大山选矿厂降低石灰消耗工艺举措.docx

大山选矿厂降低石灰消耗工艺举措郭 株 辉 摘 要 : 分析了大山选矿厂历年石灰消耗状况 , 采取工艺 、技术措施 , 将石灰吨矿消耗控制在 5 kg/ t 以下 , 提高了选矿技术经济指标 。关键词 : 石灰 消耗 改进5 . 09 kg/ t (其中一段单耗为 3 . 8 kg/ t , 二段单耗 为 1 . 29 kg/ t ) 。石 灰 中 其 有 效 含 量 在 65 %以上 。在实际生产中 , 由于种种原 因 , 石灰单耗一直居高不下 , 现场操作中一 段矿浆 p h 值常常控制在 10 11 以上 , 致 使粗选段石灰消耗高达 4 5 kg/ t 以上 , 二 段作业石灰消耗也较大 , 矿浆中游离氧化钙 含量常达 6000g/ m3 左右 , 石灰用量达 4 kg/t 以上 , 一 、二段石灰总单耗最高的年份达 到8 . 84 kg/ t , 表 1 列出了从 19921996 年 历年来的石灰消耗情况 。大山选矿厂设计的浮选工艺为混合 优先分离两段浮选工艺 , 采用石灰作调整剂 , 其目的 主 要 是 在 一 段 用 作 矿 浆 p h 值 调 整 剂 , 在二段用作抑制剂进行抑硫浮铜 。由于 大山选矿厂是一个日处理矿石 6 万 t 的特大 型选矿厂 , 对石灰需求量相当大 , 为此 , 降 低石灰消耗 对 改 善 作 业 质 量 、提 高 技 术 指 标 、降低选矿成本意义十分重大 。生产现状原设计工艺 ,表 11大山选矿厂的石灰单耗为大山选矿厂历年石灰单耗年份1992 年1993 年1994 年1995 年1996 年原矿处理量 ( 万 t )石灰单耗 ( kg/ t )5878 . 848097 . 7410488 . 251277 . 38 . 2613345 . 5 c t p 单耗 ( g/ t ) 39 值范围 内 , 因 操 作 、调 节 性 差 、劳 动 强 度大 、管路阀门易堵而导致用量失控是造成石 灰单耗偏高的另一重要原因 。(3) 二段浮选能力偏低 、流程不畅 、浮 选充气量偏 小 、石 灰 添 加 点 不 规 范 是 造 成 一 、二段石灰消耗偏大的重要原因之一 。(4) 原 料 供 应 上 , 由 于 石 灰 供 应 厂 家 多 , 石灰质量普遍较差 (石灰中其有效含量 往往不到 40 %) 。(5) 工艺操作和管理上 , 存在观念不统 一的问题 , 对指导生产带来一些影响 。原因分析石灰单耗高 , 原因是多方面的 , 但归结 起来 , 主要是如下一些方面引起 。(1) 原设计一段矿浆 p h 值要求在 9 左 右 , 投产后 , 由于大型浮选机液面 “翻花”严重 , 现场操作中常常将矿浆 p h 值控制在10 11 以上 , 其作用是以增大矿浆粘性来 形成较稳定的泡沫层 , 同时还可减少粗精矿 产率以减轻对二段作业的压力 。(2) 由于石灰输送管路 、添加装置不完 善 , 一段矿浆 p h 值很难稳定控制在某一数2 德兴铜矿精细化工厂工程师 江西德兴 33422539 4 .1严格限制一段石灰用量 , 使矿浆 p h值控制在 9 左右首先 , 在观念上对工序质量要求进行正3几大问题石灰用量大给大山选矿厂生产带来几大问题 :(1) 一段矿浆 p h 值控制过高 , 不仅对 硫 、金 、银 、钼 等 有 价 元 素 的 回 收 指 标 有 害 , 而且给主金属铜矿物的回收带来不利影 响 。(2) 由于一 、二段石灰用量偏高 , 致使 硫的综合回收率大幅度下降 , 大量石灰进入二段尾矿 , 导致二段尾矿中硫难以被活化 ,无法实现正常选硫 。确引导 , 认清石灰用量大的危害 , 扭转操作上的 不 良 习 惯 ; 其 次 是 将 矿 浆 p h 值 下 调 后 , 通过增 大 起 泡 剂 用 量 ( 由 原 先 的 9g/ t左右上升到 15g/ t 以上) 改善了矿化条件 ,使泡沫层变厚 、变稳 , 有利于金属矿物的回 收 , 其中 , 硫的回收指标得到明显改善 (作 业回收率由原来的 60 %左右上升到 85 %以上) , 石灰单耗由原先的 45 kg/ t 下降到了3 kg/ t 左右 。4 . 2 针对二段流程特点 , 完善工艺手段采取 c tp 部分取代石灰工艺后 , 石灰 用量得到控制 , 作业条件得到改善 , 但随着一段工艺调整即通过下调矿浆 p h 值和增大 起泡剂用量后 , 含硫铁矿物回收上升 , 粗精 矿产率有所提高 , 加重了二段作业负荷 , 使 流程变得更为不畅 , 操作人员为了确保产品 质量 , 对石灰使用仍产生依赖心理 , 采取强抑的办法加大石灰消耗 , 结果造成二段铜尾 矿游离 cao 含量高而无法选硫 , 在石灰质 量不稳定时 , 更容易形成恶性循性 , 使用量 急剧上升 , 对回收率产生很大影响 , 针对上 述情况 , 采取了如下措施 :(1) 对不同性质的矿石 , 摸索并总结出 不同的工艺操作条件和经验 。(2) 对石灰添加点进行了规范 , 改善了 以往强抑强压的做法 , 增设了精选一石灰添 加点 , 使各点用量分配趋于合理 。(3) 针对二段能力不足 、泡沫发粘 、易 “跑槽”问题 , 采取改进消泡水和精矿输送 管以及添加少量煤油等办法来解决 , 大大缓 解了生产上的矛盾 , 收效显著 。(4) 对充气量偏低 、泡沫分层较差 、富 集比小等问题 , 采取调整风机电流 、疏通浮 选风管等办法加以改善 。通过以上措施 , 极大地改善了浮选作业 工序 , 在降低一段石灰消耗的同时 , 也使二(3) 石灰消耗的增加 ,对石灰供应及石灰乳制备带来一系列问题 , 质量难以确保 ,不但成本急剧上升 ,指标 。而且严重影响选别作业采取措施1995 年初 , 德兴铜矿与中南工 业 大 学 共同研究采用 c tp 低碱度铜硫分离新工艺 , 为降低石灰消耗找到了一条有效途径 , 该工 艺是在二段作业以 c tp 部分取代石灰作抑 制剂 , 以达到提高技术经济指标的目的 , 并 为最终对铜硫分离尾矿实现正常选硫创造条 件 。1995 年完成了工业试验 , 1996 年 1 月 开始将该工艺推广到工业生产 。c tp 工 艺 的应 用 , 使 生 产 中 的 石 灰 消 耗 被 取 代 了2 kg/ t 左 右 , 大 大 缓 解 了 石 灰 供 应 紧 张 局 面 , 全年节省药剂费用达 100 万元以上 , 切 实为降低石 灰 消 耗 迈 出 了 一 大 步 。尽 管 如此 , 但就全流程作业线而言 , 对解决石灰消 耗偏大问题还远未结束 , 工艺上的相关矛盾 还依然突出 , 主要表现为 : 一段矿浆 p h 值 过高 , 硫的作业指标没有明显改善 ; 二段作 业能力受限 , 流程不畅问题仍存在 , 操作人员对石灰的依赖心理较重 , 耗量较大 , 为了 进一 步 降 低 石 灰 单 耗 , 从 1997 年 初 开 始 , 针对现行工艺流程特点 , 采取了有效措施进 行工艺调整和工艺改进 。440 段消耗得到控制 , 适应了二段工艺操作 , 为正常选硫创 造 了 良 好 条 件 , 进 一 步 贯 彻 了c tp 工艺的实施 。4 . 3 对石灰乳输送管和添加方式进行改进原有石灰添加装置 、添加点易堵 , 且用 量不易控制 与 分 配 , 加 大 了 工 人 的 操 作 难度 , 为此对其进行了改进 , 变阀门式为抽屉式控制 , 通过 抽 屉 的 推 拉 改 变 石 灰 量 的 分 配 , 使 石 灰 量 的 控 制 得 到 极 大 改 善 , 浮 选 p h 值稳定 , 闸阀堵塞现象消除 , 避免了因失控而带来不应有的浪费 , 解决了生产上长 期悬而未决的一大难题 。同时 , 石灰乳输送 管改进后 , 达到了有备用管的目的 , 改变了 前后 3 万 t 工艺石灰分配不均的状况 。4 . 4 其它措施础上又下降了 3g/ t , 并 且 由 于 粗 选 段 石 灰用量下降 , p h 值下调后 , 改善了作业条件 , 有利于铜 、硫等有价元素的回收 , 1997 年 粗选 段 铜 的 作 业 回 收 率 为 86 . 03 % , 比1996 年铜回收率 83 . 88 %提高了 2 . 15 % ,这其中与选择合理的工艺条件和工艺措施是 分不开的 。表 2 列出了大山选矿厂近几年主 要生产指标情况 , 从表中看出 , 尽管 1996 年矿石氧化率比 1995 年低 0 . 8 % , 但铜的 回收 指 标 却 比 1995 年 高 出 1 . 11 % , 金 、银的回收指标不受氧化率影响的同时 , 也比1995 年分别高出 1 . 25 % 、11 . 71 % , 经济 效益非常显著 ; 而 1997 年在 1996 年的基础 上指标又进一步得到了改善 , 铜 、金 、银回 收指 标 分 别 比 1996 年 高 出 2 . 42 % 、0 .53 % 、3 . 92 % , 就金 、银这两项 , 即可增 加经济效益达 200 万元/ a 以 上 。在 指 标 得 到改善 的 同 时 , 由 于 改 变 了 以 前 “重 压 重 拉”的作业方式 , 药剂成本出现了大幅度下 降 , 与 1996 年 石 灰 单 耗 5 . 5 kg/ t 相 比 ,1997 年处理矿石 1425 万 t , 节约成本达 190万元以上 。一方面 , 对石灰原料质量进行把关 ,使原料供应与现场使用实现良性循环 。另一方面 , 加强工艺技术管理与考核 , 严把工序质 量关 , 控制好现场各个操作环节 。效果评价经过上述改进措施 , 1997 年石 灰 单 耗 降到了 4 . 64 kg/ t , c tp 单耗在 1996 年 基5表 2大山选矿厂近几年主要生产指标原矿品位 ( %)精矿品位 ( %)选矿回收率 ( %)原矿处理量矿石氧化率年份 ( 万 t ) cu au ag cu au ag cu au ag ( %) 1994199519961048127713340 .0 .0 .462 0 .450 0 .461 0 .2772872401 .1 .0 .12119524 .24 .24 .11 11 .10 11 .26 10 .26 37 .70 37 .30 40 .59805081 .80 .81 .68 63 .51 62 .62 64 .88 54 .88 52 .13 64 .4470415 .7 .7 .378000 1997 1425 0 . 460 0 . 248 1 . 05 24 . 39 10 . 11 44 . 94 84 .