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1、提高车河铟锌精矿质量的工艺研究及生产实践 X 董天颂邹霓吴伯增摘 要 :通过分析车河选矿厂 91 号矿脉锡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顺序返回到粗选改为返回到磨矿 ,经磨矿擦洗脱药后再进入分离作业的工艺流程 ,大大提高了铟锌精矿质量和回收率 ,使铟锌精矿质量达到了新的铟锌冶炼工艺要求 ,经济效益非常显著。关键词 :锡石多金属硫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 ,国家把提高大厂铟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
2、出了新的要求 : 47 %、 0. 3 %、 2 %、 0. 3 %、 14 %。过去车河选矿厂生产的铟锌精矿含锌一般只有 45 %左右 ,铅、锑、锡、铁、二氧化硅等杂质总量达 19 %22 % ,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 60 %左右。对车河选矿厂来说 ,锌回收率每提高 1 % ,则每年可净增经济效益 140 多万元 ,一年生产的锌精矿中含铟 60 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
3、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 中矿集中返回到磨矿”工艺流程为工业试验流程。经过连续 14 个班的工业试验 ,取得了锌精矿含锌 49. 65 % ,回收率 76. 50 % ,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 47. 92 % ,回收率 71. 15 %。工业试验指标和一年生产实践指标与 1996 年生产指标相比 ,锌精矿含锌分别提高了 4. 32 %和 2. 59 % ,回收率分别提高了 19. 18 %和 13. 83 % ,经济效益非常之显著。1 矿石性质91 号富矿属于锡石多金属硫化矿类型矿石 ,开采部位
4、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。表 1 原矿多元素分析结果 ( %)元素 n b e 1. 5 1. 75 4. 91 5. 27 0. 3 0. 7 0. 25 0. 56 0. 013 15. 5 1. 95 18. 7 24. 68由表 2 可以看出 ,原矿中硫化物含量高 达 40 % ,其中含量最高的是磁黄铁矿 ,该矿1广州有色金属研究院高级工程师广东广州 510651国家“九五”重点科技攻关项目 (子专题号 96 - 119 - 02 - 02 - 02) 1995o., 单斜磁黄铁矿可浮性较好 ,极易与铁闪锌矿一起上浮 ,造成锌精矿质
5、量下降。表 2 原矿矿物组成分析结果 ( %)矿物 锡石 铁闪锌矿 脆硫锑铅矿 黄铁矿 磁黄铁矿 毒砂 其它含量 1. 92 2. 22 8. 9 9. 58 0. 78 1. 84 3. 07 22. 46 4. 52 57. 442 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91 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 52 % 57 % ,含铁 9. 5 % 11. 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 20 %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
6、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 流程结构不尽合理车河选矿厂处理 91 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
7、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。图 1 混浮 锌硫分离原则流程表 3 两次锌精矿查定矿物组成情况 ( %)序号 铁闪锌矿 黄铁矿 脆硫锑铅矿 毒砂 磁黄铁矿 脉石1 76. 96 3. 35 0. 27 0. 86 14. 08 4. 482 79. 23 1. 83 0. 16
8、0. 01 15. 56 3. 23表 4 锌精矿查定粒级分析结果 ( %)粒级 ( m) 产率 品位 金 属 分 布 率+ 37 36. 50 46. 85 41. 71- 37 + 19 20. 50 43. 00 21. 50- 19 + 10 27. 50 39. 97 26. 81- 10 15. 50 26. 40 9. 98合计 100. 0 41. 00 100. 02. 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 ,药剂用量常常过2 1995o., 型试验时 ,松醇油用量一般为 120150g/ t ,
9、而在生产中 ,松醇油往往加到 400 500g/ 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
10、,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问题、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 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
11、业 ,而是返回到浓密池 ,经脱水浓密后再进入磨矿作业 ,经磨矿擦洗脱药 ,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 14 个班工业试验结果见表 5 。最终取得了铟锌精矿含图 2 工业试验原则流程表 5 连续 14 个班工业试验指标序号 原矿处理量 (t) 原矿锌品位 ( %) 锌精矿 量 (t) 锌精矿品位 ( %) 锌回收率 ( %)1 360. 30 4. 31 25. 56 49. 02 80. 692 359. 85 4. 25
12、20. 20 48. 91 64. 603 360. 40 4. 62 20. 48 48. 81 60. 044 362. 53 4. 58 28. 05 50. 87 85. 945 363. 65 4. 72 19. 44 48. 70 55. 086 358. 75 4. 89 25. 08 49. 12 70. 227 360. 60 4. 92 29. 23 49. 03 80. 788 356. 40 4. 35 25. 97 50. 10 83. 939 361. 74 5. 23 30. 44 50. 15 80. 6910 364. 77 5. 13 32. 58 50.
13、05 87. 1411 360. 13 5. 20 30. 56 49. 95 81. 5112 373. 69 5. 34 35. 10 50. 30 88. 3513 370. 86 5. 74 35. 35 48. 60 80. 7014 369. 25 5. 41 26. 57 51. 00 67. 83合计 5082. 92 4. 91 384. 61 49. 65 76. 50锌 49. 65 % ,对原矿锌回收率 76. 50 % ,铟锌精矿含杂为锡 0. 23 %、锑 0. 2 %、铁 12. 16 %、二氧化硅 1. 4 %的指标。锌精矿粒级分析见3 1995o., ,表 6
14、 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 ( m) 产率 锌精矿品位 锌金属分布率+ 150 2. 77 52. 00 2. 92- 150 + 100 2. 26 51. 70 2. 37- 100 + 74 8. 55 50. 88 8. 81- 74 + 37 22. 89 50. 97 23. 64- 37 + 19 12. 98 50. 67 13. 32- 19 + 10 30. 23 50. 97 31. 21- 10 20. 32 43. 08 17. 73合计 100. 0 49. 36 100. 04 生
15、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 ( %)生产时间 处理矿 量 (t) 原矿含锌 锌精矿 量 (t) 锌精矿 品位 锌回收率1998. 6 60029 4. 99 4200. 3 47. 83 67. 041998. 7 65117 4. 64 3999. 1 48. 02 63. 561998. 8 68334 4. 80 4450. 8 48. 68 66. 061998. 9 71403 5. 23 5090. 4 48. 03 65. 201998. 10 71912 5. 58 5965. 2 47. 82 71. 141998. 11 70941 5. 51 5118. 1 46. 64 61. 071998. 12 49430 5. 26 4305. 1 47. 62 78. 831999. 1 74430 5. 31 5393. 3 47. 46 64
