫含量为1.52%,属于低品位铜矿石。脉石以硅铝氧化物为主,其中SiO2含量66.87%,Al2O3含量12.85%,其他杂质元素含量较少。
2 试验结果与讨论
2.1 辊压破碎试验
通过总结以往高压辊磨的破碎效果,设定设备参数初始辊间隙15 mm、初始压力5.0 MPa,进行高压辊磨破碎验证试验。常规破碎产品和辊压产品粒度筛析结果见表2,绘制粒度特性曲线见图1。
从表2可以看出,常规破碎产品中物料主要集中在10~6 mm粒级,占比39.21%,辊压产品集中在-2 mm粒级,占比53.06%。辊压产品-5 mm 粒级含量从常规破碎的41.38%提高至74.06%,增加了32.68 个百分点,-1 mm粒级含量从12.44%增加到34.18%,提高了21.74个百分点。
从图1可以看出,常规破碎产品经过高压辊磨破碎后,粒度曲线明显上移,说明辊压产品中细粒级含量增加,P80从8.2 mm降低至6 mm。
2.2 浮选优化试验
分别取常规破碎产品和辊压产品各24 kg,破碎到-2 mm。在破碎矿样时,为防止污染,可以先取少量待破碎的矿样“清洗”破碎机,破碎的试样分别装袋贮存,每份试样1 kg,破碎的矿样经过3~5 次堆锥混匀缩分。称取代表性试验样品,以备使用,并以常规破碎产品来探索浮选最优参数。
2.2.1 磨矿曲线测定
为考察两种破碎产品的磨矿细度随时间的变化关系,利用实验室φ240 mm×90 mm 锥形球磨机磨矿,磨矿浓度66.7%,磨矿时间分别取6,7,8,9,10 min,然后用湿筛测定-0.074 mm粒级含量,结果见图2。
从图2可以看出,辊压产品磨矿曲线在常规破碎产品上方,说明辊压破碎产品较常规破碎产品更易磨。同时,随着磨矿时间的增加,两者的差值有逐渐降低的趋势,可知随着物料粒度变细,破碎方式对可磨性的影响逐渐降低。
2.2.2 磨矿细度条件试验
为考察磨矿细度变化对常规破碎产品浮选指标的影响,在相同的药剂制度下分别考察不同磨矿细度浮选指标差异。利用前述测定的磨矿曲线结果,结合现场工艺要求,磨矿细度控制在-0.074 mm 占60%~70%,选定磨矿细度-0.074 mm 分别占60%、63%、65%、67%、70%,采用1 粗1 扫流程进行浮选试验,粗选氧化钙用量500 g/t、MAC-12用量20 g/t、丁基黄药用量10 g/t,扫选MAC-12 用量10 g/t、丁基黄药用量5 g/t,浮选试验流程见图3,结果见表3。
从表3可知,随着磨矿细度的增加,粗精矿中铜、硫含量逐渐增加,尾矿中铜、硫回收率呈现先降后增的趋势。可见随着磨矿细度的增加,铜、硫矿物的解离度逐渐增加,原本包裹在脉石中的矿物被解离回收。但随着细度的进一步增大,部分铜硫矿物因过磨泥化导致回收率略有降低。磨矿细度增加,粗精矿产率也呈现下降趋势,当磨矿细度为-0.074 mm 占65%时,粗精矿产率5.14%,粗精矿中铜、硫品位分别达4.590%和23.070%,尾矿中铜硫回收率分别为11.960% 和5.370%,指标较好,故推荐磨矿细度-0.074 mm占65%。
2.2.3 氧化钙用量条件试验
为探索合适的氧化钙用量,在磨矿细度-0.074 mm占65%条件下,采用1粗1扫浮选流程,在粗选MAC-12 用量20 g/t、丁基黄药用量10 g/t,扫选MAC-12 用量10 g/t、丁基黄药用量5 g/t,氧化钙用量分别为500,750,1 000,1 250 g/t 条件下,考察氧化钙用量对浮选指标的影响,结果见表4。
从表4 可知,随着氧化钙用量的增加,粗精矿铜、硫含量均呈下降趋势,尾矿中铜回收率先降后增。综合铜、硫品位和回收率指标,推荐氧化钙用量1 000 g/t,此时,粗精矿产率5.35%,铜、硫品位分别达4.310% 和22.460%,尾矿铜、硫回收率分别为10.583%和4.676%。
2.3 浮选开路对比试验
通过以上条件试验,确定浮选采用1粗1扫流程,磨矿细度-0.074 mm 占65%,氧化钙用量1 000 g/t,粗选MAC-12 用量20 g/t、丁基黄药用量10 g/t,扫选MAC-12 用量10 g/t、丁基黄药用量5 g/t,对比常规破碎产品和辊压产品的浮选指标差异,结果见表6。
从表6可知,相同浮选条件下,常规破碎产品粗精矿产率5.35%,铜、硫品位分别为4.31%和22.46%,铜、硫回收率分别为74.382%和79.053%。辊压产品粗精矿产率5.74%,铜、硫品位分别为4.76%和23.06%,回收率分别为88.137%和87.082%。可见,该铜矿经过高压辊磨破碎后,在后续磨矿过程中可以获得更高的解离度,更有利于铜、硫金属的富集回收,粗精矿产率提高0.39 个百分点,铜、硫品位分别提高0.45 和0.60个百分点,回收率分别提高13.755和8.029个百分点。
3 结 论

(1)国内某低品位铜矿铜含量0.31%、硫含量1.52%,脉石以硅铝氧化物为主,其中SiO2 含量66.87%,Al2O3含量12.85%,属于低品位铜矿石。

(2)辊压破碎试验表明,常规破碎产品经破碎后P80 从8.2 mm 降 低 至6.0 mm,-1 mm 粒 级 含 量 从12.44%增加到34.18%,提高21.74 个百分点,细粒级含量显著增加。

(3)浮选条件优化试验表明,提高磨矿细度有利于目的矿物的解离,在一定范围内可提高浮选品位和回收率。氧化钙用量会影响浮选粗精矿产率,有利于提高浮选回收率。MAC-12 捕收剂对铜硫矿物的捕收能力更强,提高MAC-12 用量占比有利于提高浮选回收率。综合对比,推荐浮选条件:磨矿细度-0.074 mm 占65%,氧化钙用量1 000 g/t,粗选MAC-12 用量20 g/t、丁基黄药用量10 g/t,扫选MAC-12用量10 g/t、丁基黄药用量5 g/t。

(4)浮选对比试验表明,在相同浮选条件下,常规破碎产品可获得产率5.35%,铜、硫品位分别为4.31%和22.46%,铜、硫回收率分别为74.382%和79.053%的粗精矿。辊压产品可获得产率5.74%,铜、硫品位分别为4.76% 和23.06%,回收率分别为88.137%和87.082%的粗精矿。粗精矿中铜、硫品位分别提高0.45 和0.60 个百分点,回收率分别提高13.755和8.029个百分点。

参考文献(略)
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