提高某铅锌矿伴生铜回收率的选矿工艺流程研究.pdf

1 咐 有色金属 选矿部分2 0 1 3 年增刊 d o i 1 0 ．3 9 6 9 ／j ．i s s n ．1 6 7 1 - 9 4 9 2 ．2 0 1 3 ．z 1 ．0 2 6 提高某铅锌矿伴生铜回收率的选矿工艺流程研究 陈新林 沈阳有色金属研究院，沈阳1 1 0 1 4 1 摘要某铅锌矿中伴生铜品位为o ．2 4 6 ％，铜回收率只有4 9 ．6 5 ％，为提高伴生铜的回收率，从考察生产现场铜精矿、 铅精矿、锌精矿、尾矿人手，分析了现场工艺流程中存在的问题，经过优先浮选和部分混合浮选流程的对比，选择铜铅混选 再铜铅分离铜铅混选尾矿选锌的部分混合浮选工艺流程取代原来的铜铅锌依次优先浮选的优先浮选工艺流程，闭路试验结 果与原生产指标相比，铜精矿铜品位提高了1 ．2 3 ％，铜回收率提高了2 5 ．3 3 ％，达到7 4 ．9 8 ％；同时铜、铅精矿中银的总回收 率提高了6 ．0 6 ％，达到7 8 ．7 1 ％。工业试验所获得的铜精矿铜品位提高了2 ．0 6 ％，铜回收率提高了2 3 ．3 8 ％，达到7 3 ．0 3 ％；同 时铜、铅精矿中银的总回收率提高了3 ．8 3 ％，达到7 6 ．4 8 ％。 关键词铅锌矿；伴生铜；优先浮选；部分混合浮选；闭路试验；工业试验 中图分类号T D 9 5 2 ；T D 9 8 2文献标志码A文章编号1 6 7 1 9 4 9 2 2 0 1 3 S 0 - 0 1 0 4 0 4 内蒙古某矿业有限公司是一家现代化的环保型 股份制矿山企业，拥有一座20 0 0t ／d 处理量的铜 铅锌选矿厂，从矿石中铜铅锌元素含量和金属价值 来讲，应该视作是一座伴生铜的铅锌矿山。该矿山 于2 0 0 6 年5 月开工建设，同年底建成投产。经过 两年的生产和逐步完善，选矿厂的选矿技术指标不 断提高，但矿石中伴生铜的回收率始终在5 0 ％左右 徘徊，铜的低回收率同时影响了矿石中伴生银的回 收。为解决这一技术难题，开展了提高铅锌矿伴生 铜回收率的试验研究。通过现场工艺流程的产品考 察和大量的试验室条件试验，经过工艺流程对比， 确定了用铜铅混选再铜铅分离铜铅混选尾矿选锌 的部分混合浮选工艺流程取代原来的铜铅锌依次优 先浮选的优先浮选工艺流程，不仅大幅提高了铜的 回收率，而且银的总回收率也有较大提高[ 卜。] 。工 业试验铜回收率提高了2 3 ．3 8 ％，铜铅精矿中银的 总回收率提高3 ．8 3 ％，每年可为企业多创利税4 0 0 0 多万元。 1 原矿性质 原矿化学多元素分析和物相分析结果分别见表 l 和表2 。 表2矿石中铜、铅、锌化学物相分析结果 ／％ 2 原工艺流程分析 2 ．1 改造前选矿生产流程 改造前现场选矿生产采用铜铅锌顺序优先浮选 工艺流程，其中，铜浮选作业为一次粗选、两次扫 选、三次精选，铅浮选作业为一次粗选、一次扫 选、两次精选，锌浮选作业为一次粗选、三次扫 选、四次精选。所有中矿产品均采取顺序返回 方式。 2 ．2 现场生产指标 现场生产年平均选矿技术指标见表3 ，现场生 产的铜、铅精矿中银总回收率为7 2 ．6 5 ％。 2 ．3 现场原矿、精矿、尾矿产品考察及分析 表1 原矿化学多元素分析结果／％ 成分 A uF eSC uZ nA sS i 0 2 AgPbM 9 0 S bC a O A J 2 0 3 1 9 ．1 81 2 ．3 90 ．2 4 54 ．6 81 ．9 43 9 ．9 811 3 ．8 11 ．4 18 ．8 50 ．0 1 20 ．9 1 28 ．0 5 含量O ．6 7 1 单位为卧，下同。 箨薯晷羿2 陈0 新1 3 林- 1 0 - 2 0 1 9 6 9 一 ，男，湖北黄冈人，硕- t ，高级工程师，主要从事选矿工艺研究和选矿药剂开发工作。作者简介陈新林一 ，男，湖北黄冈人，硕，高级工程师，主要从事选矿工艺研究和选矿药剂开发工作。 万方数据 2 0 1 3 年增刊陈新林提高某铅锌矿伴生铜回收率的选矿工艺流程研究 1 0 5 表3现场生产年平均指标 ／％ 产品名称产率 品位回收率 c uP bz nA 一’c uP bz n A g 铜精矿0 ．5 0 91 9 ．3 21 0 ．9 8 1 1 ．9 44 1 8 5 ．0 04 9 ．6 55 ．0 3 1 ．2 32 0 ．9 2 铅精矿1 ．7 6 3 1 ．2 55 1 ．1 94 ．3 32 9 8 6 ．0 011 ．1 38 1 ．3 21 ．5 55 1 ．7 3 锌精矿9 ．7 6 30 ．5 3 40 ．5 4 24 6 ．9 5l l8 ．4 02 6 ．3 34 ．7 79 2 ．7 911 ．3 6 尾矿8 7 ．9 6 40 ．0 2 90 ．11 2O ．2 4 91 8 ．5 0 1 2 ．8 98 ．8 84 ．4 31 5 ．9 9 原矿1 0 0 ．00 ．1 9 81 ．1 l4 ．9 4 01 0 1 ．7 81 0 0 ．0 1 0 0 ．0 1 0 0 ．0 1 0 0 ．0 2 ．3 ．1 现场原矿、精矿、尾矿产品考察结果 现场原矿、铜精矿、铅精矿、锌精矿、尾矿产 品考察结果 原矿中黄铜矿单体解离度5 8 ．2 5 ％，主要与锌 矿物连生，占3 5 ．4 4 ％；方铅矿单体解度为5 8 ．9 1 ％， 主要与磁黄铁矿连生，占2 5 ．0 7 ％；闪锌矿单体解 度为6 8 ．1 7 ％，主要与铜矿物连生，占1 9 ．7 0 ％，与 磁黄铁矿连生，占6 ．8 8 ％。 铜精矿中黄铜矿单体解离度8 5 ．4 8 ％，主要与 锌矿物连生，占10 ．6 2 ％；方铅矿单体解度为7 6 ．2 4 ％， 主要与黄铜矿连生，占2 3 ．7 1 ％；闪锌矿单体解度 为4 6 ．4 0 ％，主要与铜矿物连生，占5 2 ．2 0 ％。 铅精矿中方铅矿单体解离度7 6 ．3 2 ％，主要与 磁黄铁矿连生，占2 0 ．7 8 ％；黄铜矿单体解度为 2 ．0 6 ％，主要与方铅矿连生，占8 ．7 6 ％；闪锌矿单 体解度为1 0 ．4 9 ％，主要与铜矿物连生，占1 6 ．5 9 ％。 锌精矿中黄铜矿单体解离度1 ．8 8 ％，主要与锌 矿物连生，占9 7 ．6 8 ％；无单体解离的方铅矿，方 铅矿1 0 0 ．O ％的与闪锌矿连生；闪锌矿单体解度为 7 0 ．3 7 ％，主要与铜矿物连生，占1 7 ．0 7 ％。 尾矿中无黄铜矿和方铅矿单体存在。 2 ．3 ．2 产品考察结果分析 对铜矿物来说，原矿中黄铜矿单体解离度 5 8 ．2 5 ％，主要与锌矿物连生占3 5 ．4 4 ％，占全部铜 矿物的9 3 ．6 9 ％；而锌精矿中的铜绝大部分为铜锌 连生体，所含的铜连生体占锌精矿中铜矿物的 9 7 ．6 8 ％；尾矿中无单体铜矿物；说明铜矿物上浮率 极好，只是因为铜锌关系密切，现场的磨矿细度使 铜矿物的单体解离度较低，而使铜锌连生体含量占 到全铜的3 5 ．4 4 ％。这样，在选铜时若加强对锌矿物 的抑制，铜的回收率势必会下降，将损失到锌精矿 中；若不加强对锌矿物的抑制，又会影响铜精矿的 质量，使铜精矿含锌过高，也会降低锌的回收率。 要解决这个问题，必须提高磨矿细度以提高铜锌矿 物的单体解离度。 对铅矿物来说，原矿中方铅矿单体解度为 5 8 ．9 1 ％，主要与磁铁矿连生占2 5 ．0 7 ％；铅精矿中 磁黄铁矿占2 0 ．7 8 ％，均与方铅矿连生；尾矿中无 铅矿物单体。这些数据表明，可浮性极好的铅矿物 难被抑制，从而进人到铜精矿中，造成铜精矿含铅 过高，影响铜精矿的质量；铅与磁黄铁矿连生体占 全铅2 5 ．0 7 ％，要保证铅的回收率，势必影响铅精 矿的铅品位。这也是现场生产中铅精矿回收率不高 的主要原因。 3 小型试验研究 3 ．1 原则工艺流程选择 现场采用优先浮选工艺流程，所得铜精矿含铅 较高，铜回收率较低。结合现场产品的考察结果来 看，主要原因有一是原则流程选择有问题，二是 铜铅矿物单体解离度偏低。在进行了大量条件试验 的基础上，进行了部分混合浮选与全优先浮选的综 合开路对比试验，具体试验结果见表4 。 表4流程对比试验结果 ／％ 工艺流程产品名称产率1 i 鼍 回收率 C uP bZ “ 从表4 试验结果看，部分混合浮选流程所得 到的铜精矿和铅精矿指标要优于全优先浮选流程的 试验指标，同时两种工艺流程对锌的浮选影响不 大。从综合开路的中矿分配 表4 中略 来看，全 优先浮选流程在浮铜时，铅的上浮率高达3 1 ．4 4 ％， 循环起来将使铜精矿中含铅增高，这也是优先浮选 流程的弊端之一。 因此，选择铜铅混选再铜铅分离铜铅混选尾 矿选锌的部分混合浮选工艺流程有利于提高该矿石 中铜的回收率，同时由于铜铅指标的改善也有利于 矿石中银矿物的充分回收。 3 ．2 闭路试验 在条件试验和综合开路试验的基础上进行了试 验室闭路循环试验，闭路试验工艺流程和工艺条件 见图1 ，闭路试验结果见表5 [ ] 。 相对于原工艺流程，闭路试验采取的技术措施 主要有 1 原则工艺流程的改变改原全优先工艺流 万方数据 。1 1 1 6 ‘ 有色金属 选矿部分2 0 1 3 年增刊 锌精矿 图1闭路试验工艺流程及工艺条件 程为部分混合浮选工艺流程，即铜铅混合浮选再铜 铅分离，之后浮锌的工艺流程。 2 在铜铅分离时，选择恰当的药剂制度先 用活性炭对铜铅混合精矿进行脱药、然后用亚硫酸 钠与硫酸锌组合抑制剂抑制铅锌矿物、选择对铜矿 物选择性好的z 一2 0 0 作为铜矿物的捕收剂。 与改造前生产指标相比，闭路试验所获得的铜 精矿含铜品位提高了1 ．2 3 个百分点，铜回收率提 高了2 5 ．3 3 个百分点；铅精矿铅品位下降了8 ．6 1 个 百分点，但铅回收率提高了8 ．2 5 个百分点，同时 铜、铅精矿中银的回收率提高了6 ．0 6 个百分点； 锌精矿锌品位提高了1 ．5 0 个百分点，锌回收率下 g ，t ； 单位m i n 表5闭路试验结果／％ 产品名称产率 品位回收率 C u P b Z n A 9 1 ’ C uP bZ n A g 铜精矿0 ．8 9 82 0 ．5 53 ．3 61 0 ．6 23 7 6 8 ．5 27 4 ．9 82 ．1 52 ．0 32 9 ．9 4 铅精矿2 ．9 4 50 ．2 9 84 2 ．5 84 ．8 31 8 7 1 ．0 03 ．5 78 9 ．5 73 ．0 34 8 ．7 7 锌精矿8 ．7 9 50 ．4 6 1 0 ．1 3 54 8 ．4 59 7 ．4 1 1 6 ．4 80 ．8 59 0 ．8 67 ．5 8 尾矿8 7 ．3 6 30 ．0 1 40 ．11 90 ．2 1 91 7 ．7 24 ．9 77 ．4 34 ．0 81 3 ．7 1 原矿1 0 0 ．00 ．2 4 61 ．4 04 ．6 911 3 ．0 0 1 0 0 ．0 1 0 0 ．0 1 0 0 ．0 1 0 0 ．0 降了1 ．9 3 个百分点。 4 工业试验 小型试验完成后，甲乙双方共同进行了为期一 个月的工业试验，全月累计试验结果见表8 。 万方数据 2 0 1 3 年增刊陈新林提高某铅锌矿伴生铜回收率的选矿工艺流程研究 1 0 7 表8全月累计试验结果 ／％ 产品名称产率 品位回收率 C u P b Z n A 9 1 ’ C uP bZ n A g 铜精矿o ．8 5 72 1 ．3 84 ．1 3 0 “．1 43 5 8 8 ．2 07 3 ．0 32 ．7 72 ．2 32 9 ．5 6 铅精矿2 ．6 1 80 ．4 1 34 2 ．4 64 ．0 4 01 8 6 5 ．0 04 ．3 18 6 ．8 52 ．4 74 6 ．9 2 锌精矿8 ．3 8 70 ．5 3 10 ．3 3 44 6 ．3 31 0 4 ．2 01 7 ．7 42 ．1 99 0 ．7 98 ．4 0 尾矿8 8 ．1 3 7O ．0 1 4O ．1 1 90 ．2 1 91 7 ．8 54 ．9 28 ．1 94 ．5 11 5 ．1 2 原矿1 0 0 ．0O ．2 5 1 1 ．2 8 04 ．2 81 0 4 ．0 01 0 0 ．0 1 0 0 ．0 l o o ．O1 0 0 ．0 工业试验与小型试验选矿指标相近。与现场改 造前生产指标相比，工业试验所获得的铜精矿铜品 位提高了2 ．0 6 个百分点，铜回收率提高了2 3 ．3 8 个 百分点；铅精矿铅品位下降了8 ．7 3 个百分点，但 铅回收率提高了5 ．5 3 个百分点，同时铜、铅精矿 中银的回收率提高了3 ．8 3 个百分点。 5 结论 1 通过对现场产品的考察和大量的条件试验 研究，经过工艺流程对比，确定了用铜铅混选再铜 铅分离铜铅混选尾矿选锌的部分混合浮选工艺流 程取代原来的铜铅锌依次优先浮选的优先浮选工艺 流程。 2 部分混合浮选成功的关键是采取了合适的 铜铅分离技术采用活性炭对铜铅混合精矿脱药、用 亚硫酸钠与硫酸锌组合抑制剂抑制铅锌矿物、选择 对铜矿物选择性好的Z 一2 0 0 作为铜矿物的捕收剂。 3 工业试验时原矿石中各有价元素品位均略 低于小型试验品位，但工业试验指标仍然非常理 想，工业试验获得含铜2 1 ．3 8 ％、含银35 8 8 ．2 0 矾、 铜回收率7 3 ．0 3 ％、银回收率2 9 ．5 6 ％的铜精矿、含 铅4 2 ．4 6 ％、含银18 6 5g ／t 、铅回收率8 6 ．8 5 ％、银 回收率4 6 ．9 2 ％的铅精矿，铜、铅精矿中银总回收 率为7 6 ．4 8 ％。远远高于改造前生产指标，证明了小 型试验所确定的工艺流程和工艺条件是合适的。 参考文献 [ 1 ] 陈泉水，余裕珊．某难选铜铅锌多金属硫化矿浮选试验 研究[ J ] ．中国矿山工程，2 0 0 8 6 1 - 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