许培燕

西藏巨龙铜业有限公司 西藏拉萨 850212

矿石性质的变化对选厂当前的工艺、流程和设备运行提出了新的挑战。浮选机动力学考察与流程考察类似，是对浮选设备运行状态的一种检测手段，是对选厂现有生产情况的一次梳理，将抽象的选矿过程数字化，对选矿工作人员的经验具体化，最终目的则是在对后续生产指标不好的情况下，有基础的对比数据和参照物，有利于快速解决问题，恢复正常生产[1-2]。通常而言，浮选机动力学考察应用于选厂改建、扩产扩建，为设备的选型提供依据，将现有的生产状况复制到新建选厂，从而协助现场快速达产达标；同时也可以对现场设备的槽体结构型式、叶轮-定子结构型式及溢流堰型式进行优化设计[3]。浮选机动力学考察的最终目的则是从设备及工艺两方面全面分析现场存在的问题，有针对性地给选厂提供解决方案；必要时，提供的解决方案需要在实验室或者现场进行试验验证，确保方案的可行性[4-5]。

多宝山铜矿位于黑龙江省嫩江市，属多金属低品位大型斑岩铜矿，主要金属包括铜、钼、金、银等多种有用元素，是一座大型铜、钼等多金属矿床。选厂设计初期规模为日处理矿石量 25 000 t，采用常规三段一闭路的碎矿工艺，中间破碎前加预筛，粗磨后采用钼铜等可浮再分离—强化选铜工艺流程[6-7]。现场工艺流程如图1 所示，浮选机动力学考察集中在铜钼等可浮粗选、强化铜粗选及强化铜扫选作业。

图1 现场选矿工艺流程Fig.1 On site beneficiation process flow

1 研究内容及方法

1.1 充气量及气含率测试

充气量表征的是浮选机内充入气量的多少，空气分散度表征的是浮选机气体分散均匀程度。在气液固三相体系中，气量多少及分散均匀程度直接影响气泡的碰撞矿化过程、浮选速率、工艺指标和浮选药剂的用量。实践和理论研究都证明，增大充气量，可以大幅度提高浮选机的生产能力，在一定范围内改善浮选指标。每一种矿石都有自己合适的充气量，在未达到合适充气量前增加浮选机充气量，使槽体中气泡分布越均匀，矿粒与气泡发生碰撞、接触和黏连的机会越多，浮选指标越好；但充气量过大，容易造成浆液面翻花严重，形成不稳定的泡沫层，药剂和矿物颗粒的作用效果不佳，降低药剂的利用效率。药剂单耗量以及槽体内含气率的增加，减少了浮选有效容积，恶化了选别效果，最终造成浮选指标不理想。

一般采用排水集气法测试浮选机充气量和计算空气分散度，测试方法如图2 所示。在浮选机内选择若干个具有代表性的测量点，用一个标定高度的、一端封闭的有机玻璃管，在每个测点先充满水，然后垂直倒置插入清水或矿浆中，要保证管口低于液面。当液面下降到第 1 个刻度时开始计时，到第 2 个标定高度时停止计时，并记录下所用时间。以同样的方法进行下一点的测量，直到所有的测点全部测完。为保证测试的准确性，每个测点重复测量两次，如果两次测量时间相差较大，则进行第 3 次测量。

图2 排水集气法充气量测试Fig.2 Aeration volume test by draining water and gathering gas method

浮选机的充 (吸) 气量用 1 min 内通过槽体 1 m2横截面的空气体积来表示，测量时用排开水的体积代表空气的体积。

式中：Q为测量点充 (吸) 气量，m3/(m2·min)；V为从测量工具中排开清水的体积，m3；T为测量时间，min；S为测量工具的截面积，m2；L为有效测量段的长度，m；t为测量时间，s。

1.2 气泡负载率测试

气泡负载率是指矿浆相中的矿化气泡单位气泡面积所携带矿物颗粒的质量，一般单位为 g/m2；也可用单位体积气泡所携带矿物颗粒的质量表示，单位为 g/L，即气泡携带矿物的总质量m和气泡的总体积V的比值，L=m/V。

矿化气泡的形成和运动，一定程度上影响最终的选别指标。矿化气泡形成后，在矿浆相中会上升一段距离后至泡沫矿浆界面，最后穿过界面进入到泡沫层。整个过程中，贯穿着矿化气泡的碰撞黏附、脱附和再吸附过程；因此，了解矿化气泡在矿浆相中的碰撞黏附的微观表现，对浮选过程的调控具有较大的意义。

矿化气泡的形成及运动过程是由多方面因素共同作用的结果，包括药剂作用及微观的流体动力学特性作用。矿化气泡的微观作用过程很难直观地进行观测及统计，目前所采用的评价方法为泡沫负载率测试仪测试法，所使用的仪器为北矿机电科技有限责任公司开发的气泡负载率测试仪，如图3 所示。测试过程中，矿化气泡通过收集管进入矿化气泡收集器内，在锥形导流器的导流作用下分散至四周，在压差及自然破碎下沉降至收集器底部；一定时间后，将收集到的颗粒从排矿口卸出，对试样样品进行筛析及化验，获取不同高度位置矿化气泡的粒度组成和品位变化，最终评估碰撞矿化效果。

图3 气泡负载率测试Fig.3 Bubble loading rate test

1.3 矿浆悬浮能力

矿浆悬浮能力表征的是矿物颗粒在浮选机内的悬浮效果，充分的矿物悬浮是获得良好浮选指标的先决条件之一。矿浆悬浮能力在一定程度上影响矿物颗粒与药剂的混合效果、颗粒与气泡的碰撞概率，保证矿物的离底悬浮也是浮选机设计的准则之一。通常采用深槽取样器对槽体内不同深度方向的矿浆进行取样测试化验，如图4 所示。

图4 深槽取样示意Fig.4 Diagram of deep groove sampling

1.4 泡沫径向方向取样测试

泡沫层的厚度影响精矿的品质及回收率，泡沫层太薄，不利于提升精矿品位；泡沫层太厚，则导致泡沫的停留时间过长，不利于提升回收率。通过在泡沫层不同深度方向的取样，考察泡沫品位和泡沫产品粒级回收效果，最终评判不同矿物、不同作业时的最佳泡沫层厚度，从而指导生产实践。

通常在浮选机径向方向选取若干点进行取样，如图5 所示，沿泡沫径向表面布置 ①～⑥ 号 6 个测点。

图5 取样点布置Fig.5 Layout of sampling points

2 测试结果及分析

2.1 充气量及气含率测试结果分析

粗、扫选每个作业的第 1 槽 KYF-130 浮选机充气量在 0.23～1.09 m3/(m2·min)，测试结果如表1 所列。扫选Ⅰ第 1 槽充气量偏小，仅为 0.23 m3/(m2·min)。

表1 充气量测试结果Tab.1 Results of aeration volume test

各作业单台浮选机充气量大小的设置与矿石性质、处理量、质量分数、有用矿物品位、精矿产率、泡沫层厚度、起泡剂含量以及操作人员的经验有关。实践证明，实际充气量的大小一般遵循以下操作原则。

(1) 降低充气量有利于形成稳定的泡沫层，减少大气量对泡沫层的干扰，一定程度上增加泡沫层的厚度。而当泡沫层太厚时，为保证粗粒矿物的碰撞矿化概率及上升过程中的运输能力，则应适当增加充气量。

(2) 当出现旋流器跑粗的情况时，为避免较大颗粒物料在浮选机内沉积，影响整体浮选容积及浮选时间，则应适当减小充气量，增加浮选机的搅拌悬浮能力，从而保证粗颗粒矿物从浮选机内排出。

(3) 一般而言，硫化矿用选矿浮选机充气量大小控制在 1.0 m3/(m2·min) 左右；氧化矿用选矿浮选机充气量偏小，一般在 0.4 m3/(m2·min)，但具体需要根据现场运转工艺条件进行微调。

(4) 一般而言，粗扫选作业充气量应逐渐增加，精选作业充气量应适当减小；同一作业内，浮选机充气量逐台适当增加 5%～10%。

2.2 气泡负载率测试结果分析

等可浮作业第 1 台 KYF-130 浮选机矿浆相中 3 个不同深度气泡负载大小和品位变化如表2 所列。矿化气泡上升过程中，气泡负载率逐渐减小，550 mm 处气泡负载率为 16.06 g/L，220 mm 处气泡负载率为 6.87 g/L；铜矿物的品位从 8.81% 提高至 18.65%。这表明在上升过程中，铜矿物富集效果较好，脉石矿物不断从气泡上脱落，有用铜矿物则不断在富集。

表2 气泡负载率测试结果Tab.2 Results of bubble loading rate test

对3 个不同深度的气泡负载率取样进行了粒级筛析，筛析结果如表3～表5所列。

表3 距溢堰 220 mm 气泡负载物料取样筛析结果Tab.3 Sampling and sieve analysis results of bubble loading materials at a distance of 220 mm from overflow weir

表4 距溢堰 350 mm 气泡负载物料取样筛析结果Tab.4 Sampling and sieve analysis results of bubble loading materials at a distance of 350 mm from overflow weir

表5 距溢堰 550 mm 气泡负载物料取样筛析结果Tab.5 Sampling and sieve analysis results of bubble loading materials at a distance of 550 mm from overflow weir

从粒级产率看：气泡携带矿物由距溢流堰 550 mm 升至 350 mm 过程中，同一粒级产率基本保持不变；而由 350 mm 升至 220 mm 时，-0.038 mm 粒级产率降低明显；粒度主要集中在 -0.074 mm+0.038 mm 和 -0.038 mm 2 个粒级，产率达 88% 以上。

从粒级铜品位看：粒级越粗，铜品位越低。气泡携带矿物由距溢流堰 550 mm 升至 220 mm 过程中，各粒级铜品位均升高，-0.074 mm+0.038 mm 粒级和 -0.038 mm 粒级升高幅度相对较大；-0.038 mm 粒级品位升高最大，铜品位由 9.59% 升高至 24.36%。

从粒级铜金属分布率看：金属多数分布在 -0.038 mm 和 -0.074 mm+0.038 mm 2 个粒级，占 94% 以上；在不同深度，同一粒级的金属分布率基本保持不变。

该测试结果表明：矿化气泡从距溢流堰深度 550 mm 运动到 220 mm 的过程中，单位体积气泡携带的干矿量从 16.06 g/L 降低至 6.87 g/L，铜矿物的品位从 8.81% 提高至 18.65%。这表明，在上升过程中，铜矿物富集效果较好，脉石矿物不断从气泡上脱落，有用铜矿物在不断富集。

2.3 矿浆悬浮能力测试

不同作业 5 台浮选机矿浆悬浮能力测试结果如表6 所列。由此可知：各作业浮选机内，不同深度方向矿浆质量分数在 27%～30% 之间，分布均匀，未出现分层现象。这表明浮选机内输入的能量合理，实现了矿物的离底悬浮和均分分散，为碰撞矿化过程提供良好的浮选动力学条件。

表6 5 台浮选机矿浆悬浮能力测试结果Tab.6 Test results of pulp suspension capacity test of 5 flotation machines

详细分析等可浮粗选第 1 台浮选机悬浮能力可知，从距溢流堰 3 500 mm 到距溢流堰 200 mm 不同深度位置，矿浆质量分数基本不变；从距溢流堰 3 500 mm 上升至距溢流堰 800 mm 过程中，品位基本不变，品位在 0.214%～0.234%；从距溢流堰 800 mm 上升至距溢流堰 200 mm 过程中，品位升高，达 0.309%，这表明上升过程中矿浆相铜矿物品位得到一定的提高。强化铜粗选第 1 台浮选机随着距溢流堰深度变化，矿浆质量分数变化不大；在距溢流堰 3 500 mm 上升至距溢流堰 200 mm 过程中，铜品位逐渐升高，由 0.096% 升至 0.135%，矿浆相铜矿物品位提高效果较好。扫选Ⅰ第 1 槽、扫选Ⅱ第 1 槽和扫选Ⅲ第 1 槽在不同深度上，矿浆质量分数和品位基本保持不变。

2.4 泡沫径向方向测试

等可浮粗选第 1 槽、强化铜粗选第 1 槽、扫选Ⅰ第 1 槽这 3 槽不同取样点泡沫品位如图6 所示。推泡锥至外溢流堰的泡沫铜品位较推泡锥至内溢流堰的泡沫铜品位略高；泡沫从推泡锥到溢流堰移动过程中，铜矿物存在一定的富集，铜品位升高；扫选Ⅰ第 1 槽取样点 6 铜品位略低，这主要是由于溢流堰处矿浆外溢造成的。

图6 不同作业流程中浮选机径向泡沫取样结果Fig.6 Radial foam sampling results of flotation machine in different operation processes

3 槽泡沫粒级品位分析结果表明，粒级品位变化趋势一致。但随着粒级变细，铜品位升高，与矿浆悬浮能力测试的粒级铜品位走势不一致，说明浮选机将品位较高的粗粒级铜矿物输送至溢流堰附近后，回收效果并不理想。这主要是由于药剂对粗粒级铜矿物捕收作用较差，矿浆扰动使粗粒级矿物易于从矿化气泡上脱落，致使粗粒级铜矿物未能得到及时有效回收。

3 结论

(1) 充气量测试结果表明：各作业单台浮选机气量设计较为合理，粗、扫选各作业的第 1 台浮选机充气量在 0.23～1.09 m3/(m2·min)；扫选Ⅰ第 1 槽充气量偏小，仅为 0.23 m3/(m2·min)。建议在生产过程中适当增大充气量至 0.5 m3/(m2·min)，以保证矿物的回收。

(2) 各作业浮选机内矿浆悬浮能力较好，无明显分层现象，为矿物颗粒与气泡的碰撞矿化提供了良好的悬浮保障。

(3) 气泡负载测试表明：矿化气泡上升过程中，有用铜矿物的富集、脉石矿物的脱附现象较为明显。建议适当增加捕收剂药剂用量，以保证矿化气泡的稳定性。等可浮粗选第 1 槽中，矿化气泡从距溢流堰深度 550 mm 运动至 220 mm 上升过程中，铜品位由 8.81% 富集到 18.65%。

(4) 泡沫从推泡锥到溢流堰移动过程中，铜矿物存在一定的富集，铜品位升高，泡沫层起到了一定的再富集效果。但进一步分析粒级组成、品位和金属量分布可知，粗颗粒在向溢流堰移动的过程中有所脱落。建议在生产过程中，可以将单一铜捕收剂调整为组合捕收剂，可尝试单添加 Z200，在兼顾常规粒级回收的同时，增加粗颗粒的回收效果。