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复杂难选铜铅锌多金属矿石的选矿工艺技术改造与生产实践

发布日期:2019-06-16  来源:万方  浏览次数:663
        复杂难选属矿石的选矿工艺技术改造与生产实践① 唐志中1’2,李志伟1’2,宋翔宇1’2 (1.河南省岩石矿物测试中心,河南郑州450012;2.河南省矿物加工与生物选矿工程技术研究中心,河南郑州450012) 摘要:对某复杂多金属矿石的工艺矿物学进行了研究,对原生产工艺流程及工艺条件进行了分析,针对其中的问题进行了工艺流程及药剂制度改造,采用优先选铜-铜浮选尾矿选铅.再选锌的工艺流程,并采用效果较好的铜捕收剂YKl.11和铅抑制剂Yl(3明,最终获得了品位16.16%的铜精矿、品位55。39%的铅锌混合精矿和品位45.52%的锌精矿,铜、铅、锌回收率均有大幅提高。该研究为类似复杂铜铅锌多金属矿的开发与利用提供了新的思路。关键词:浮选;优先浮选;技术改造;铜铅锌多金属矿石;工艺流程

铜铅锌多金属矿石的分选一直是选矿工作者研究的技术难题之一,这类矿石共生关系密切,嵌布粒度细,造成了铜铅锌各单矿物的解离不完全,加之次生铜离子对铅锌矿物的活化作用,使铜铅锌各矿物间的可浮性差异变小,使铜铅锌矿物之间的分离变得比较困难‘1。5|。青海某铜铅锌多金属硫化矿自建厂以来,受选矿技术等因素的制约,生产铜铅锌3种精矿,但回收率都不高,且采富弃贫,造成矿产资源的严重浪费。随着采矿的扩展和富矿资源的减少,矿石的入选品位由原来的铜0.50%、铅2.36%、锌3.03%降为铜o.30%、铅 1.09%、锌2.82%,且含泥量增加,铜的氧化率也较高,原生产工艺所产出的铜铅锌3种精矿回收率较低,金属互含量高,使部分铜和铅锌资源被浪费。本文通过对矿石矿物工艺学的研究,利用对铜选择性好的捕收剂 YKl-11和对方铅矿抑制性好的抑制剂Y驷,并对原工艺流程进行合理的改造和浮选药剂制度的优化,生产出合格的铜精矿、锌精矿和铅锌混合精矿,使铜的回收率从39.63%提高到54.38%,铅回收率从 52.76%提高到70.02%,锌回收率从45.40%提高到 73.86%(包含锌精矿和铅锌混合精矿),取得了较好的生产技术指标和经济效益。同时,为类似复杂铜铅 ①收稿日期:2012.10-29 作者简介:唐志中(1968一),男,河南商丘人,高级工程师,主要从事矿物加工及地质试验测试的研究工作。通讯作者:李志伟(1981一),男,河南郑州人,工程师,主要从事矿物加工及检测的研究工作。万方数据第2期 唐志中等:复杂难选铜铅锌多金属矿石的选矿工艺技术改造与生产实践锌矿石的开发利用提供了新的思路和技术参考。 1 矿石性质原矿多元素分析结果见表l,原矿中铜铅锌的物相分析见表2。

表1原矿多元素化学分析结果(质量分数)/% Cu Pb zn Aul’ A91)TFe S si02 0.30 1.09 2.82 O.06 125 2.1 2.57 64.5l ca0 Mgo 缸A1203 Sb K20 Ti02 0.37 3.78 O.078 14.82 0.42 5.02 O.13 1)单位为g/t。表2铜铅锌化学物相分析结果由表1可知,该矿石主要可回收有价金属矿物有铜、铅、锌和,铅和锌的品位小于4%,铜品位仅为 0.30%,属于低品位多金属矿。由表2可知,不但矿石中铜的氧化率相对较高,且次生铜所占比例也较大,会影响铅锌分选。铅、锌氧化率较高,也不利于铅锌的浮选回收。矿石工艺矿物学研究表明,矿石中以闪锌矿、方铅矿、黝铜矿(矿石中绝大部分银的载体为黝铜矿)为主要金属矿物,其次为黄矿、黄铜矿、褐铁矿,还有微量的辉铜矿、蓝铜矿、斑铜矿、铜蓝等。脉石矿物以石英、白云母、绢云母为主,其次为白云石。矿石结构为它形晶粒状结构、包含结构、交生结构、聚粒结构、碎裂结构;矿石构造为浸染状、条带状、块状、细脉状等。该矿石中矿物种类多,它们形态不规则,且交互连生,互为包裹,关系复杂。闪锌矿、方铅矿、黝铜矿等有用金属矿物嵌布粒度不均匀,部分矿物交杂共生,相互问浸染包裹,另部分矿物嵌布粒度较细,使部分矿物单体解离难度较大;这样不但会影响到铜铅锌的回收率,而且使各矿物问的分选难度增加。另外,次生铜和氧化铜的比例占到总铜的29.03%,这些含铜矿物产生的铜离子,导致铜铅锌矿石可浮性相近,增加了铜铅锌硫化矿物的分选难度,属复杂难处理多金属硫化矿。 2原生产工艺流程及存在的问题 2.1原生产工艺流程.该选矿厂原生产工艺流程为:矿石经两段一闭路破碎至一12姗,磨矿粒度控制为一O.074姗粒级占 75%。采用铜铅混浮,铜铅粗精矿经过二次磨矿,磨矿粒度控制为一O.074 mm粒级占85%,两次精选后用重酸钾使铜铅分离,得到铜精矿和铅精矿;铜铅混浮后的尾矿经过一次扫选后进行锌的粗选,锌粗精矿经过两次精选后得到锌精矿。其工艺流程指标见表3。表3改造前选矿生产工艺指标情况 2.2原生产工艺流程存在的问题 1)从生产指标看,各精矿产品品位较低,金属互含较高。铜精矿中铅品位为29.50%、锌品位为31.20%,铅精矿中锌品位为9.25%,锌精矿中铅品位为4.96%。各精矿产品的金属互含高除降低了精矿产品的价格外,对回收率也有较大影响。另外,铜铅锌有一部分损失于尾矿中。 2)从生产现场看,由于铜和铅原矿品位低,在铜和铅优先混浮的过程中,对锌已经造成了部分损失,铜铅浮选时泡沫层薄,产率低,操作较难控制。显然该生产工艺流程已不适用于该矿石。 3)该矿石中氧化铜和次生硫化铜的总量占到总铜的29.03%,在磨矿过程中,会产生大量的铜离子活化闪锌矿,导致在选铜铅时锌较难抑制。在原生产工艺中,没有采取有效的应对措施,造成锌在铜和铅精矿产品中含量过高。另外,由于在铜铅混浮时使用选择性较差、捕收性较强的药剂,使锌提前上浮,最终造成各精矿产品中金属互含较高。 4)从矿石性质来看,各种矿物之间嵌布不均匀,且粒度较细,相互包裹,使部分矿物难以达到单体解离,因而使各精粉中金属互含过高。根据小试结果及现场情况,生产单一铅精矿已不是该矿石的最佳选择。 5)根据矿石性质特点和生产中环保的要求,重铬酸钾造成较严重的环境污染及分离后铅精矿的产率较小,仍有大部分的铅锌不易分离,且品位较高,在生产流程中不断循环,使操作较难控制。万方数据 76 矿冶工程 第33卷 3生产工艺流程改造方案针对原生产工艺流程存在的问题,根据矿石性质特点,在小试的基础上,采用对铜选择性好的捕收剂 YKl—1 1和对方铅矿抑制性好的抑制剂Yl(3旬9等新药剂,对原选矿生产工艺流程进行了改造,并对原浮选药剂制度进行了更改。 3.1生产工艺流程改造铜铅锌多金属硫化矿石的浮选分离方案有很多,除顺序优先浮选外,还有全混合浮选(弃尾)一混合精矿再分离、铜铅部分混合浮选一浮尾选锌-混合精矿再分离以及优先浮选一浮尾混浮.混合精矿再分离等工艺流程。全混合浮选-混合精矿再分离的工艺流程适用于铜铅锌原矿品位较低的矿石,一般情况下,混合精矿分离效果不好。该矿石只有铜铅两种金属品位低,根据该矿石性质特点、小试结果及现场情况,采用优先浮选铜一浮尾混合选铅锌一浮尾选锌一铅锌混合精矿不分离的流程比较适宜。工艺流程改造是将原来铜铅的优先浮选改为铜的优先浮选,再增加铅锌混合浮选工段,选锌作业工段不变。

3.2浮选药剂制度改变铜的优先浮选采用对铜选择性更好的YKl—11作为捕收剂,使用的调整剂有硫酸锌、亚硫酸钠、氧化钙和水玻璃,同时加入对方铅矿抑制性好的抑制剂Y硒-1)9,降低铜精矿中铅锌的回收率。在工艺流程改造期间,对铜优先浮选时采用YKl—11和Y硒旬9与其它捕收剂BK-905及DY旬1进行了小型对比试验。试验中磨矿粒度控制为一0.074 mm粒级占85%,磨矿中加入硫酸锌2 800 g/t、水玻璃2 300∥t、氧化钙1 500 g/t、亚硫酸钠2 100 g/t,浮选中加入2+油10 g/t,进行了3 种药剂的对比试验,试验结果见表4。表4药剂对比试验结果药剂及用量产品 产率 曼笪丝/(g·t-1) 名称 /% cu Pb 压 Cu 68.98 31.02 100.00 62.74 37.26 100.00 64.09 35.91 100.00 回收率/%铜精矿5.42 3.踞3.24 5.10 鼍芝盐嚣尾矿 94.58 o.10 o.94 2.75 原矿100.00 0.30 1.06 2.88 16.49 9.61 83.51 90.39 100.00 100.00 铜精矿4.56 4.23 8.35 9.4l BK捌)5 2ID 尾矿 95.44 O.12 0.72 2.55 原矿100.00 O.3l 1.cr7 2.86 铜精矿6.99 2.85 5.45 7.20 DY旬1加 尾矿 93.01 O.12 0.75 2.55 原矿 100.00 O.31 1.憾2.鼹由表4可以看出,在铜粗选时加入YKl—1I和 YI<3驷的效果要比其他两种药剂的效果好。铜精矿的回收率较高,且其中互含的铅锌回收率较低,尤其是铅的回收率明显低于其他两种药剂。铅锌混浮采用选择性相对较强的乙硫氮为捕收剂,而不采用捕收性较强的黄药。锌浮选采用硫酸铜作活化剂,丁基黄药作捕收剂,起泡剂用2。油,石灰作调整剂。根据矿石性质特点和生产中环保的要求,重铬酸钾会造成较严重的环境污染及分离后铅精矿的产率较小。因此,不再使用重铬酸钾对铅锌进行分离,不产出单一铅精矿。改造后的生产工艺流程及药剂条件见图1。锌精矿图1 改进后的生产工艺流程 4生产实践生产工艺流程改造后,经调试生产一周后,生产指标基本稳定。指标稳定后15 d共处理矿量2 850 t,产出品位为16.16%的铜精矿29.1t,产出铅加锌品位为 55.39%的铅锌混合精矿72.7 t,产出品位为45.52%的锌精矿90.0 t。工艺流程改造后的生产技术指标见表5。由表5看出,经改造后的工艺流程适应了原矿性质的变化,获得了合格的精矿产品,并降低了精矿产品中各金属的互含量,各金属的回收率也有大幅提高。簦甜重量 :8苟便 H龉嘲 盼m伽笛斛嘲 乾酪伽 "犯咖 研钞∞ 万方数据第2期 唐志中等:复杂难选铜铅锌多金属矿石的选矿工艺技术改造与生产实践表5 工艺流程改造后生产指标产品名称产率 品位/% 回收率/%/% Cu Pb zn Cu Pb Zn 1.02 16.16 13.84 21.92“.38 13.93 7.93 2.55 1.62 29.98 25.4l 13.63 70.02 22.99 3.15 0.71 2.95 45.52 7.38 8.51 50.87 93.28 0.08 O.10 O.55 24.61 8.54 18.29 100.00 0.30 1.09 2.82 100.00 100.00 100.00 铜精矿铅锌混合精矿锌精矿尾矿原矿 5结 论 1)根据矿石性质和各矿物之间的关系,对原生产工艺流程进行了技术改造,改造后采用铜优先浮选、然后分选铅锌混合精矿、最后浮选锌精矿的分离流程,取得了较好的技术经济指标,使企业走出了亏损停产的困境。 2)采用新的铜捕收剂和铅抑制剂,提高了铜和铅的回收率。由于矿物的嵌布粒度较细,分选单独的铅精矿效益和指标上均不理想,因此,产出铅锌混合精矿。停用了原工艺中使用韵有毒有害的重铬酸钾药剂,符合无污染、清洁生产的要求。 3)采用新的工艺流程后,虽然没有单独的铅精矿产出,但在铅锌混合精矿里,使铅的回收率得到进一步的提高,并使原铅精矿中互含的部分锌也转化为有用的组分,提高了生产的经济效益。

参考文献: [1]常宝乾,张世银,李天恩,西安复杂难选铜铅锌银多金属硫化矿选矿工艺研究[J].有色金属(选矿部分),2010(1):15一19. [2]范娜,李天恩,段珠.复杂铜铅锌银多金属硫化矿选矿试验研究[J].矿冶工程,20ll,3l(4):48—5o. [3] 陈代雄,杨建文,李晓东..高硫复杂难选铜铅锌选矿工艺流程试验研究[J].有色金属(选矿部分)。2011(1):1—5. [4] 张小凌.黄沙坪复杂铜铅锌多金属硫化矿铜回收浮选研究[J].湖南有色金属,2011,27(1):9一12. [5]朱一民.某地低品位铜铅锌银矿绿色环保选矿试验研究[J].矿冶工程。2011,3l(1):24—26. (上接第73页) 从图3可以看出,磁选柱尾矿经离心机再选后,从中拿出一部分粒度较细、品位较高的磁铁矿,避免了这部分精矿再返回到二次球磨中,既减少了循环矿量,又有效避免了细粒磁铁矿的过磨,从而达到提高回收率、优化工艺流程的目的。参考文献: [1] 刘秉裕,朱巨建.磁选柱的磁场和分选原理[J].矿冶工程,1997 (6):31—34. [2] 4结 语 [3] 1)阶段磨矿、单一磁选、细筛-磁选柱一离心机流程适应弓长岭某贫磁铁矿石嵌布粒度不均匀、有用矿物以磁性矿为主的矿石性质,是处理该磁铁矿较为科学合理的工艺流程。 2)磁选柱一离心机的有效配合既提高了精矿品位,又减少了磁选柱的中矿返回量,使选别流程进一步优化,合理。 3)磁选柱一离心机联合工艺处理该磁铁矿,具有流程合理、指标先进,生产稳定的优点,如果大规模应用于生产实践中将产生较好的经济效益。陈广振,刘秉裕.磁选柱及其工业应用[J].金属矿山,2000(9): 30一31.金文杰,朱高淑,曾丽.磁选柱分选攀钢选矿厂粗精矿的试验研究[J].金属矿山。2000(4):45—47.赵通林,周伟.磁选柱在弓长岭选矿厂的工业应用[J].金属矿山,2003(5):22—24.陈禄政,任南琪,熊大狙海钢尾矿强磁·离心分离再选试验研究 [J].金属矿山,2006(10):75—77.陈禄政,任南琪,熊大和,等.采用连续离心分离技术回收细铁尾矿中铁[J].中南大学学报(自然科学版),2008(12):1257— 1261.熊大和.slm磁选机与离心机组合技术分选氧化铁矿[J].金属矿山,2009(增):95—98.狄家莲,陈荣.强磁.离心分离工艺分选海钢贫铁矿试验研究 [J].矿冶工程,2008(1):43—45. 1{1J 1J H b № " 随万方数据

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