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四川某铜矿尾矿选锌试验研究与生产应用 戚华强郑思勇郑欢 (九龙县雅砻江矿业有限责任公司, 四川 甘孜 616201) 摘要四川某铜矿选矿厂采用优先浮铜、 铜尾矿选锌、 选锌尾矿浮硫流程进行选别, 但选锌流程无法获得合 格产品, 锌资源一直未得到有效利用。为此, 对选铜尾矿进行工艺矿物学分析的基础上, 进行了选矿试验。结果显 示, 选铜尾矿主要有价组分锌、 硫含量分别为1.73、 13.05, 含锌矿物以铁闪锌矿为主、 闪锌矿次之, 含硫矿物以 磁黄铁矿为主。针对该试样性质和选矿厂选锌生产工艺条件, 采用硫酸铜为活化剂、 石灰与DF-101作为硫矿物抑 制剂、 DF-M-11作为锌矿物捕收剂, 经1粗4精2扫流程浮选, 实现了回收锌金属的目的, 闭路试验获得精矿锌品位 为52.55、 回收率为81.10的指标。生产现场以选矿试验为导向, 开展了工艺流程技改, 取消了选锌精选1精矿再 磨系统, 节约了生产电耗和磨矿成本, 简化了工艺流程。生产工业调试结果与小型试验结果相近, 指标稳定, 解决 了该矿多年以来锌金属无法回收的难题。 关键词铜锌硫矿石工艺流程优先浮选技术改造 中图分类号TD926文献标志码A文章编号1001-1250 (2019) -06-101-04 DOI10.19614/ki.jsks.201906019 Experimental Study and Production Application of Zinc Selection in a Copper Ore Tailings in Sichuan Qi HuaqiangZheng SiyongZheng Huan2 (Jiulong County Yalongjiang Mining Co., Ltd., Ganzi 616201, China) AbstractA copper ore dressing plant using copper preferential flotation, zinc flotation from copper tailings, sulfate flo- tation from zinc tailings, while acceptable products can not obtained from zinc flotation process, as a results the zinc resourc- es was not effective utilization. For this reason,process mineralogy analysis and beneficiation experiment was conducted on the copper tailings. Results show that, main valuable components of copper tailings are zinc and sulfur with content of 1.73 and 13.05, valuable zinc minerals are mainly iron sphalerite, followed by sphalerite, and sulfur minerals are pyrrhotite. Ac- cording to the nature of the ore and the zinc production process conditions of the concentrator,copper sulphate was used as the activator,lime and DF-101 as the sulfur mineral inhibitor,and DF-M-11 as the zinc mineral collector,via one roughing four cleaning two scavenging flotation process and the recovery of zinc metal was successfully realized. Good index of zinc con- centrate with zinc grade of 52.55 and recovery rate of 81.10 was obtained. The production site was guided by the beneficia- tion test, and the technological transation of the process was carried out. Regrinding on zinc concentrate 1 of zinc concen- tration was removed, and electricity consumption and grinding cost was saved, the process was simplified. The production in- dustrial commissioning results are similar to the small-scale test results, and the indicators are stable, which solves the prob- lem that the zinc element cannot be recovered for many years. KeywordsCopper-zinc-sulfur ore, Process flow, Preferential flotation, Technological transation 收稿日期2019-05-07 作者简介戚华强 (1988) , 男, 副厂长, 助理工程师。 总第 516 期 2019 年第 6 期 金属矿山 METAL MINE Series No. 516 June 2019 四川某铜矿属于典型的铜锌硫多金属复杂矿, 矿石中有价值组分铜、 锌、 硫分别主要以黄铜矿、 铁 闪锌矿、 磁黄铁矿形式存在。复杂多金属铜锌硫化 矿的浮选分离是选矿领域中的一大难题 [1], 主要是由 于铜锌硫化矿的可浮性极为相似, 且铜矿石在矿浆 中会解离出一部分铜离子干扰浮选进行。 选矿厂生产现场采用优先浮选流程分离铜锌硫 矿石, 选铜尾矿矿浆经φ2 500 mm提升搅拌桶提升后 流入选锌系统, 选锌尾矿再进行选硫。选锌工艺为1 粗5精、 精选1精矿再磨流程, 浮选捕收剂为TDB430、 101 ChaoXing 金属矿山2019年第6期总第516期 活化剂为硫酸铜、 抑制剂为石灰。生产实践中, 只成 功回收了矿石中的铜和硫, 锌金属因无法获得合格 产品, 一直未得到有效利用。为此, 该矿山做了大量 的选矿试验研究工作 [2-4], 虽然小型试验取得了一定 进展, 但在实际生产应用中效果并不理想。为解决 该矿山锌金属无法回收问题, 进行了试验研究。试 验所需试样取自该铜矿浮选车间选铜尾矿, 经过滤 脱水获得。 1矿石性质 铜尾矿中金属矿物以磁黄铁矿为主, 其次为黄 铜矿、 铁闪锌矿、 闪锌矿, 少量和微量矿物有辉铜矿、 斑铜矿、 褐铁矿、 赤铁矿等。主要脉石矿物有云母 类、 石英、 绿泥石类矿物, 其次有蛇纹石、 方解石及其 他黏土类矿物等。锌矿石多呈不规则状或浑圆状镶 嵌在黄铜矿和磁黄铁矿边缘或其中的晶间, 最小粒 径30 μm, 最大200 μm, 在黄铜矿中的闪锌矿粒径多 为30~50 μm, 在闪锌矿中见有纤闪锌矿或浑圆状黄 铜矿 (粒径10~20 μm) 嵌于其中 [3], 闪锌矿大于74 μm 粒级占总量的70%。试样化学多元素分析结果见表 1, 锌物相分析结果见表2。 注 Au、 Ag、 As、 In含量的单位为10-6。 由表1可知, 试样中可供回收的有价元素为铜、 锌、 硫, 金、 银、 铟等元素均未达到边界品位回收要 求, 影响选别效果的有害元素砷含量甚微, 不会对产 品质量造成影响。 从表2可知, 试样中锌矿物总体可浮性较好, 可 浮性较好的硫化锌分布率达到了95.90, 可浮性一 般的氧化锌、 硫酸锌等占总锌的4.10。 2试验结果与分析 2. 1粗选条件试验 粗选条件试验采用1次粗选原则流程, 如图1所 示。每次浮选给矿量为300 g, 浮选矿浆浓度28。 2. 1. 1石灰用量试验 研究表明, 石灰对磁黄铁矿具有强烈的抑制作 用 [5]。同时, 在高碱条件下, 闪锌矿的可浮性也在一 定程度上被抑制。石灰用量试验固定抑制剂 DF- 101用量为300 g/t, 活化剂硫酸铜用量为200 g/t, 捕 收剂DF-M-11用量为90 g/t, 起泡剂DF-406用量为 20 g/t。试验结果如图2所示。 由图2可知 随着石灰用量的增加, 锌粗精矿品 位逐渐提高, 提高幅度逐渐降低, 锌回收率逐渐降低, 降低幅度逐渐增大; 当石灰用量为1 100 g/t时, 选别 指标较好。因此, 确定锌粗选石灰用量为1 100 g/t。 2. 1. 2DF-101用量试验 铁闪锌矿的可浮性与磁黄铁矿、 黄铁矿非常接 近。因此, 成功解决铁闪锌矿与磁黄铁矿高效分离 的问题是开发利用铁闪锌矿的关键 [6]。DF-101是 云南铁峰化工新技术有限公司针对该矿山铁闪锌 矿专门研制的新型抑制剂。固定抑制剂石灰用量 为 1 100 g/t, 活化剂硫酸铜用量为 200 g/t, 捕收剂 DF-M-11用量为90 g/t, 起泡剂DF-406用量为20 g/t, 进行DF-101用量条件试验。结果如图3所示。 由图3可知, 随着DF-101用量的增大, 锌精矿品 位急剧上升, 而在此过程中锌金属回收率缓慢降 低。由此说明, DF-101与矿浆中的钙离子发生了协 同效应, 达到了选择性分离锌矿物与磁黄铁矿的目 的。当 DF-101 用量在 350 g/t 时, 选矿综合指标最 优。 102 ChaoXing 戚华强等 四川某铜矿尾矿选锌试验研究与生产应用2019年第6期 2. 1. 3硫酸铜用量试验结果 硫酸铜用量试验固定抑制剂DF-101用量为350 g/t, 石灰用量为1 100 g/t, 捕收剂DF-M-11用量为90 g/t, DF-406用量为20 g/t。试验结果见图4所示。 由图4可知, 随着硫酸铜用量的增加, 锌金属回 收率呈上升趋势, 品位呈下降趋势。当硫酸铜用量 超过250 g/t时, 锌金属回收率增长缓慢, 品位快速下 降, 说明此时增加硫酸铜用量将活化大量被抑制的 磁黄铁矿。综合考虑, 确定硫酸铜用量为250 g/t。 2. 1. 4捕收剂DF-M-11用量试验结果 针对矿样中存在选铜残留药剂问题, 在确定了 调整剂的基础上, 固定抑制剂DF-101用量为350 g/t, 石灰用量为1 100 g/t, 硫酸铜用量为250 g/t, DF-406 用量为20 g/t, 开展了DF-M-11用量条件试验。结果 如图5所示。 由图5可知, 随着DF-M-11用量的增加, 锌精矿 锌品位逐渐降低, 锌精矿中锌金属回收率逐渐增 加。当DF-M-11用量超过70 g/t时, 锌精矿品位随 DF-M-11用量增加降低幅度增大, 而锌精矿中锌金 属回收率随DF-M-11用量增加增长缓慢。综合考 虑, 确定DF-M-11用量为70 g/t。 2. 2闭路试验 根据生产现场条件及条件试验结果, 确定闭路 试验流程如图6所示, 试验结果如表3所示。 由表3可知, 采用1粗1扫4精浮选流程, 可获得 锌品位为52.55, 锌回收率为81.10的指标。 2. 3生产调试试验 2. 3. 1 现场浮选药剂调整 在优先选铜浮选流程中, 采用石灰进行锌和硫 矿物的抑制, 这样的抑制条件能够满足浮铜抑硫的 目的, 但对锌矿石的抑制效果较差, 导致损失于铜精 矿中锌金属较多, 锌品位达到2左右。因此, 在铜粗 选搅拌桶另添加硫酸锌以抑制锌矿物, 药剂用量设 定为300 g/t。增加该药剂后, 锌金属在铜精矿中的损 103 ChaoXing [1] [2] [3] [4] [5] [6] 金属矿山2019年第6期总第516期 失明显得到改善, 经过4个月的跟踪, 铜精矿中锌品 位降低至1.3。 2. 3. 2现场工艺流程技改 通过实验室小型试验, 确定了合理的选锌工艺 流程和药剂制度, 为生产调试和工艺流程改造指明 了方向。原浮选车间采用优先浮选工艺流程分离 铜、 锌、 硫。选锌工艺流程为1粗5精2扫, 精1精矿 再磨至-325目达到75后, 经过4次精选得到最终锌 精矿。根据小型试验确定的工艺条件, 此次技改将 精选1再磨系统取消, 最终形成的选锌流程为1粗4 精2扫流程。 选锌生产工业调试, 自2018年4月开始, 于2018 年7月调试结束。调试药剂制度参照图6试验流程, 再根据矿石性质变化适当进行调整。调试指标如表 4所示。 由表4可知, 经过4个月的生产调试, 锌精矿品 位基本稳定在50以上, 回收率达到80左右, 浮选 指标与闭路试验结果接近。按照该矿1年处理原矿 量49.5 万t, 锌金属入选品位1.5计算, 选锌工艺的 成功应用可为该矿每年创造1.3亿元产值, 纯利润超 过5 000 万元。 3结论 (1) 四川某铜矿选厂选锌流程无法获得合格产 品, 对选铜尾矿进行工艺矿物学分析。结果显示 选 铜尾矿主要有价组分锌、 硫含量分别为 1.73、 13.05; 金属矿物以磁黄铁矿为主, 其次有黄铜矿、 闪锌矿、 铁闪锌矿等; 脉石矿物主要有云母类、 石英、 绿泥石类矿物, 其次有蛇纹石、 方解石及其他黏土类 矿物等。矿石中能够回收的有价元素主要为铜、 锌、 硫; 锌矿物主要以硫化矿形式存在, 且嵌布粒度较 粗, 大于0.074 mm粒级占总量的70%。 (2) 小型浮选试验表明, 硫酸铜为活化剂、 石灰 与DF-101作为硫矿物抑制剂, DF-M-11作为锌矿物 捕收剂, 经1粗4精1扫闭路流程, 可获得精矿锌品位 为52.55、 回收率为81.10的指标。 (3) 对浮选车间选锌工艺流程进行流程改造, 去 除精矿再磨工艺, 避免了锌精矿再磨出现泥化现象 影响生产指标, 节约了生产电耗和设备成本, 简化了 工艺流程。工业调试浮选指标略优于小型试验浮选 指标, 且最终锌精矿品位稳定在50以上, 锌金属作 业回收率达到80。解决了该矿多年以来锌金属流 失的问题, 经济效益显著。 参 考 文 献 袁明华, 普仓凤.多金属复杂铜矿铜锌硫分离分离浮选试验研究 [J] .有色金属选矿部分, 2008 (1) 1-3. 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