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文档简介
1、选矿生产线采用充气浮选机的工艺流程九 ' 发布日期:2012-02-16全部改用充气浮选机。原矿性质。前几年由于处理矿量逐年增加。铜回收率:92.57%。回收率,充气浮选机在选矿厂的应用研究与实践。关键词:充气浮选机,原矿性质,处理矿量,回收率中国有色集团抚顺红透山矿业有限公司(原红透山铜矿)已具有50年的生产经历,为采、选、冶联合企业。目前,矿山保有地质储量900万吨,选矿各项经济技术指标都达到了历史较好水平,铜回收率:92.57%;锌回收率:73.22%;硫回收率:73.50%。前几年由于处理矿量逐年增加,矿石性质随着开采深度的变化也发生着变化,原浮选设备已不适应选别工艺的要求,导
2、致生产 指标下降。通过对充气式浮选机的研究和原浮选设备的对比分析,铜、锌、硫浮选设备全部改用充气机械搅拌式浮选机,提升 了设备装备水平,改善了技术作业条件,使三种产品的回收率得到大幅度提高,取得了较好的经济效果。1原矿性质抚顺红透山矿业有限公司为典型的铜、锌多金属硫化矿石,矿床类型为中温热液充填交代矿床,并以充填为主交代为辅。矿石中主要金属矿物有黄铁矿、磁黄铁矿、黄铜矿和闪锌矿等,主要脉石矿物有绿泥石、石英、绢云母、透闪石、角闪石、绿 帘石和方解石等。矿石中铜、锌与铁的硫化物致密共生,闪锌矿、黄铜矿沿黄铁矿裂隙充填交结,具有交代溶蚀作用,黄铜矿呈点滴状分布在闪 锌矿中,矿石中的黄铜矿、闪锌矿、
3、磁黄铁矿嵌布紧密。黄铁矿、黄铜矿、闪锌矿、磁黄铁矿均赋存于石英一绢云母片麻岩中。 毕业论文,回收率。毕业论文,回收率。黄铁矿、闪锌矿、磁黄铁矿以粗粒为主,黄铜矿以细粒为主,粗粒较少。金属矿物嵌 布极不均匀。2生产工艺流程抚顺红透山矿业有限公司选矿厂采用的是两段磨矿、优先浮选工艺流程,即两段连续磨矿、优先选铜、铜尾选锌、锌尾选硫的 优先浮选工艺。此工艺于 1991年7月改造并投入运行后,比较适合选矿厂的选矿生产。经过几次局部改造后,各项技术指标都 取得了较好的效果。工艺流程详见图一 1二段眸矿锌精if工艺流程图图一13改造前存在的问题优先选铜浮选工艺的最初设计生产能力1400t/d,为了发挥规模
4、效益,以适应市场经济的发展,选矿厂的处理矿量逐年增加,由优先浮选改造之初的40多万吨/年扩大到60多万吨/年。处理矿量的增加造成浮选设备生产能力不足,导致原有的设备配置与生产作业量不匹配,进而导致选矿工艺条件达不到要求,最终影响选矿生产指标,通过对前几年的指标统计分析(见表一1)可说明浮选时间短和浮选设备生产能力的不足。历年来主要技术指标统计表-1年份矿量(万吨)原矿品位(% )回收率(%)改造情况铜锌硫铜锌硫9448.51.4492.58421.30489.5571.4870.889551.931.4912.46620.43290.5072.771.64增加4台浮选机9654.211.462
5、.44420.51589.670.5867.459756.821.4772.40820.38690.5170.468.119861.771.4662.53221.91190.1471.769.519962.621.5072.5220.69189.947169.14200061.71.592.2819.95090.2672.469.09200164.71.5292.5520.93791.0472.5170.65200264.881.572.47920.22891.1672.1262.92200364.451.6052.40020.74891.4172.3372.7200457.81.6592.3
6、2421.20691.5571.5271.95200553.51.6182.28720.70092.3571.2971.87铜浮选机改造后200655.11.5512.24719.79792.6973.5973.13锌、硫浮选机改造后200758.41.4632.30520.65092.5773.2273.5为了解决铜回收率低的问题,在 95年进行了一次延长选铜浮选时间的改造,增加四台10m3机械搅拌式浮选机,延长浮选时间10分钟,铜回收率比上年提高 1%。2001年以后,由于铜原矿品位的上升,使铜回收率有所提高。3.1铜尾产品考查分析对不同处理矿量条件下铜尾矿镜下考查结果见表-2。铜尾单体解
7、离测定结果表-2总台时量(t/h )品位()单体铜连生体()(%)铜一脉铜一锌其它合计 (% )74.380.2435.3132.3720.511.8210054.360.13323.3559.0711.376.21100铜尾对比分析表明:给矿量大时,铜尾单体损失增加,充分说明浮选时间不足和浮选机效率低,不能充分回收单体铜,采用高效浮选机和延长浮选时间是回收单体铜的有效途径。3.2原机械搅拌式浮选机的缺点在引用充气式浮选机之前,浮选设备一直使用老式的机械搅拌式浮选机。 通过多年的生产实际,发现该浮选机存在很多缺点:1) 浮选机底部存在一定的死区,矿浆不循环,根据实测,处理能力降低 10%左右,
8、效率较差;2)矿浆循环性能差,矿化程度低;3) 液面不稳定,4 )充气量小,泡沫层薄;5)能耗较高。因此,原机械搅拌式浮选机已不适应目前的生产工艺,是影响技术指标的主要原因。4充气式浮选机的结构及特点北京矿冶研究总院经过多年的研制,生产出了新式充气机械搅拌式浮选机,分别是XCF和KYF两种浮选机。在多家矿山应用后,取得了较好的经济效果。4.1结构特点XCF和KYF浮选机是充气搅拌式浮选机的一种,该浮选机采用“U”型槽体、空心轴充气和悬挂定子,尤其是采用了一种新式叶轮。毕业论文,回收率。这是一种叶片后倾一个角度的锥形叶轮,类似于高比转速的离心泵轮,扬送矿浆量大、压头小、功耗低且结构简单。在叶轮腔
9、中还装置了多孔圆筒形空气分配器,使空气能预先均匀地分散在叶轮叶片的大部分区域,提供了较大的矿浆空气接触界面。4.2工作原理在浮选机工作时,随着叶轮的旋转,槽内矿浆从四周经槽底由叶轮下端吸到叶轮叶片之间,同时,由鼓风机给入的低压空气经风道、空气调节阀、空心主轴进入叶轮腔的空气分配器中,通过分配器周边的孔进入叶轮叶片间,矿浆与空气在叶轮叶片间进行充分混合后,从叶轮上半部周边向斜上推出,由安装在叶轮四周斜上方的定子稳定和定向后,分散到整个槽子中。气泡上升 到泡沫稳定区,经过富集过程,泡沫由刮板挂出,进入泡沫槽。还有一部分矿浆向叶轮下部流去,再经叶轮搅拌,重新混合成 矿化气泡,剩余的矿浆流向下一槽,直
10、到最终成为尾矿。4.3设备的优点、充气量大,气体弥散均匀;、能耗低,节能显著,比一般浮选机可节电30%-50%、结构简单,易于维修;、矿浆循环性能好,药剂消耗少;、叶轮起离心泵作用,使固体在槽内保持悬浮状态;、停车后不放矿亦可以顺利启动;、具 有先进的矿浆液面控制系统,便于操作和调节;、U型槽体,减少短路循环。5充气式浮选机的应用通过多次技术论证和分析,将原浮选设备改为XCF和KYF充气机械搅拌式浮选机的改造方案,在技术上是可行的,在经济上是合理的,利用两年的时间,先后对铜浮选设备、锌浮选设备和硫浮选设备进行了更新换代,全部采用了XCF和KYF充气机械搅拌式浮选机。5.1铜浮选设备改造方案将原
11、有18台粗扫选浮选机全部拆除,新安装 20台10m3充气浮选机,增加2台,形成每个系列4:3:3配置方案,即更新了设备 又延长了浮选时间。铜浮选改造投入生产后,浮选时间得到延长,强化了选别过程。同时充气式浮选机空气分散好,浮选液面稳定,这些特点有利于技术指标的提高。投产以来运行稳定,同期对比,铜回收率提高1.26%,铜精矿质量也相应提高,统计指标见表-3。毕业论文,回收率。铜浮选改造前后指标对比表-3时间处理矿量(万吨)铜原矿品位(%)铜精矿品位(%)铜回收率()2004 年11月一2005 年9月(改后)49.11.62620.81592.562003 年11月一2004 年9月(改前)55
12、.61.66720.64891.31)指标效益54(万吨)X 1.626%X 1.26%X 2.5 万元=276 万元2)备件费改造后每年多消耗四套水轮盖板,增加备件费2.4万元。3)电费改造后铜浮选增容119kw,每年增加电费:119 X24 时X 340 天X 75%X 0.4 元/度=29.1 万元。与前期相比,多收铜含量 110吨,年多创效益244.5万元,取得显著成绩。毕业论文,回收率。另外,充气式浮选机易损件少, 检修方便,维护费用低。5.2锌、硫浮选设备改造方案23台浮选机全部拆除,安装充气式浮选机25台根据铜浮选设备改造成功方案,对锌、硫浮选设备进行改造。将原有的锌浮选形成粗扫
13、选4: 2: 2配置;硫浮选部分,粗选区不动,扫选11台机械式浮选机更换为12台充气式浮选机,形成粗、扫选每个系列4:2:2配置方案。锌、硫浮选设备改造投入生产后,取得了与铜浮选相同的效果,同期对比,锌回收率提高2.97%,硫回收率提高1.94%,统计指标见表-4和表-5。另外,易损件磨损小,其费用可节约 70%-80%矿浆循环性能好,药剂消耗少,可降低耗量 10%15%毕 业论文,回收率。锌浮选改造前后指标对比表-4时间处理矿量(万吨)锌原矿品位(%)锌精矿品位(%)锌回收率(%)2005 年9月一2006 年6月(改后)5 0.492.26149.25672.392004 年9月一2004 年6月(改前)4 8.462.29249.7169.84硫浮选改造前后指标对比表-5时间处理矿量(万吨)锌原矿品位(%)锌精矿品位()锌回收率(%)2005 年9月一2006 年6月(改后)5 0.4920.3138.4972.832004 年9月一2004 年6月(改前)4 8.4620.62438.17670.71效益计算:锌 504930 吨X 2.261%X 2.55% X 2.5 万元/ 吨=727.80 万元硫 504930 吨 X 20.310%X 2.12%* 3
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