江西某铜矿磨矿对比试验及应用研究

doi:10.11872/j.issn.1005-2518.2019.02.278

江西某铜矿磨矿对比试验及应用研究

黄胤淇^,, 肖庆飞^,, 郭运鑫, 王旭东

昆明理工大学国土资源工程学院，云南昆明 650093

Comparison Test and Application Study on Grinding of a Copper Mine in Jiangxi Province

HUANG Yinqi^,, XIAO Qingfei^,, GUO Yunxin, WANG Xudong

Faculty of Land Resource Engineering，Kunming University of Science and Technology，Kunming 650093，Yunnan，China

收稿日期: 2018-05-24 修回日期: 2018-11-15 网络出版日期: 2019-04-29

基金资助:

国家自然科学基金面上项目“多级配球介质磨矿的能量匹配及机理研究”（编号：51774517）和矿物加工科学与技术国家重点实验室开放研究基金“磨矿介质在磨机中的运动规律研究”. 编号：201707

Received: 2018-05-24 Revised: 2018-11-15 Online: 2019-04-29

作者简介 About authors

黄胤淇(1989-)，男，辽宁鞍山人，硕士研究生，从事碎磨理论与工艺方面的研究工作769095929@qq.com , E-mail：769095929@qq.com

肖庆飞(1980-)，男，安徽安庆人，副教授，从事碎磨理论与工艺方面的研究工作13515877@qq.com , E-mail：13515877@qq.com

摘要

针对江西某选厂铜矿石磨矿产品粒度组成差、铜回收率低及磨矿介质消耗量大的问题，以矿石性质为依据，通过实验室磨矿对比试验提出工业化应用的最佳磨矿介质尺寸及配比方案，从而达到改善磨矿效果的目的。实验室磨矿对比试验得出处理矿石的最优初装球方案为 $ϕ$ 70∶ $ϕ$ 50∶ $ϕ$ 40∶ $ϕ$ 30=20∶30∶20∶30。工业试验期间，从现场7#和8#球磨机溢流中取得矿样，在实验室进行浮选对比试验。工业试验结果表明：应用推荐的磨矿介质方案后，磨矿产品粒度均匀性得到提高，-0.038 mm和-0.074 mm百分含量分别提高了0.47%和2.13%，+0.2 mm百分含量减少了3.14%，中间易选级别-0.2+0.038 mm百分含量提高了2.68%，铜回收率提高了3.70%，球耗降低了0.032 kg/t，为提高铜的浮选回收率创造了有利条件，同时对提高磨矿作业质量具有一定的指导意义。

关键词： 铜矿 ; 磨矿产品 ; 粒度组成 ; 选矿指标 ; 磨矿介质 ; 矿石性质 ; 磨矿效果 ; 工业应用

Abstract

The properties of copper ores in a copper concentrator in Jiangxi Province have changed greatly since August 2016，which resulting in obvious differences in particle size composition of grinding products，large consumption of grinding media and reduction of copper recovery rate in the flotation process.Starting with the size and proportion of grinding media，through the determination of ore properties， comparative grinding tests and industrial application work，the purpose of improving the quality of grinding products and copper sorting indexes and reducing the steel ball consumption can be achieved. The mechanical properties of 16 ore blocks with specifications greater than 200 mm were determined on a press of model DE50A.According to the measurement of rock mechanical properties，the average values of Pushi hardness coefficient f and Poisson’s ratio of the porphyry copper ore in this concentrator are only 5 and 0.155，respectively，belonging to soft and brittle ores.The comparison test of copper ore grinding in the concentrator was carried out in a 450 mm× 450 mm discontinuous ball mill in the laboratory.According to the mechanical properties of the ore and the grinding conditions in the field， the maximum grinding ball diameter was calculated to be 70 mm， and four groups of grinding test schemes were formulated and the grinding test was carried out with the steel ball ratio of each scheme. According to the calculation of grinding medium size and ratio and the laboratory grinding comparison test， the optimal grinding medium size and ratio of 3.2 m× 3.1 m lattice ball mill in concentrator is $ϕ$ 70∶ $ϕ$ 50∶ $ϕ$ 40∶ $ϕ$ 30=20∶30∶20∶30.The grain size uniformity of the grinding products in this scheme is the best， the coarse grade yield including +0.2 mm grain size is the lowest， while the intermediate easy grade,-0.2 +0.038 mm grain size yield is the highest，reaching 66.78 $%$ ，while the -0.038 mm grain size content is lower. During the industrial test，ore samples were obtained from the overflow of the 7# and 8# mills on site， and flotation comparison tests were carried out in the laboratory XFD-0.5 mini flotation machine.The industrial test results show that the content of -0.038 mm and -0.074 mm in grinding products increased by 0.47 $%$ ，2.13 $%$ ，and the content of +0.2 mm decreased by 3.14 $%$ after using the recommended medium scheme.The content of -0.2+0.038 mm in the intermediate easy-to-select grade increased by 2.68 $%$ ，the copper recovery rate increased by 3.70 $%$ ，and the unit ball consumption decreased by 0.032 kg/t.The aim of improving the grain size composition of grinding products， improving the sorting index of copper and reducing the unit consumption of medium in the copper ore processing operation of the concentrator is achieved，and it has certain guiding significance for improving the quality of grinding operations.

Keywords： copper deposit ; grinding product ; particle size composition ; mineral processing index ; grinding media ; ore property ; grinding effect ; industry application

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本文引用格式

黄胤淇, 肖庆飞, 郭运鑫, 王旭东. 江西某铜矿磨矿对比试验及应用研究[J]. 黄金科学技术, 2019, 27(2): 278-284 doi:10.11872/j.issn.1005-2518.2019.02.278

HUANG Yinqi, XIAO Qingfei, GUO Yunxin, WANG Xudong. Comparison Test and Application Study on Grinding of a Copper Mine in Jiangxi Province[J]. Gold Science and Technology, 2019, 27(2): 278-284 doi:10.11872/j.issn.1005-2518.2019.02.278

矿石在磨矿作业中解离的难易程度，是矿石的解理特性、硬度、韧性、弹性和塑性的综合反映，是影响磨矿效果的重要因素之一^[1,2,3,4]。针对矿石磨矿作业中磨矿条件的改善，众多学者从不同的角度和方向展开试验及应用研究^[5,6,7]。在诸多研究成果中，磨矿介质尺寸及配比的优化方法是选厂现场处理矿石易于操作且效果显著的措施^[8,9,10]。

自2016年8月之后，江西某铜矿选矿厂原矿中铜矿石的矿石性质发生了较大改变，导致现场 $ϕ$ 3.2×3.1 m格子型球磨机磨矿产品粒度组成差异明显、磨矿介质消耗量增大且浮选流程中铜回收率降低^[11,12,13]。为提高磨矿产品粒度均匀性、降低介质单耗和提高铜回收率，从磨机介质尺寸和配比入手，通过开展矿石性质测定、磨矿对比试验及工业化应用研究，从而达到提高磨矿产品质量和铜选别指标，以及降低钢球单耗的目的^[14,15]。

1 试验材料及方法

1.1 试验材料

试验材料取自江西某铜矿选矿厂。在现场原料场中选16块规格皆大于200 mm的矿块，将所取的不规则矿块切割成标准岩矿力学试件，在DE50A型压力机上测定该矿石的力学性质。同时在 $ϕ$ 3.2×3.1 m格子型球磨机的皮带给矿中取100 kg矿石原料，用于现场给矿粒度分析和实验室磨矿对比试验。工业试验期间，在现场7#和8#磨机溢流样中各取质量为980 g的矿样，用于实验室浮选对比试验。

1.2 试验方法

该选厂的铜矿磨矿对比试验在实验室 $ϕ$ 450×450 mm不连续球磨机中进行，磨机内装球100 kg，磨矿试样取新给矿，每份试样质量为13 kg。经探索试验确定每次磨矿时间为56 min，以保证磨矿产品细度达到-0.074 mm占60%左右（与现场磨矿细度相当），磨机转速设置为75%（与现场磨机转速相当）。根据矿石的力学性质及现场磨矿条件，计算出磨矿最大球径为70 mm，制定的磨矿试验方案见表1。按各方案钢球配比进行磨矿试验，磨矿产品进行缩分，取l kg矿样进行筛分，筛上矿样使用标准套筛进行粒度组成的测定，筛下矿样取50 g进行水析，最终得出各方案的粒度组成分布，进而计算出各方案中每个粒级之间的产率。

表1 磨矿试验方案

Table 1 Contrast of ball charge schemes of ball mill

方案	钢球尺寸及配比
推荐方案	$ϕ$ 70∶ $ϕ$ 50∶ $ϕ$ 40∶ $ϕ$ 30=20∶30∶20∶30
现场方案	$ϕ$ 100∶ $ϕ$ 80∶ $ϕ$ 60=30∶40∶30
偏大方案	$ϕ$ 80∶ $ϕ$ 60∶ $ϕ$ 40=30∶40∶30
偏小方案	$ϕ$ 60∶ $ϕ$ 50∶ $ϕ$ 40∶ $ϕ$ 30=20∶30∶20∶30

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实验室浮选对比试验在XFD-0.5小型浮选机中进行。粗选使用石灰作为pH值调整剂，采用Mac-12作为起泡剂，扫选Ⅰ选用丁基黄药作为捕收剂，Mac-12作为起泡剂，扫选Ⅱ选用丁基黄药作为捕收剂。其他浮选条件均与现场相同，浮选试验药剂条件见表2，浮选试验流程见图1。

图1

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图1 浮选试验流程图

Fig .1 Flow chart of flotation test

表2 浮选试验药剂条件

Table 2 The flotation test reagent conditions

浮选药剂	用量/（g·t^-1）	浮选药剂	用量/（g·t^-1）
石灰（pH=8.5）	1 000	扫选Mac-12	5
粗选Mac-12	25	丁基黄药	20

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2 实验室试验结果与分析

2.1 岩矿力学性质测定结果

岩矿力学性质测定结果见表3。

表3 岩矿力学性质测定结果

Table 3Determination results of mechanical properties of ores

矿块	试件直径/cm	试件面积/m²	极限载荷/kg	抗压强度/（kg·cm^-²）	平均强度（kg $\cdot$ cm^-²）	割线弹性衡量 E₅₀/（×10 $^{- 5}$ kg·cm^-²）	E₅₀	割线泊松比U₅₀	U₅₀ 平均值
6#矿块	4.85	18.50	9 791.70	529.28	528.88	2.11	3.43	0.068	0.143
	4.86	18.55	9 385.20	505.92		4.54		0.175
	4.88	18.68	10 299.80	551.43		3.65		0.186
7#矿块	4.90	18.86	7 657.50	406.07	393.97	4.11	4.21	0.101	0.109
	4.91	18.96	7 352.60	387.79		4.04		0.099
	4.84	18.86	7 149.40	388.05		4.49		0.127
8#矿块	4.88	18.68	9 185.20	491.76	491.53	3.19	3.31	0.126	0.119
	4.93	19.11	9 080.30	475.04		3.71		0.126
	4.90	18.88	9 588.40	507.78		3.04		0.105
10#矿块	4.87	18.63	14 263.20	756.72	764.39	5.79	5.53	0.226	0.247
	4.90	18.86	13 958.30	740.20		5.79		0.225
	4.89	18.81	14 974.60	796.26		5.02		0.259

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由表3可知：（1）该选厂的斑岩铜矿石性软，普氏硬度系数f一般为4~8，平均值为5，最硬的10#矿块的f $<$ 8，与矿区现场确认的硬度是一致的，甚至更软一些；（2）斑岩铜矿不仅软，而且脆，4种矿石平均泊松比只有0.155，泊松比最大的10#矿块（泊松比为0.247）也在脆性范围。泊松比大于0.24可划分为韧性，小于0.24划分为脆性，但是随着矿石粒度的减小，其硬度不断增加，导致矿石越来越难磨；（3）对于这种软而脆的矿石，使用大尺寸的钢球会带来过粉碎和钢球消耗量大的问题；（4）针对该选厂矿石力学性质的特性，需要优化磨矿条件，否则磨矿产品特性差及磨矿球耗过高等问题必然存在^[16]。

2.2 给矿粒度特性

磨机给矿的正累积粒度半对数曲线见图2。

图2

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图2 磨机给矿的正累积粒度半对数曲线

Fig. 2 Semi - logarithmic curve of positive cumulative particle size of mill feed

由图2可知：（1）磨机给矿的粒度是比较细的，d₉₅为11.5 mm；（2）新给矿中-0.074 mm达9.13%，印证了矿石脆性大的特点；（3）-8+0.45 mm之间的粒级占磨机给矿总量的58.81%，如此高的产率说明配球应该针对这个问题，加强对此粒级矿物颗粒的磨碎。

2.3 实验室磨矿介质配比对比试验

为了评判各磨矿方案的优劣性，选择如下几个评价指标：（1）+0.2 mm的不合格产率用于判断有效磨碎的情况；（2）-0.2+0.038 mm产率判断中间易选别级别的生成情况；（3）-0.038 mm产率判断细磨能力。各方案的磨矿对比试验结果见图3。

图3

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图3 各方案的磨矿效果综合比较

Fig .3 Comprehensive comparison of the grinding effect of each scheme

由图3可知：（1）根据矿石力学性质和 $ϕ$ 3.2×3.1 m格子型球磨机的工作条件，确定的精确化装球方案，即本研究完成的推荐方案的磨矿产品粒度均匀性最佳，粗级别+0.20 mm粒级产率是最低的，而中间易选级别-0.20+0.038 mm粒级产率最高，达到66.78%，此外-0.038 mm粒级含量也较低；（2）其他方案（现场、偏大和偏小方案）效果均不及推荐方案，磨矿产品中两端粒级含量皆大于推荐方案。因此，推荐 $ϕ$ 70∶ $ϕ$ 50∶ $ϕ$ 40∶ $ϕ$ 30=20∶30∶20∶30为球磨机最优磨矿方案。

3 工业化试验结果与分析

3.1 优化磨矿产品的粒度组成

将实验室磨矿对比试验得出的最优方案应用于该选厂 $ϕ$ 3.2×3.1 m格子型球磨机，其中7#球磨机作为工业试验对比磨机，使用的磨矿介质方案仍为现场前期采用的尺寸及配比，8#球磨机使用的是实验室提供的磨矿介质方案。对为期一年的工业试验中磨矿产品进行取样，并在实验室进行筛分试验，记录试验结果数据并进行分析，其磨矿产品各粒级的含量为年平均百分含量，见图4。

图4

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图4 工业试验期间抽样磨矿产品粒度组成

Fig .4 Grain size composition of sample grinding mineral products during industrial test

由图4可知：（1）8#球磨机的磨矿产品-0.038 mm百分含量约为47.65%，相比7#球磨机（47.18%）增加了0.47%；（2）8#球磨机的磨矿产品-0.074 mm百分含量比7#球磨机增加了2.13%；（3）在8#球磨机的磨矿产品中，+0.2 mm百分含量仅为2.38%，比7#球磨机（5.52%）减少了3.14%；（4）8#球磨机的磨矿产品中间易选级别-0.2+0.038 mm百分含量为49.97%，比7#球磨机（47.29%）提高了2.68%。

3.2 提高选铜回收率

将实验室浮选对比试验结果进行统计分析，抽样浮选指标见图5。

图5

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图5 抽样浮选指标

Fig .5 Flotation index of text sample

由图5可知：(1)8#球磨机中铜的精矿品位比7#球磨机提高了0.27%，其铜的尾矿品位比7#球磨机降低了0.01%；(2)8#球磨机精矿中铜回收率为76.95%，比7#球磨机（73.25%）提高了3.70%，并且8#球磨机尾矿中铜回收率比7#球磨机降低了1.32%。精矿中铜品位提高和尾矿中铜回收率降低的根本原因在于，磨矿产品中间易选级别-0.2+0.038 mm含量比7#球磨机提高了2.68%。由此可知，磨矿产品合理的粒度组成能够有效地提高后续浮选过程的品位和回收率^[17,18,19]。

3.3 降低单位球耗

工业化试验期间球磨机单位钢球消耗见表4。

表4 工业化试验期间球磨机球耗统计

Table 4 Ball consumption statistics during industrial experiment

磨机编号	累积处理量/t	累积添加 $ϕ$ 80/t	累积添加 $ϕ$ 70/t	累积添加 $ϕ$ 60/t	累积添加 $ϕ$ 50/t	钢球总量/t	钢耗/（kg·t^-1）
7#球磨机	112 026	44.453	44.454	1.827	10.742	101.476	0.906
8#球磨机	110 145	38.509	48.141	9.626	96.276	96.276	0.874

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由表4可知：工业化试验期间8#球磨机介质单耗为0.874 kg/t，比7#球磨机（0.906 kg/t）降低了0.032 kg/t。这是因为在一段磨矿过程中，起主要作用的是钢球的冲击力，小钢球的冲击力远小于大钢球，而钢球直径与冲击消耗的1/3次方成正比，钢球表面积的3次方与腐蚀消耗、表面疲劳消耗和磨剥消耗的2次方都成比例^{［20,21,22］}。因此，单位球耗有所降低的原因就是钢球直径的减小。

4 结论

（1）该选厂的斑岩铜矿石普氏硬度系数f=4~8，平均值为5，最硬的10#矿块的f $<$ 8；4种矿石平均泊松比只有0.155，10#矿块泊松比最大，为0.247，该值也在脆性范围。对于这种软而脆的矿石，使用大尺寸的钢球会带来过粉碎和钢球消耗量大的问题。因此，针对该选厂矿石力学性质，精确化的钢球配比是必需的技术改造。

（2）通过磨矿介质尺寸及配比的计算和实验室磨矿对比试验得出，江西某铜矿选矿厂 $ϕ$ 3.2×3.1 m格子型球磨机的最优磨矿介质尺寸及配比为 $ϕ$ 70∶ $ϕ$ 50∶ $ϕ$ 40∶ $ϕ$ 30=20∶30∶20∶30。该方案的磨矿产品粒度均匀性最佳，粗级别产率包括+0.2 mm粒级产率是最低的，而中间易选级别-0.2+0.038 mm粒级产率最高，达到66.78%，此外-0.038 mm粒级含量也较低。

（3）工业化试验结果表明，使用实验室提供的介质方案后，磨矿产品中-0.038 mm和-0.074 mm百分含量分别提高了0.47%和2.13%，+0.2 mm百分含量减少了3.14%；中间易选级别-0.2+0.038 mm百分含量提高了2.68%，选铜回收率提高了3.70%，单位球耗降低了0.032 kg/t；本次试验研究达到改善磨矿产品粒度组成，提高铜的选别指标和降低介质单耗的目的。

参考文献

原文顺序

文献年度倒序

文中引用次数倒序

被引期刊影响因子

[1]

徐国琼

铜矿石的工艺矿物学特征及选矿影响因素研究

[J]. 世界有色金属，2017(1):201，203.