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第5 2 卷第4 期 2 00 0 年1 1 月 有色金属 N N F E R R O U SM E T A L S V 0 1 ．5 2 ．N o ．4 N o v e m b e r20 0 0 通过技术改造提高某多金属 硫化矿选厂经济效益 王毓华 中南工业大学，长沙4 1 0 0 8 3 摘要对某铜铅锌多金属硫化矿，通过添加有机抑制剂C T P 和螯合捕收剂Z H ，提高铅精矿中铜、金等金属的选矿指标，并 对铜铅混合精矿进行铜铅分离，得到单一的铜精矿和铅精矿。采用重浮联合流程和黄铁矿活化剂D Z 一1 ，生产出合格硫精矿。 关键词铜铅锌硫化矿；浮选；浮选药剂；铜铅分离；技术改造 中图分类号T D 9 5 2 文献标识码A 文章编号1 0 0 1 0 2 1 1 2 0 0 0 0 4 0 1 5 1 0 3 某铜铅锌多金属硫化矿原矿中铜、铅、锌、硫、 金、银的品位分别为0 ．5 ％～1 ％、2 ％～3 ％、1 5 ％～ 2 5 ％、1 ～3 9 ／t 和8 0 ～1 0 0 9 ／t 。原产品方案为铜铅 混合精矿、锌精矿。铅精矿中铜不计价，硫直接排入 尾矿。同时，由于生产技术力量不足，铅精矿中铜、 1原生产工艺流程、药方及技术经济指标 金的回收率较低，给该矿造成较大的经济损失。通 过添加铜的螯合捕收剂Z H ，强化铅精矿中铜和金 的回收；并对铜铅混合精矿进行铜铅分离，得到了单 一的铜精矿和铅精矿；对选锌尾矿采用非硫酸法选 硫新工艺，得到含硫大于3 5 ％的优质硫精矿。 图1 原生产工艺流程图 硫精矿尾矿 万方数据 1 5 2 有色金属第5 2 卷 1 ．1 铅系统 铅系统的粗选和扫选采用X J 一6 浮选机，粗选 2 槽。扫选一3 槽、扫选二3 槽、扫选三2 槽。精选 采用X J 一3 浮选机，精选一2 槽、精选二1 槽、精选 三1 槽。石灰分别在磨机 6 k g ／t 和精选一 1 k g ／t 作业添加，Z n S 0 4 8 0 0 9 ／t 、乙硫氮 4 5 0 9 ／t 和松醇 油 1 5 9 ／t 加入铅搅拌槽中，扫选二补加乙硫氮 5 0 9 ／t 和松醇号油 5 9 ／t 。 1 ．2 锌系统 选锌系统粗选、精选和扫选均采用X J 一6 浮选 机。粗选3 槽、精选一2 槽、精选二1 槽、精选三1 槽、扫选一3 槽、扫选二3 槽、扫选三2 槽。在锌搅 拌槽中加C u S 0 4 4 7 0 9 ／t 活化闪锌矿，丁基黄药 4 0 0 9 ／t 作捕收剂，松醇油 1 0 9 ／t 作起泡剂。在精 选三作业补加石灰 4 k g ／t ，控制锌精矿品位。在扫 选三作业补加丁基黄药 8 0 9 ／t 和松醇油 5 9 ／t 。 1 ．3 硫系统 选硫系统均采用Ⅺ一3 浮选机，粗选4 槽、精邂 一2 槽、精选二1 槽、扫选一3 槽、扫选二2 槽。在确 搅拌槽中添加H 2 S 0 4 、丁基黄药和松醇油浮选黄铁 矿。 由于选硫系统采用添加硫酸的方法，设备和管 道腐蚀严重，生产操作不便，生产指标也难以稳定， 因此，选硫系统一直未开车，只开选铅和锌两个系 统，得到铅精矿和锌精矿。 1 ．4 原生产技术经济指标 1 9 9 6 年1 0 月上旬的生产指标见表1 。选厂 1 9 9 5 年处理原矿1 5 0 0 0 t ，生产指标与表1 相近，年 创总产值约1 1 0 0 万元。 表1 原生产工艺指标 注A u 、A g 品位为g ／t ，下同。 2原生产过程中的问题 1 铅精矿含锌、铜超标。 2 铅、锌、铜等金属选别指标有待进一步提高。 3 硫铁矿资源未回收，造成资源浪费。 4 原生产中未考虑铜铅分离工艺，无法得到合 格铅精矿。 针对上述问题，在进行流程考察、试验室小型试 验及工业试验的基础上，进行技术改造。 3生产过程的技术改造 3 ．1铅系统 在铅系统中，要提高铅精矿中铜、金的回收率， 在一定程度上会增大铅精矿的产率。通过对生产流 程的考察，发现铅粗选作业的槽数不够，由原两槽改 为3 槽。将磨机中石灰用量降至3 ．5 k g ／t ，在搅拌槽 中添加5 0 9 ／t C T P ，强化硫的抑制，精选一的石灰用 量降至0 ，5 k g ／t ，并在球磨机中，添加螯合捕收剂 Z H 3 5 9 ／t ，提高铅精矿中铜和金的回收率，所得到的 铜铅混合精矿，再进行铜铅分离，得到单一的铜精矿 和铅精矿。适当增大Z n S 0 4 用量，降低混合精矿中 锌的含量。 3 ．2 锌系统 锌系统中精选三添加的石灰量过大，造成锌的 回收率低，同时锌尾矿的p H 值高，给选硫系统带来 困难。降低石灰用量至2 k g ／t ，同时添加3 0 9 ／t C T P 抑硫，降低了锌尾矿的碱度，为选硫创造了条件。 3 ．3 选硫系统 由于选锌尾矿碱度的降低，为非硫酸选硫工艺 的实现创造了条件。对选锌尾矿先采用重选进行富 集，将锌尾矿中的石灰渣去掉。经重选的粗精矿送 入搅拌槽，添加活化剂D Z 一1 进行活化，用丁基黄 药和松醇油进行浮选。 3 ．4 新增铜铅分离系统 根据表1 中的生产指标可知，铅精矿中含铜超 标，铜成为有害的杂质，必须实施铜铅分离，提高铅 精矿质量，同时还可获得铜精矿产品，变害为利。在 进行小型试验和现场工业试验后，新增加铜铅分离 生产线，于1 9 9 6 年1 0 月动工，1 2 月建成，生产采用 间断方式进行，所用的工艺流程及药剂制度见图2 。 万方数据 第4 期王毓华通过技术改造提高某多金属硫化矿选厂经济效益 1 5 3 盟盟学 表2药剂用量／【g , t - I 图2 铜铅分离原则流程 3 ％ 3 ．5 改造后的生产技术指标 通过技术改造，选厂生产指标有了明显改善， 1 9 9 6 年1 0 月下旬铅、锌、硫系统的生产指标列于表 3 。1 9 9 6 年1 2 月进行铜铅分离工业试验，得到的试 验指标列于表4 。 表3 技术改造后铅、锌、硫系统的生产指标 通过以上技术改造，1 9 9 7 年度创造总产值约 1 5 0 0 万元，与1 9 9 5 年度相比净增产值约4 0 0 万元， 给该矿带来了较好的经济效益。 4结语 1 对铅系统流程结构进行调整，并减少石灰用 量，添加C T P 抑硫，Z H 强化铜、金的回收，使铜铅混 合精矿中铜的回收率大幅度提高，伴生金的回收率 提高1 3 ．9 3 ％，铅的回收率也有较大幅度的提高，同 时降低了铜铅混合精矿含锌量。 2 采用小分子有机抑制剂C T P ，可减少石灰 用量，实现低碱度锌硫分离。 3 采用重浮联合流程及添加D Z 一1 活化剂， 可替代H 2 S 0 4 进行选锌尾矿选硫，生产优质硫精 矿，硫精矿品位为3 6 ．8 ％，选硫作业回收率为 8 0 ．1 2 ％。该工艺简单易行，成本低，特别适合 3 0 0 t ／d 以下的小有色选矿厂采用。 4 添加重铬酸钾 C M C 水玻璃抑铅浮铜， 可较有效地实现铜铅分离，获得合格的铜精矿和铅 精矿。 5 选厂年净增产值约4 0 0 万元，经济效益显 著。 上接第1 5 8 页 4 用石灰为p H 调整剂，混合胺为S i 0 2 的捕 收剂，采用反浮选法可将磷石膏中的s i 0 2 脱除 8 0 ％，得到的磷石膏含S i 0 2 仅在2 ％左右，是较好 的石膏原料。 5 反浮选还能较好地除去磷石膏中的油质有 机杂质，残余的胺类是石膏水热法制取a 一半水石 膏粉的媒晶剂，不仅没有坏的影响，还对下一步的磷 石膏利用有利。 万方数据