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[摘 要]乌山选矿厂二期磨矿系统采用先进的SABC半自磨工艺，具有规模大型化、简化流程结构等优点，￠840水力旋流器也起到预先和检查分级的作用，现通过球磨机排矿与￠840水力旋流器分级作业矿浆浓度、粒级组成考察，查看此时磨矿系统是否存在过磨现象，粒级组成是否均匀、合理，并同时查看铜钼混合精矿的粒级分布情况；试验室将同步进行磨矿细度试验，分析不同磨矿时间下原矿、混合精矿粒级分布及选矿技术指标的变化情况，并利用矿相分析查看物嵌布粒度和单体解离度。
[关键词]粒级组成 金属分布 指标
中图分类号：TD164.2 文献标识码：A 文章编号：1009-914X（2015）28-0199-01
技术人员通过改变磨矿车间球磨机进料端补加水比例，调节球磨机磨矿浓度，看是否能达到改变磨矿的粒度组成的目标，最终优化旋流器粒级组成，￠840旋流器溢流粒度分布。
浮选车间混合精矿中-0.074mm（72.47%～89.60%）及-0.038mm（48%～74.27%）含量明显高于试验室一段开路试验中混合精矿-0.074mm（54.73～65.32%）、-0.038mm（25.68%～29.84%）的含量（原矿中-0.074mm含量均为56%～63%）。
一、试验备样、试验方法及内容
1.1 试验备样
试验所用矿样取自2013年6月3日选矿厂二厂3#带矿样，当天进行试验室初步破碎后，留取备样、烘干、制备后送检质检中心分析。3#带矿样水分含量为2.03%。
1.2 试验方法及内容
利用磨矿细度曲线进行磨矿细度试验，查看浮选指标情况；并同时查看原矿粒级分布及精矿中-0.074mm及-0.038mm的产率，最后利用矿相显微镜查看原、精、尾中矿物嵌布粒度及单体解离状况。
试验室所用药剂及水均取自选矿厂浮选车间。主要药剂有：pH调整剂：石灰；捕收剂：Pj-053；起泡剂：2号油；分散剂：水玻璃；浮选用水：二厂回水，pH值：7.4 。
二、原矿粒级组成
根据试验要求，利用磨矿细度曲线进行了不同磨矿时间下原矿粒级筛析，查看其-0.074mm及-0.038mm占有产率和变化趋势。
2.1 试验室球磨机给矿细度曲线
试验室球磨机重要粒级含量与重要参数：装球率： 约29.73%，磨矿浓度：57%，-0.074mm 粒级含量：21.47%；球磨机给矿中约69.93%为+0.175mm粒级矿石。
2.2 试验室磨矿细度曲线
随着磨矿时间的增长，在0到13.5分钟之间-0.074mm及-0.038mm含量约呈等间距规律性变化；当-0.074mm占56.87%时，-0.038mm占40.33%，当-0.074mm占63.67%时，-0.038mm占43.87%。
随着磨矿时间的增长，-0.074mm、-0.038mm的含量也随之增加，当-0.074mm的含量增长至56.87%时，-0.038mm含量增长至40.33%。
2.3.2 ￠840旋流器溢流粒级筛析
三、二厂混合精矿、部分试验混合精矿粒级筛析
3.1 试验混合精矿粒级筛析
试验混合精矿粒级筛析
通过在开路试验状态下得到的铜钼混合精矿中随着磨矿时间的增长，-0.074mm与-0.038mm含量趋于均衡，混合精矿中-0.074mm含量为65.32%时，-0.038mm含量为37.90%，即当原矿-0.074mm占63.67%时，产出混合精矿中-0.038mm占37.90%。
3.2 二厂混合精矿粒级筛析
通过试验混合精矿与二厂混合精矿粒级对比表明：二厂混合精矿中-0.074mm（72.47%～89.60%）及-0.038mm（48%～74.27%）含量明显高于一段开路试验中磨矿时间为11.5分钟和13.5分钟时的混合精矿-0.074mm（54.73%～65.32%）、-0.038mm（25.68%～37.90%）的含量（对应原矿中-0.074mm含量均为56.87%～63.67%）。
四、试验原矿、混合精矿粒级筛析的金属分布
在没有中矿返回的情况下，随着-0.074含量的增加，-0.038mm含量也逐渐增高，涨幅也逐渐增大。
五、试样及产品岩矿分析
由于试验室条件有限，矿样不能进行制片处理，仅能用产出矿样通过偏光显微镜、矿相显微镜进行低倍度（10×10）初步判定。即主要矿物组成及简单的连生、嵌布关系。
原矿中金属矿物以黄铁矿为主，且在镜下能少量看到黄铁矿立方体晶型，其次为黄铜矿、辉铜矿、铜兰，脈石矿物以石英、绢云母为主。
六、结论
试验室试验结论：
1、试验室利用Φ250×100智能球磨机进行磨矿细度试验，球磨机给矿粒度均-2mm.小球磨机给矿中约69.93%为+0.175mm（+80目）粒级矿石，小球磨机装球量为29.73%，在57%的浓度下进行磨矿处理。磨到11.5分钟时，接近二厂Φ840旋流器溢流细度要求后，进行粒级筛析。当-0.074mm占56.78%时，-0.038mm占40.33%，+0.175mm占10%，0.175mm～0.074mm之间分布较为均匀。
2、当原矿-0.074mm占63.67%，出产混合精矿中-0.074mm占65.32%，-0.038mm占37.90%；当原矿-0.074mm占56.78%，出产混合精矿中-0.074mm占54.73%，-0.038mm占25.68%。
3、当原矿中-0.074mm占56.87%时，48.08%的铜金属量分布于-0.175mm～+0.043mm之间，43.66%的铜金属量分布在-0.038mm；出产混合精矿中铜金属量有42.08%分布于-0.038mm。 4、磨矿细度试验表明随着当-0.074mm含量逐渐增高，铜钼混合精矿品位及回收率都有增长的趋势，且当-0.074mm含量增长至56.87%，63.67%，铜钼混合精矿品位分别为：Cu：14.49%，Mo：0.2420%；.Cu：18.03%，Mo：0.0.2778%，铜钼一段开路回收率分别为：εCu：92.33%，εMo：61.39%；εCu：93.18%，εMo：64.67%。
现场试验结论：
1.二厂现场取样当-0.074mm占57～59%时，原矿中-0.038mm均大于45%，且调节进料端水量，磨矿浓度有所改变，但对其粒级组成调节变化不明显。
2.二厂原矿-0.074mm占57～59%时，出产的混合精矿中-0.074mm均大于70%，-0.038mm含量大于48%，最高为74.27%（当时进料端加水为150m3/h）
3.因为现球磨入料端自动控制阀门将原DN300的管径缩小到了DN150mm，球磨入料端补加水量只能达到330m3/h，磨矿浓度最低调整到了76.4%，要想調整到70%的磨矿浓度，计算需补加水量约800-900m3/h。
试验室与现场对比试验结论：
1、在原矿-200目含量基本相同时，原矿中+80目含量（实验室10%）比（现场平均值19.63%）的低9.63个百分点，原矿中-325目含量（实验室43%）比（现场平均值48.53%）的低5.53个百分点，原矿中-400目含量（实验室40.33%）比（现场平均值46.33%）的低6个百分点。
2、在原矿-200目含量基本相同时，混合精矿中-200目含量（实验室54.73%）比（现场平均值80.2%）的低26个百分点，混合精矿中-325目含量（实验室25.68%）比（现场平均值61.84%）的低36个百分点。
3、通过试验室与现场对比的磨矿最终产品的粒级以及混合浮选后精矿粒级的对比可以看出，实验室磨矿比较均匀，不存在-325目及-400目含量过高的问题。现场磨矿产品中细粒级含量较高。
4、下一步现场可以通过调整球磨机补加球钢球直径、配比或将球磨入料端的补加水自动控制阀门改造，使补加水量能达到70%磨矿浓度再进行试验，一定能找到球磨机内矿石过磨的问题。
参考文献
[1] 钱鑫，张文彬等.铜的选矿[M].北京：冶金工业出版，1982：5-24.
[关键词]粒级组成 金属分布 指标
中图分类号：TD164.2 文献标识码：A 文章编号：1009-914X（2015）28-0199-01
技术人员通过改变磨矿车间球磨机进料端补加水比例，调节球磨机磨矿浓度，看是否能达到改变磨矿的粒度组成的目标，最终优化旋流器粒级组成，￠840旋流器溢流粒度分布。
浮选车间混合精矿中-0.074mm（72.47%～89.60%）及-0.038mm（48%～74.27%）含量明显高于试验室一段开路试验中混合精矿-0.074mm（54.73～65.32%）、-0.038mm（25.68%～29.84%）的含量（原矿中-0.074mm含量均为56%～63%）。
一、试验备样、试验方法及内容
1.1 试验备样
试验所用矿样取自2013年6月3日选矿厂二厂3#带矿样，当天进行试验室初步破碎后，留取备样、烘干、制备后送检质检中心分析。3#带矿样水分含量为2.03%。
1.2 试验方法及内容
利用磨矿细度曲线进行磨矿细度试验，查看浮选指标情况；并同时查看原矿粒级分布及精矿中-0.074mm及-0.038mm的产率，最后利用矿相显微镜查看原、精、尾中矿物嵌布粒度及单体解离状况。
试验室所用药剂及水均取自选矿厂浮选车间。主要药剂有：pH调整剂：石灰；捕收剂：Pj-053；起泡剂：2号油；分散剂：水玻璃；浮选用水：二厂回水，pH值：7.4 。
二、原矿粒级组成
根据试验要求，利用磨矿细度曲线进行了不同磨矿时间下原矿粒级筛析，查看其-0.074mm及-0.038mm占有产率和变化趋势。
2.1 试验室球磨机给矿细度曲线
试验室球磨机重要粒级含量与重要参数：装球率： 约29.73%，磨矿浓度：57%，-0.074mm 粒级含量：21.47%；球磨机给矿中约69.93%为+0.175mm粒级矿石。
2.2 试验室磨矿细度曲线
随着磨矿时间的增长，在0到13.5分钟之间-0.074mm及-0.038mm含量约呈等间距规律性变化；当-0.074mm占56.87%时，-0.038mm占40.33%，当-0.074mm占63.67%时，-0.038mm占43.87%。
随着磨矿时间的增长，-0.074mm、-0.038mm的含量也随之增加，当-0.074mm的含量增长至56.87%时，-0.038mm含量增长至40.33%。
2.3.2 ￠840旋流器溢流粒级筛析
三、二厂混合精矿、部分试验混合精矿粒级筛析
3.1 试验混合精矿粒级筛析
试验混合精矿粒级筛析
通过在开路试验状态下得到的铜钼混合精矿中随着磨矿时间的增长，-0.074mm与-0.038mm含量趋于均衡，混合精矿中-0.074mm含量为65.32%时，-0.038mm含量为37.90%，即当原矿-0.074mm占63.67%时，产出混合精矿中-0.038mm占37.90%。
3.2 二厂混合精矿粒级筛析
通过试验混合精矿与二厂混合精矿粒级对比表明：二厂混合精矿中-0.074mm（72.47%～89.60%）及-0.038mm（48%～74.27%）含量明显高于一段开路试验中磨矿时间为11.5分钟和13.5分钟时的混合精矿-0.074mm（54.73%～65.32%）、-0.038mm（25.68%～37.90%）的含量（对应原矿中-0.074mm含量均为56.87%～63.67%）。
四、试验原矿、混合精矿粒级筛析的金属分布
在没有中矿返回的情况下，随着-0.074含量的增加，-0.038mm含量也逐渐增高，涨幅也逐渐增大。
五、试样及产品岩矿分析
由于试验室条件有限，矿样不能进行制片处理，仅能用产出矿样通过偏光显微镜、矿相显微镜进行低倍度（10×10）初步判定。即主要矿物组成及简单的连生、嵌布关系。
原矿中金属矿物以黄铁矿为主，且在镜下能少量看到黄铁矿立方体晶型，其次为黄铜矿、辉铜矿、铜兰，脈石矿物以石英、绢云母为主。
六、结论
试验室试验结论：
1、试验室利用Φ250×100智能球磨机进行磨矿细度试验，球磨机给矿粒度均-2mm.小球磨机给矿中约69.93%为+0.175mm（+80目）粒级矿石，小球磨机装球量为29.73%，在57%的浓度下进行磨矿处理。磨到11.5分钟时，接近二厂Φ840旋流器溢流细度要求后，进行粒级筛析。当-0.074mm占56.78%时，-0.038mm占40.33%，+0.175mm占10%，0.175mm～0.074mm之间分布较为均匀。
2、当原矿-0.074mm占63.67%，出产混合精矿中-0.074mm占65.32%，-0.038mm占37.90%；当原矿-0.074mm占56.78%，出产混合精矿中-0.074mm占54.73%，-0.038mm占25.68%。
3、当原矿中-0.074mm占56.87%时，48.08%的铜金属量分布于-0.175mm～+0.043mm之间，43.66%的铜金属量分布在-0.038mm；出产混合精矿中铜金属量有42.08%分布于-0.038mm。 4、磨矿细度试验表明随着当-0.074mm含量逐渐增高，铜钼混合精矿品位及回收率都有增长的趋势，且当-0.074mm含量增长至56.87%，63.67%，铜钼混合精矿品位分别为：Cu：14.49%，Mo：0.2420%；.Cu：18.03%，Mo：0.0.2778%，铜钼一段开路回收率分别为：εCu：92.33%，εMo：61.39%；εCu：93.18%，εMo：64.67%。
现场试验结论：
1.二厂现场取样当-0.074mm占57～59%时，原矿中-0.038mm均大于45%，且调节进料端水量，磨矿浓度有所改变，但对其粒级组成调节变化不明显。
2.二厂原矿-0.074mm占57～59%时，出产的混合精矿中-0.074mm均大于70%，-0.038mm含量大于48%，最高为74.27%（当时进料端加水为150m3/h）
3.因为现球磨入料端自动控制阀门将原DN300的管径缩小到了DN150mm，球磨入料端补加水量只能达到330m3/h，磨矿浓度最低调整到了76.4%，要想調整到70%的磨矿浓度，计算需补加水量约800-900m3/h。
试验室与现场对比试验结论：
1、在原矿-200目含量基本相同时，原矿中+80目含量（实验室10%）比（现场平均值19.63%）的低9.63个百分点，原矿中-325目含量（实验室43%）比（现场平均值48.53%）的低5.53个百分点，原矿中-400目含量（实验室40.33%）比（现场平均值46.33%）的低6个百分点。
2、在原矿-200目含量基本相同时，混合精矿中-200目含量（实验室54.73%）比（现场平均值80.2%）的低26个百分点，混合精矿中-325目含量（实验室25.68%）比（现场平均值61.84%）的低36个百分点。
3、通过试验室与现场对比的磨矿最终产品的粒级以及混合浮选后精矿粒级的对比可以看出，实验室磨矿比较均匀，不存在-325目及-400目含量过高的问题。现场磨矿产品中细粒级含量较高。
4、下一步现场可以通过调整球磨机补加球钢球直径、配比或将球磨入料端的补加水自动控制阀门改造，使补加水量能达到70%磨矿浓度再进行试验，一定能找到球磨机内矿石过磨的问题。
参考文献
[1] 钱鑫，张文彬等.铜的选矿[M].北京：冶金工业出版，1982：5-24.