提高车河铟锌精矿质量的工艺研究及生产实践.pdf

提高车河铟锌精矿质量的工艺研究 及生产实践。 管则皋“董天颂邹霓吴伯增 摘要通过分析车河选矿厂9 1 号矿眯锝石多金属硫化矿富矿锌硫分离作业存在的问 题，提出锌硫分离前增加选铅锑作业，把锌硫作业精选尾矿麒序返回到粗选改为返回捌磨矿，经 套矿基洗脱药后再进人分离作业的工艺流程，大大提高了铟锌精矿质量和回收率，使相锌精矿 质量达到了新的帼锌冶炼工艺要求，经侪效益非常显著。 关■词锝石多金属矗化矿铟锌精矿铅锑精选尾砂磨矿 铟锌工程是关系到华锡集团公司经济 效益能否大幅度提高的重点建设工程，为 此。国家把提高大厂锢锌精矿产品质量和回 收率的研究列入。九五”科技攻关项目。新 的铟锌冶炼工艺对铟锌精矿质量提出了新 的要求Z n ≥4 7 ％、S b 0 ．3 ％、S i 0 2 2 ％、 S n 0 ．3 ％、F e 1 4 ％。过去车河选矿厂生 产的铟锌精矿含锌一般只有4 5 ％左右，铅、 锑、锡、铁、二氧化硅等杂质总量达1 9 ％～ 2 2 ％，远远超过了新的铟锌冶炼工艺要求。 另外，锌的回收率偏低，只有6 0 ％左右。对 车河选矿厂来说，锌回收率每提高1 ％，则 每年可净增经挤效益1 4 0 多万元，一年生产 的锌精矿中含铟6 0 多t ，若能提炼成铟金属 效益近亿元。所以，提高铟锌精矿质量和回 收率一方面可以提高企业经济效益，另一方 面为新的铟锌冶炼提供合格的原料。 提高铟锌精矿产品质量和回收率的小 型试验研究由7 个研究院、所、大学共同承 担，均取得了较好的结果，经专家评议选定 “混合浮选分离一中矿集中返回到磨矿” 工艺流程为工业试验流程。经过连续1 4 个 班的工业试验，取得了锌精矿含锌4 9 ．6 5 ％， 回收率7 6 ．5 0 ％，杂质含量均小于新的铟锌 冶炼工艺对杂质要求的技术指标。一年的 生产实践指标为锌精矿含锌4 7 ．9 2 ％，回收 率7 1 ．1 5 ％。工业试验指标和一年生产实践 指标与1 9 9 6 年生产指标相比，锌精矿含锌 分别提高了4 ．3 2 ％和2 ．5 9 ％，回收率分别提 高了1 9 ．1 8 ％和1 3 ．8 3 ％，经济效益非常之显 著。 1 矿石性质 9 1 号富矿属于锡石多金属硫化矿类型 矿石，开采部位不同，矿石中矿物组成也不 同，原矿多元素分析结果见表1 ，矿物组成 见表2 。 衰1 原矿多元素分析结果I ％ 由表2 可以看出，原矿中硫化钫含量高达4 0 ％，其中含量最高的是磁黄铁矿，该矿 乒蠢薯譬塞熹鑫凳蘸警羞至_ 星霈寺1 5 } 甍一鬣野一0 2 0 2 ’ 万方数据 2 物有单斜磁黄铁矿和六方磋黄铁矿，单斜磁浮，造成锌精矿质量下降。 黄铁矿可浮性较好．极易与铁闪锌矿一起上 衰2 原矿矿物组成分析结果 ％ 2 影响质量及回收率的因素 原生产工艺中影响锌精矿质量及回收 率的因素如下。 2 ．1 矿石性质复杂．硫化矿物难分离 9 1 号富矿体不同部位的矿石锡铅锌硫 的含量变化很大，一般铁闪锌矿含锌5 2 ％ ～5 7 ％，含铁9 ．5 ％～1 1 ．8 ％，铁和锌在矿 物中的变化使得铁闪锌矿的可浮性发生变 化。有2 0 ％的锌非常好选，不经硫酸铜活 化就能上浮，而大部分必须经硫酸铜活化后 才能上浮。磁黄铁矿在矿石中含量高，单斜 磁黄铁矿的浮选活性比较好。在混合浮选 中，一经硫酸铜活化，锌硫分离时就难以抑 制，常常随铁闪锌矿一起进入锌精矿，影响 锌精矿质量。 2 ．2 藏程结构不尽合理 车河选矿厂处理9 1 号富矿的硫化矿浮 选流程为“混浮锌硫分离流程”，原则流程 见图1 。该流程中，所有硫化矿经硫酸铜和 黄药作用后一起浮入硫化矿混合精矿中，经 脱水浓密后，混合精矿进入磨矿，分级产品 用石灰、氰化物抑制磁黄铁矿、黄铁矿、毒砂 等矿物，用硫酸铜活化铁闪锌矿，浮选得锌 精矿。由于一些细粒单斜磁黄铁矿可浮性 好．又经过浮选药剂的反复作用，用石灰已 很难抑制下去．即使经几次精选加石灰、氰 化物把其抑制下去，但到锌粗选、扫选作业 又会浮起来。在抑制细粒单斜磁黄铁矿的 同时也抑制了一些粗粒铁闪锌矿。这样．在 流程中造成恶性循环，最终锌精矿质量低、 锌回收率不高。表3 、表4 为锌精矿质量查 定情况。从表3 可以看出，影响锌精矿质量 的主要杂质为磁黄铁矿、脉石。从表4 的精 矿粒级分析表明，杂质对细粒级锌精矿影响 更为严重。 给矿 锌精矿 建锋尾矿 圈1 混浮锌硫分离原则藏程 衰3 两次锌精矿查定矿物组成情况 ％J 序号铁闪锌r 黄长矿奠t 讳梧矿毒砂磁黄铁矿辣石 17 6 ．9 633 5o ．2 7o ．8 61 4 ．饷4 ．4 8 1竺垫 墅 Q 苎 望 裹4 锌糟矿童定粒级分析结暴 ％ 粒级 肿产事品位盒一分布事 3 73 6 ．5 0．6 ．晒4 1 ．7 J 一3 7 1 92 0 5 04 3 ．∞ 2 15 0 1 9 1 02 7 ．加3 9 ．9 72 6 ．8 1 一1 01 5 ．5 02 6 ．4 09 ．蚰 合计 瑚．04 1 ．∞l ∞．0 2 ．3 药剂添加不合理 对车河选矿厂来说，锡精矿是主产品， 锌精矿为其次。为了减少硫化矿对后重锡 的回收，在浮选硫化矿时，药荆用量常常过 万方数据 3 量。小型试验时，松醇油用量一般为1 2 0 1 5 晚／t ，而在生产中，松醇油往往加到4 0 0 ～5 0 0 9 ／t 。这样，在分离浮选时，泡沫发粘， 使本来非常难抑制的细粒单斜磁黄铁矿更 加难抑制，同时夹带的脉石也增加，致使锌 精矿质量受到很大影响。含铁、锑和二氧化 硅高。另外，由于矿石性质变化大，造成药 剂添加不稳定、波动大。使锌硫分离作业操 作变得困难，常常“压槽”不刮泡，影响了锌 的回收。 2 ．4 分离浮选操作不尽合理 在生产操作过程中，当出现最后一次精 选泡沫含杂高时，往往采用“压槽”不刮泡， 增加氰化物量来抑制的操作方法，致使大量 的锌矿物一起被抑制，而好浮的细粒单斜磁 黄铁矿仍得不到很好的抑制，最终的结果是 大量的锌矿物在浮选槽内循环，锌精选槽内 的矿浆浓度大，锌精矿杂质含量高，尾矿中 锌损失严重。。压槽”一次，要一个多小时才 能恢复正常，既影响了锌精矿质量，又影响 了锌回收率。 3 新工艺流程及工业试验 通过分析生产上存在的同题、小型试验 研究和结合现场生产实际情况，提出了图2 所示的工业试验原则流程。在混合浮选时， 采用数控加药机给药，稳定了药剂用量，降 低了药剂消耗，为分离浮选创造了条件。 该工艺的特点是在锌硫分离前．在弱 碱性的介质中，用N a C N 抑制锌硫．浮选脆 硫锑铅矿及一部分活性非常好的细粒单斜 磁黄铁矿，以减少铟锌精矿的铅锑和铁；在 锌硫分离作业，锌精选尾矿中存在着大量可 浮性好的磁黄铁矿不是顺序返回到锌粗选 作业，而是返回到浓密池，经脱水浓密后再 进入磨矿作业。经磨矿攘洗脱药。使磁黄铁 矿重新产生新鲜表面，活性好的在选铅锑时 除去一部分，余下的在高碱性介质中得到有 效抑制。工业试验表明．采用新的工艺流程 后，锌硫分离精选作业非常稳定，再也没有 出现“压槽”不刮泡现象。连续1 4 个班工业 试验结果见表5 。最终取得了铟锌精矿古 给矿 锢锌精矿 选锌尾矿 圈2 工业试验原则流程 油 裹5连续1 4 个班工业试验指标 庠号原矿处原矿锌锌精矿锌精矿锌回收 ”。 理量 t 品位 ％ 量 t 品位 ％ 事 ％ 13 ∞．3 04 ．3 12 5 ．5 64 9 ．0 2 8 06 9 23 5 9 ．8 542 52 0 ．2 04 8 ．9 16 46 0 33 ∞．4 046 2加．4 8 4 8 ．8 1 6 00 4 43 6 2 ．5 345 82 8 ．0 55 0 ．8 78 5 ．9 4 53 6 3 ．6 547 21 9 ．4 44 8 ．7 05 50 8 63 5 8 ，7 54 ．8 92 5 ．0 84 9 ．1 27 0 ．2 2 73 6 0 ．6 049 22 9 ．2 34 9 ．0 38 07 8 83 5 6 ．4 04 ．3 52 5 ．9 75 0 ．1 08 39 3 93 6 1 ．7 452 33 04 45 0 ．1 58 0 ．6 9 1 03 “．7 7 5 ．1 33 2 ．5 85 0 ．0 58 7 ．1 4 1 l3 6 0 ．1 35 ．2 03 0 ．5 64 9 ．9 58 1 ．5 l 1 23 7 3 ．6 95 ．3 43 5 ．1 05 0 ．3 0裙．3 5 1 3 3 7 0 ．8 65 ．7 43 5 ．3 5 4 8 ．6 08 07 0 1 43 6 9 ．2 55 ．4 12 6 ．5 75 1 ．0 06 78 3 合计5 0 8 2 ．9 249 13 8 46 14 9 ．6 57 6 ．5 0 锌4 争6 5 ％，对原矿锌回收率7 6 ．5 0 ％，铟锌 精矿含杂为锡0 ．2 3 ％、锑0 ．2 ％、铁1 2 ．1 6 ％、 二氧化硅1 ．4 ％的指标。锌精矿粒级分析见 万方数据 4 表6 ，表6 与表4 的结果相比较知，细粒级 锌精矿含杂有了明显的改善。 表6 工业试验锌精矿粒级分析结果 ％ 粒级 姗产串锌精矿品位锌金属分布率 1 5 027 75 2 6 02 ．9 2 1 5 0 1 0 0 22 65 17 0 23 7 1 0 0 7 4 85 55 0 ．8 8 88 1 7 4 3 72 28 9 5 09 7 2 36 4 3 7 1 91 29 85 06 71 3 ．3 2 1 9 1 03 0 ．2 35 09 73 1 ．2 l 一1 02 03 24 3 ．0 81 77 3 合计1 0 0 ．04 9 ．3 61 6 0 ．0 4 生产实践与经济效益 工业试验结束后，新工艺转入生产，一 年的生产指标如表7 。新工艺工业试验指 表7新工艺生产指标 ％ ⋯问鬻⋯锌鬻嚣呈 1 9 9 866 0 0 2 949 94 2 0 0 ．34 78 36 70 4 1 9 9 876 5 1 1 7 46 4 3 9 9 9 ．1鹅．0 26 35 6 1 9 9 8 ．86 8 3 3 44 ．8 0“5 0 ．84 8 ．鸫6 6 ．0 6 i 9 9 897 1 4 0 352 35 0 9 0 、44 80 36 5 ．2 0 1 9 9 81 07 1 9 1 255 85 9 6 5 ．24 78 27 11 4 1 9 9 8 ．1 l7 0 9 4 15 ．5 15 1 1 8 ．14 6 ．6 46 10 7 1 9 9 8 ．1 24 9 4 即52 64 3 0 5 ．14 76 27 8 ．8 3 标比较见表8 。由表8 可知，新工艺工业试 验指标、生产指标与1 9 9 6 年指标相比，锌精 矿品位分别提高4 ．3 2 ％和2 ．5 9 ％，锌回收率 分男U 提高1 9 ．1 8 ％和1 3 ．8 3 ％。 表8 新工艺工业试验、生产指标与 1 9 9 6 年生产指标比较 ％ 项日 原矿锌品位锌精矿品位锌回收率 工业试验指标 A 49 14 9 ．6 57 6 5 0 生产实践指标 B 4 ．9 04 79 27 11 5 蟹燃4 5 1 4 5 ．3 35 7 ．5 2 A ～C 0 ．443 2 1 9 1 8 B ～C十0 ．3 92 ．5 91 38 3 矿处理量为8 7 6 2 0 3 t ，原矿含锌4 ．9 0 ％，铟锌 精矿每吨金属锌价3 3 0 0 元，铟锌精矿含铟 0 ．1 5 ％ 1 9 9 8 年查定数据 ，铟经冶炼后每 吨铟金属利润1 5 0 万元，铟冶炼回收率7 8 ％ 计算，年增锌金属5 9 3 7 ．8 t ，经济效益1 9 5 9 ．0 万元，增收铟金属1 4 ．5 0 t ，经济效益为2 1 7 5 万元，两项合计共获经济效益4 1 3 4 万元。所 以，新工艺提高了铟锌精矿质量和回收率， 达到了提高企业经济效益的目的。 1 9 9 917 4 4 3 05 3 15 3 9 3 ．34 7 4 66 4 7 1 5结语 1 9 9 928 0 3 3 44 ．7 96 4 8 384 8 ．6 08 l8 7 1 9 9 938 3 3 147 56 4 1 18 柏．0 47 75 l 新的工艺流程能满足9 l 号富矿矿石性 1 9 9 9 4 9 4 0 惹4 ‘竺6 6 5 6 哩竺0 4 8 16 0 质复杂多变的要求，锌硫分离作业过程稳1 9 9 958 6 745 7 0 90 8．2 85船．1 17 3 ．9 4 ⋯一⋯⋯一⋯⋯⋯～⋯⋯～ 累计8 7 6 2 0 3 4 ．9 06 3 7 8 434 79 27 11 5 定，大幅度地提高了铟锌精矿质量和回收 标、新工艺一年生产指标与1 9 9 6 年生产指率，经济效益非常显著。 f 上接第4 1 页 从表1 的数据来看，锌精矿散装途耗平 均每车比袋装多0 ．6 2 t 干量，按凡口锌精矿 平均含锌5 4 ％，单价4 0 0 0 元／t 金属计算， 相当于多损失1 3 4 0 元价值。如果是采用袋 装运输，虽然每车增加包装成本5 0 0 元。仍 可以避免损失8 4 0 元／车的精矿途耗。体现 了袋装的优越性。以株洲冶炼厂每年购进 锌精矿9 0 0 0 个车皮，平均锌品位5 0 ％计算 1 9 9 7 年统计 ，每年可因此避免途耗损失 1 0 8 8 万元，除去包装袋成本4 5 0 万元，矿山 还可获利6 3 8 万元。由表1 的平均途耗换 算途耗百分比为袋装0 ，2 8 ％，散装 1 ．加％，因此袋装减少途耗1 ．1 2 ％。由此 可见，袋装运输的经济效益和社会效益都是 十分可观的。散装矿还用碎麻袋片在车皮 缝补漏，可见其防泄漏功能仍然不足。试验 时测定了在车皮内摆放包装袋需要的时间， 一人操作平均一车只花4 r n i n 。而且劳动强 度不大。从测定的水分来看，当时运输途中 正下着小雨，散装的到岸水分和湿重增幅较 大，泄漏程度加重，而袋装的水分增幅较小， 这也体现了带盏包装袋的益处。 参考文献 l 陈志钧等．G B l 4 2 6 1 ～9 3 ，散装浮选锌糖矿取样、 制样方法，北京中国标准出版社．1 9 9 3 万方数据