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摘 要：根据渣选车间所处理的转炉渣与闪速炉渣混和物料，围绕提高混合渣选矿指标，我们从磨矿细度、药剂优化、浮选浓度及流程结构优化等方面进行试验研究，使该车间在生产中达到了设计指标，并稳定了该炉渣选矿指标。
关键词：选矿；混合渣；工艺矿物学；选矿指标；铜精矿
1. 引言
江西某冶炼厂渣选车间系统设计所处理的是转炉渣与闪速炉渣混和物料，其选矿工艺流程的选择、工艺参数的确定以及主要设备的选型都是参考同类选厂的生产实践进行的。目前该系统因尾矿浓缩过滤问题对磨矿浓细度进行调整等原因，出现选矿指标波动并且在生产中未能达到设计指标。为此我们开展了稳定该炉渣选矿指标试验研究。
本试验主要是围绕提高混合渣选矿指标，从磨矿细度、药剂优化、浮选浓度及流程结构优化等方面进行试验研究。
2. 试样性质
本研究试验物料是从渣选厂现场选取电炉渣和转炉渣，按4：1的比例混合而成的。将电炉渣和转炉渣分别破碎至-2mm后，用功指数磨机干磨至-200目约50%，分别混匀缩分出电炉渣80千克和转炉渣20千克，再将两者混合混匀缩分成1千克/份装袋作为试验试样。剩余电炉渣和转炉渣样分别装袋备用。电炉渣、转炉渣和混合渣的铜品位分析结果见表1。混合渣化验的铜品位为1.37%、按电炉渣和转炉渣4：1比例测算出来的铜品位为1.422%。
工艺矿物学研究结果表明：电炉渣中硫化铜矿物结晶粒度偏细（-0.020mm粒级的占有率超过70%）， 只有细磨才能将其中的铜矿物充分解离；另一方面，物料中也存在一部分结晶粒度较粗的铜矿物可在较粗磨矿细度下被解离出来，尤其是在转炉渣中，除了含有部分较粗粒度的金属铜结晶外，在硫化铜矿物中，结晶粒度大于0.204mm的占有率接近40%，大于0.043mm的占有率高达75%左右，过分细磨可能会使该部分铜矿物的过粉碎程度加剧而对选别不利。
3. 磨矿时间与细度关系
在磨矿浓度为75%条件下所-200目约占50%的试样进行磨矿试验。
表2结果表明：混合渣较一般矿石难磨，尤其进一步细磨更难。经过26分钟磨矿后才能达到现场磨矿细度-325目占70%左右，而达到设计所要求的细度-325目占90%却需要35分钟。
本次试验将粗一、粗二浮选时间分别定为2分钟和6分钟：本试验确定粗一作业Z-200用量为9 g/t、2#油用量为6g/t：本试验综确定粗二作业Z-200用量为18g/t、2#油为12g/t。
4. 闭路1试验
闭路1试验是为了获得模拟现场工艺流程及条件下的试验指标。
磨矿细度-325目占70%、浮选浓度为45%，采用现场工艺流程结构。试验结果见表3。
闭路1试验结果表明：当精1尾矿和扫1、扫2精矿合并返回粗1作业后，精礦1品位下降较大，只有22.18%，严重影响了整个铜精矿品位指标。总的铜精矿品位和回收率分别只有19.82%、85.21%，指标不理想。
5. 闭路2试验
闭路2磨矿细度由-325目占70%提高到90%，试验结果如下：
闭路2试验结果显示：当磨矿细度由-325目占70%提高到90%时，精矿2品位提高明显，从17.84%提高到24.05%，回收率也有所提高；试验获得了铜品位21.25%、回收率为87.22%的混合精矿。与闭路1流程试验结果相比，铜景况品位提高1.37个百分点、回收率提高2.01个百分点。
6. 闭路3试验
闭路3试验是为了了解改变中矿返回地点、调整工艺流程结构的选矿指标。闭路试验结果见表 5。
试验获得了铜品位为25.02%的混合精矿，铜回收率为87.13%，达到了预期目的。与现工艺的闭路流程试验1比较，品位提高个5.20百分点，回收率提高1.92个百分点。
7. 闭路4试验
闭路5试验是在磨矿细度-325目占90%、浮选浓度为55%条件下，采用调整流程结构，按中矿顺序返回进行的。闭路试验结果列于表6。
试验获得了铜品位为24.49%的混合精矿，铜回收率为86.98%。与闭路1试验比，品位提高了4.67个百分点，回收率提高了1.77个百分点。
8. 小结
⑴ 转炉渣中的铜以金属铜为主，粒度粗、容易解离，铜品位较高；电炉渣中的铜以硫化铜为主，含铜硫化物粒度极细并与其它组分共生密切，难解离，铜品位较低。
⑵ 电炉渣与转炉渣不同的参比，组成矿样的铜品位不一样，其药剂制度也有所不同。以电炉渣与转炉渣4：1组成的混合样，铜品位为1.37%，较佳的药剂制度为：Z-200+2#油粗一9+6（g/t，下同）、粗二18+12、扫一12+9、扫二9+6；以电炉渣与转炉渣1：6组成的验证样，铜品位为4.15%，较佳的药剂制度为：Z-200+2#油粗一21+12、粗二24+18、扫一18+12、扫二12+9。
⑶ 适宜的浮选浓度：混合样为45～55%、验证样为45%。混合样浮选浓度由45%提高到55%时，无论磨矿细度粗细，精矿品位均呈上升趋势、回收率均呈下降趋势，选矿效率基本相当，但随着浮选浓度进一步提高到65%时，其精矿品位和回收率均呈双双下降趋势，故混合样较佳浮选浓度为45～55%。
⑷ 适宜的磨矿细度：混合样为-325目90%、混合样磨矿细度-325目由60%提高到90%时，铜精矿品位从17.39%逐步提高到24.06%、回收率从69.99%逐步提高到77.63%，呈双双上升趋势，故混合样较佳磨矿细度为-325目90%。
⑸ 混合样由于其原矿品位低，为确保铜精矿品位达标，扫选泡沫和精一尾矿合并形成的中矿宜返回粗二；而验证样原矿品位高，为确保回收率，中矿宜返回粗一。
参考文献
[1] 王国军.内蒙金峰铜业铜转炉渣选矿生产实践，2010，33（1）：26-27
[2] 韩伟.铜冶炼转炉渣选矿工艺研究与设计[J].铜业工程，2013，26（1）：25-27
[3] 张代林.从工艺矿物学分析转炉渣选矿存在是问题及对策[J].金属矿山，2009，（11）
[4] 陈江安，龚恩民，李晓波，刘俊，等.江西贵溪铜冶炼厂转炉渣选矿工艺研究[J].江西理工大学学报，2013，30（3）
[5] 金锐，王景双，龙秋容，等.复杂铜冶炼渣浮选试验研究[J].江西有色金属，2009，23（1）
[6] 蒋志远.絮凝剂净化黄铜矿选矿尾矿回水的工业生产实践[J].有色金属（选矿部分），2011，01（4）
关键词：选矿；混合渣；工艺矿物学；选矿指标；铜精矿
1. 引言
江西某冶炼厂渣选车间系统设计所处理的是转炉渣与闪速炉渣混和物料，其选矿工艺流程的选择、工艺参数的确定以及主要设备的选型都是参考同类选厂的生产实践进行的。目前该系统因尾矿浓缩过滤问题对磨矿浓细度进行调整等原因，出现选矿指标波动并且在生产中未能达到设计指标。为此我们开展了稳定该炉渣选矿指标试验研究。
本试验主要是围绕提高混合渣选矿指标，从磨矿细度、药剂优化、浮选浓度及流程结构优化等方面进行试验研究。
2. 试样性质
本研究试验物料是从渣选厂现场选取电炉渣和转炉渣，按4：1的比例混合而成的。将电炉渣和转炉渣分别破碎至-2mm后，用功指数磨机干磨至-200目约50%，分别混匀缩分出电炉渣80千克和转炉渣20千克，再将两者混合混匀缩分成1千克/份装袋作为试验试样。剩余电炉渣和转炉渣样分别装袋备用。电炉渣、转炉渣和混合渣的铜品位分析结果见表1。混合渣化验的铜品位为1.37%、按电炉渣和转炉渣4：1比例测算出来的铜品位为1.422%。
工艺矿物学研究结果表明：电炉渣中硫化铜矿物结晶粒度偏细（-0.020mm粒级的占有率超过70%）， 只有细磨才能将其中的铜矿物充分解离；另一方面，物料中也存在一部分结晶粒度较粗的铜矿物可在较粗磨矿细度下被解离出来，尤其是在转炉渣中，除了含有部分较粗粒度的金属铜结晶外，在硫化铜矿物中，结晶粒度大于0.204mm的占有率接近40%，大于0.043mm的占有率高达75%左右，过分细磨可能会使该部分铜矿物的过粉碎程度加剧而对选别不利。
3. 磨矿时间与细度关系
在磨矿浓度为75%条件下所-200目约占50%的试样进行磨矿试验。
表2结果表明：混合渣较一般矿石难磨，尤其进一步细磨更难。经过26分钟磨矿后才能达到现场磨矿细度-325目占70%左右，而达到设计所要求的细度-325目占90%却需要35分钟。
本次试验将粗一、粗二浮选时间分别定为2分钟和6分钟：本试验确定粗一作业Z-200用量为9 g/t、2#油用量为6g/t：本试验综确定粗二作业Z-200用量为18g/t、2#油为12g/t。
4. 闭路1试验
闭路1试验是为了获得模拟现场工艺流程及条件下的试验指标。
磨矿细度-325目占70%、浮选浓度为45%，采用现场工艺流程结构。试验结果见表3。
闭路1试验结果表明：当精1尾矿和扫1、扫2精矿合并返回粗1作业后，精礦1品位下降较大，只有22.18%，严重影响了整个铜精矿品位指标。总的铜精矿品位和回收率分别只有19.82%、85.21%，指标不理想。
5. 闭路2试验
闭路2磨矿细度由-325目占70%提高到90%，试验结果如下：
闭路2试验结果显示：当磨矿细度由-325目占70%提高到90%时，精矿2品位提高明显，从17.84%提高到24.05%，回收率也有所提高；试验获得了铜品位21.25%、回收率为87.22%的混合精矿。与闭路1流程试验结果相比，铜景况品位提高1.37个百分点、回收率提高2.01个百分点。
6. 闭路3试验
闭路3试验是为了了解改变中矿返回地点、调整工艺流程结构的选矿指标。闭路试验结果见表 5。
试验获得了铜品位为25.02%的混合精矿，铜回收率为87.13%，达到了预期目的。与现工艺的闭路流程试验1比较，品位提高个5.20百分点，回收率提高1.92个百分点。
7. 闭路4试验
闭路5试验是在磨矿细度-325目占90%、浮选浓度为55%条件下，采用调整流程结构，按中矿顺序返回进行的。闭路试验结果列于表6。
试验获得了铜品位为24.49%的混合精矿，铜回收率为86.98%。与闭路1试验比，品位提高了4.67个百分点，回收率提高了1.77个百分点。
8. 小结
⑴ 转炉渣中的铜以金属铜为主，粒度粗、容易解离，铜品位较高；电炉渣中的铜以硫化铜为主，含铜硫化物粒度极细并与其它组分共生密切，难解离，铜品位较低。
⑵ 电炉渣与转炉渣不同的参比，组成矿样的铜品位不一样，其药剂制度也有所不同。以电炉渣与转炉渣4：1组成的混合样，铜品位为1.37%，较佳的药剂制度为：Z-200+2#油粗一9+6（g/t，下同）、粗二18+12、扫一12+9、扫二9+6；以电炉渣与转炉渣1：6组成的验证样，铜品位为4.15%，较佳的药剂制度为：Z-200+2#油粗一21+12、粗二24+18、扫一18+12、扫二12+9。
⑶ 适宜的浮选浓度：混合样为45～55%、验证样为45%。混合样浮选浓度由45%提高到55%时，无论磨矿细度粗细，精矿品位均呈上升趋势、回收率均呈下降趋势，选矿效率基本相当，但随着浮选浓度进一步提高到65%时，其精矿品位和回收率均呈双双下降趋势，故混合样较佳浮选浓度为45～55%。
⑷ 适宜的磨矿细度：混合样为-325目90%、混合样磨矿细度-325目由60%提高到90%时，铜精矿品位从17.39%逐步提高到24.06%、回收率从69.99%逐步提高到77.63%，呈双双上升趋势，故混合样较佳磨矿细度为-325目90%。
⑸ 混合样由于其原矿品位低，为确保铜精矿品位达标，扫选泡沫和精一尾矿合并形成的中矿宜返回粗二；而验证样原矿品位高，为确保回收率，中矿宜返回粗一。
参考文献
[1] 王国军.内蒙金峰铜业铜转炉渣选矿生产实践，2010，33（1）：26-27
[2] 韩伟.铜冶炼转炉渣选矿工艺研究与设计[J].铜业工程，2013，26（1）：25-27
[3] 张代林.从工艺矿物学分析转炉渣选矿存在是问题及对策[J].金属矿山，2009，（11）
[4] 陈江安，龚恩民，李晓波，刘俊，等.江西贵溪铜冶炼厂转炉渣选矿工艺研究[J].江西理工大学学报，2013，30（3）
[5] 金锐，王景双，龙秋容，等.复杂铜冶炼渣浮选试验研究[J].江西有色金属，2009，23（1）
[6] 蒋志远.絮凝剂净化黄铜矿选矿尾矿回水的工业生产实践[J].有色金属（选矿部分），2011，01（4）