湖北某铜矿选厂工艺技术改造

邓春华

（长沙有色冶金设计研究院有限公司，湖南 长沙 410019）

铜在国民经济发展中具有重要的战略地位，铜矿资源更是不可再生的短缺资源[1]。硫化铜矿的浮选是获取铜金属的重要粗加工环节，而硫化铜矿物的浮选主要是将硫化铜矿物与硫化铁矿物及脉石分离。因此,提高铜硫浮选分离[2-4]的效果具有重要的意义。湖北省某铜矿始建于2003年1月的单一的铜矿山企业。通过历年多次扩建和技术改造，扩建后形成采选处理能力为1200t/d。矿山采用地下开采方案，形成两套供矿系统：分别为竖井提升系统和斜井提升系统。其中，斜井供矿的提升能力为300t/d～400t/d，竖井供矿提升能力为800t/d～900t/d。自建厂以来,由于生产工艺流程不合理，以及主要设备的落后与老化，存在破碎产品粒度过大，磨浮系统能力偏小，浮选时间不够，流程不通畅，现场跑冒滴漏情况严重，设备的规格、数量不够等问题，造成生产流程不稳定，处理能力低，生产指标不理想等问题。为此，矿山企业针对现存在的问题进行碎矿系统、磨浮系统等多项选矿技术改造。改造后，生产能力提高到1600t/d，有效的利用了矿产资源，提高了矿山的经济效益和社会效益。

1 矿石性质

湖北省某铜矿矿床的矿石类型主要是含铜花岗闪长斑岩，其次为含铜砂质页岩。

矿石中主要的金属矿物为黄铜矿[5]、黄铁矿、褐铁矿、白铁矿；次为闪锌矿、辉钼矿、磁黄铁矿、辉铜矿、斑铜矿、铜蓝、黝铜矿、自然金、银金矿，脉石矿物主要为斜长石、石英、角闪石等。原矿的化学成分分析结果见表1。

选矿回收的目的铜矿物主要以黄铜矿的形式存在，原矿平均品位Cu0.6%～0.7%，S1%～3%。

表1 化学成分分析结果 /%

2 生产工艺中存在的问题

2.1 碎矿工艺流程存在的问题

原设计处理原矿为1200t/d，最大给料粒度450mm，采用一台型号为980mm×1240mm槽式给料机给料，粗碎为一台PEZ400×600颚式破碎机，处理能力不能满足1600t/d生产能力的要求。

粗碎后的矿石经№1胶带输送机（带宽B=650mm）输送到PYB1200圆锥破碎机，圆锥破碎完之后通过№2胶带输送机（带宽B=650mm）将物料送至粉矿仓上部的振动筛进行检查筛分，筛上物料通过№3胶带输送机（带宽B=650mm）返回到PYB1200圆锥破碎机进行破碎，筛下物料直接进入粉矿仓。

由于PYB1200圆锥破碎机紧边排矿口设置过大，造成破碎完之后产品粒度偏大（一般-25mm～30mm），将负荷全部压在球磨机上，违背了“多碎少磨”的原则，造成能耗一直偏高，生产成本居高不下。

粉矿仓直径为10m，设计容积500m3，物料进粉矿仓为单点卸料，造成细矿仓有效容积减少，实际存矿量只有700t～800t，存矿时间约为18h。因此，粉矿仓不能很好的衔接粗碎和磨矿作业。

2.2 磨矿工艺流程存在的问题

现有设备处理能力为600t/d，共分成两个系列。单系列格子型球磨机和螺旋分级机形成闭路磨矿分级流程，磨矿采用一段磨矿流程，控制磨矿细度-200目65%左右。

格子型球磨机2台，规格Ф2.1×3.0m，安装功率210kW。沉没式螺旋分级机2台，规格2FLC-1200，安装倾角：22.3°。

选厂扩能后，生产规模由600t/d增加到1600t/d，现有的设备和设施均不能满足要求。格子型球磨机和螺旋分级机形成闭路磨矿分级流程。但是由于分级机安装倾角过大，导致溢流跑粗（溢流细度-200目50%），返砂无法返回情况严重，造成浮选粒度过粗，影响浮选效果，并带来能耗和钢耗增加的不利影响。

2.3 浮选工艺流程存在的问题

选矿厂生产的浮选流程采用优先浮选流程，优先浮选铜矿物。原矿中函硫较高，由于硫精矿生产指标不高，且销路不好，生产中未单独产出硫精矿，硫在浮选浮选尾矿中直接排入尾矿库。工艺流程图见图1。

图1 原有选矿工艺流程图

主要浮选设备：

粗扫选采用6A型浮选机共计16槽，单槽有效容积2.8m3。

精采用5A型浮选机共计6槽，单槽有效容积1.1m3。

由于进入浮选流程的物料粒度较粗，生产流程过短，粗选和精选设备配置不合理，矿石性质变化频繁，生产水质不理想等原因，造成生产不稳定，生产指标不好，回收率偏低。

2.4 药剂制度存在的问题

原有选矿厂的药剂种类为：石灰、黄药、松油等，药剂的添加方式为人工手动添加。

由于药剂制度的不合理性，造成药剂添加不稳定，波动大，导致浮选作业生产不稳定，生产指标时好时坏，难以实现持续稳定的给药。

技改前现场生产指标结果见表2。

表2 技改前生产指标 /%

3 生产现场技术改造

3.1 碎矿系统的改造

（1）针对现有设备能力不足的情况，对主要设备进行更换，更换包括：原矿给料机、颚式破碎机、细碎圆锥破碎机、振动筛、皮带给料机以及3条胶带输送机。通过调整颚式破碎机和细碎圆锥破碎机排矿口，科学合理的分配各段破碎比，平衡各段做的负荷，充分发挥破碎机的性能，提高处理能力。

（2）对筛孔尺寸进行调整，将原有的32mm×36mm筛孔改为14mm×36mm筛孔，筛分效率85%，严格控制破碎产品粒度，实现“多碎少磨”的特点，提高破碎能力。

（3）由于原有细碎车间、筛分车间厂房老化严重，改造后新增细碎车间，对原有筛分车间进行加固处理。

（4）原有粉矿仓容积小，改造后新增一个直径为10m的圆形矿仓，有效容积820m3，可堆存矿石1300t，储矿时间20h。

（5）原有选厂碎矿系统没有连锁控制，各缓冲矿仓、粉矿仓中料位计无法使用，料位信号没有与破碎车间连锁。改造后，对碎矿系统设置连锁控制系统，对系统内各设备的开、关机实现连锁控制，料仓内增设料位计，将料位信号反馈到碎矿系统的连锁控制系统内。

3.2 磨浮系统的改造

（1）替换原有的湿式格子型球磨机为溢流型球磨机，磨机的规格：MQYφ2700×3600，2台，单台装机功率400Kw，单台处理能力为845.52t/h，两台磨机的负荷率94.5%。

（2）将Ф1.2m沉没式双螺旋分级机改成水力旋流器，与溢流型球磨机形成闭路磨矿。规格为FX500-GT-S1X2，严格控制溢流细度为-0.074mm占65%。

（3）新增1#渣浆泵，用于水力旋流器给矿,渣浆泵的处理能力：单台流量Q=130m3/h～200m3/h，矿浆重量浓度：C=55%，磨矿细度：-200目占65%，矿浆比重1.55t/m3，几何扬程：H0=25m～30m。

（4）修改原则流程，将原有的优先浮选流程改成铜硫混浮再铜硫分离的原则流程，改造后原则选矿工艺流程图见图2。

图2 改造后选矿工艺流程图

（5）更换所有的浮选机，铜硫混浮粗扫选选用充气机械搅拌式浮选机，规格型号为XCFⅡ/KYFⅡ-8m3，一共18槽。铜硫混浮精选和铜硫分离浮选作业之后选用充气机械搅拌式浮选机，规格型号为XCFⅡ/KYFⅡ-2m3，一共26槽。为取得较好的浮选效果，配置了鼓风机给浮选机充气。

（6）增加一套控制系统，控制内容包括：球磨机的给料、给水自动控制及调节；渣浆泵变频调速并与泵池液位信号连锁；渣浆泵变频信号与旋流器给料压力连锁控制；旋流器的分级粒度、浓度检测，并根据粒度、浓度参数自动调整相应的工艺参数。

3.3 药剂系统的改造

在磨浮厂房内设置新的药剂制备间和给药室，采用高位给药方式将药剂送入给药点。药剂种类为：碳酸钠、硫化钠、丁基黄药、Z-200和2#油五种，其中Z-200和2#油采用原液添加，碳酸钠、硫化钠和丁基黄药制备成10%浓度后添加。

新增一套药剂自动控制系统，药剂添加采用全自动给药机进行自动控制浮选加药量，每个加药点的药剂用量可在中央控制室进行显示和调整。

4 结语

（1）碎矿系统经过技术改造后，通过较为合理的分配各破碎段的破碎比，适当的调整筛孔尺寸，控制最终破碎产品粒度-12mm占95%，真正的实现了“多碎少磨”，降低了碎矿产品的能耗，破碎系统日处理能力由1200t/d提升到1600t/d。

（2）通过替换现有的球磨机，采用高铬合金球，提高球磨机的填充率，将Ф1.2m沉没式双螺旋分级机改成直径为500mm的水力旋流器，使磨机的处理能力由1200t/d提高到1600t/d。

（3）将优先浮选流程改成铜硫混浮再铜硫分离的浮选流程，更换现有的浮选机，铜精矿品位19.11%～21.32%，回收率86.44%～89.70%。与铜优先浮选工艺相比，铜硫混浮再分离工艺选矿指标铜精矿品位提高2%，回收率提高了3%～6%。

（4）新增药剂自动控制系统，全自动给药机进行自动控制浮选加药量，实现了给药系统均匀、连续、自动给药，降低了药剂用量，节省了要是使用成本，且使浮选指标得到进一步的提高。

（5）综上所述，经过一系列的技术改造后，选矿产的日处理能力由1200t/d提升到1600t/d，铜精矿品位19.11%～21.32%，回收率86.44%～89.70%，药剂消耗和钢耗降低明显，实现了企业扩产增容，节能降耗的要求，取得了较好的选矿经济及技术指标，年可增加经济效益约400万元。