现场技术改造—红透山铜矿

    红透山铜矿为适应矿石性质的变化，在合理选择磨矿地点，控制矿石的过磨与欠磨，强化浮选工艺等方面，进行了多次改革，使选矿工艺流程不断趋于完善，生产技术水平不断提高。
    1.矿石的工艺特点
    红透山铜矿属热液充填交代型，铜—锌、黄铁矿多金属硫化矿。矿物组成比较简单，金属矿物有黄铁矿、磁黄铁矿、闪锌矿和黄铜矿，脉石矿物以石英、斜长石、黑云母、角闪石、天青石等硅酸盐类为主。矿体深部矿石，在嵌布粒度和有用矿物相互嵌鑲结构方面有明显变化，即结构复杂，嵌鑲关系极为密切。
    在铜锌硫分选过程中，硫化铁是一种干扰矿物，只有解决硫的抑浮问题，铜锌的浮选才能顺利进行。
    选矿指标与原矿硫品位的关系   1977年至1980年生产技术指标统计分析表明，当工艺流程与技术操作条件基本一致时，选矿指标与铜原矿品位无明显关系，而与硫原矿品位直接相关。

    ε铜=96.986-0.839S+0.062S²-0.002S³

    β铜=16.5741+0.092S+0.0095S²-0.0003S³

    选矿效率=98.575-1.593S+0.086S²-0.002S³

    在原矿品位不变的情况下，原矿硫品位上升5%，铜回收率和选矿效率下降0.84%和1.0%。
    选矿指标与原矿中磁黄铁矿含量的关系：选矿指标不仅与原矿硫品位有关，同时，与原矿中磁黄铁矿含量有关。当原矿中磁黄铁矿含量增加5%，铜回收率和选矿效率分别降低3.06%和2.62%。

    选矿效率 = 115.096 – 4.058 + 0.206S² – 0.004S³

    下图1的曲线反映了选矿指标受硫原矿变化的影响程度。所以，欲提高铜锌的选矿指标，必须认真解决硫化铁的抑浮问题。

图1

    2.提高选矿指标的生产实践
    浮选原则流程的研究与改进    浮选工艺流程，是从铜硫直接优先浮选演变成铜硫部分混合浮选流程。多年生产实践表明，改进后的工艺流程对铜锌硫三种产品的技术指标均有明显改善（见下表）。[next]

    磨矿段数及磨矿地点的选择：该矿石中黄铜矿、闪锌矿和磁黄铁矿紧密共生，而且粗细不均，四种矿物单体解离度曲线如图2所示。从产品筛析和粒级回收率计算得知，原矿中金属多分布于细粒级别，-37微米级别中铜占58.56%，锌占58.16%，硫占54.38%。铜的总损失，以粗粒级为主，硫的损失则以细粒级为主。

图2

    为使磨矿产品恰如其份的达到各种矿物对粒度要求的最佳化，根据有用矿物嵌布特性，该矿的磨矿流程，从一段磨矿流程到二段磨矿流程，又发展到阶段磨矿阶段选别流程，使生产指标有明显提高。
    分离作业中矿单体解离度较差，仅只31.49~35.36%，损失于硫精矿中的铜多为连生体，因此，实行中矿再磨强化铜硫分离以后，中矿单体解离度提高到64.61~69.27%。由于再磨的作用，解吸药剂，清洗矿物表面，有利于抑硫浮铜，使铜回收率提高0.87%，精矿品位提高1.115%。
    3.浮选工艺的综合强化
    改变药剂添加地点   把黄药加入球磨机中，可以减轻某些离子对浮选的影响，提高铜的回收率。小型闭路试验，铜回收率提高1.47%，工业生产已经推广使用。
    丁基铵黑药用于铜硫分离浮选    原用丁基黄药和白灰浮铜抑硫，铜硫分离效果不佳。以丁铵黑药代替黄药，和白灰进行铜硫分离，收到明显效果。小型试验铜回收率高1.46%，精矿品位高1.233%。工业试验得到了相似的结果，药剂成本降低4%。
    提高浮选机转数，强化浮选过程    硫化铁易氧化，吸氧速度快，在铜硫混合浮选时，与铜争夺吸氧。因此，原矿硫品位高时，铜回收率下降。用硫铜品位比值为13.3的矿石，进行揽拌速度与充气量的试验，结果表明，铜回收率随着浮选机叶轮线速度的增加而上升。工业上把6A浮选机转数从280转/分增加到340转/分，混选铜的作业回收率提高0.69%。
    充气搅拌，降低锌精矿含铁   用充气的方法，加速黄铁矿、磁黄铁矿的氧化，降低其可浮性，在加拿大和日本都有应用。降低其可浮性，在加拿大和日本都有应用。充气搅拌的小型试验表明，锌浮游率明显提高，硫浮游率下降。工业上用自制的ф2000mm搅拌机四台，对锌浮选给矿浆进行连续充气搅拌，搅拌机平均转数为280转/分，充气量为0.929m³/m²•分。进行充气搅拌的浮选结果，控制了铁的上浮，锌的选矿回收率由77.78%提高咥83.05%。