小茅山选矿厂始建于20世纪70年代,建厂初期的设计规模为4.5万t/a。20世纪80年代中后期,进行过流程和设备改造,新建了磨浮主厂房。选矿厂发展到目前,已逐步形成了年处理9万t铅锌矿石(日处理量300t/d)的规模。
2005年,由于老矿区的铅锌矿石即将被开采完,选矿厂继而处理新矿区矿石。与老矿区不同,新矿区矿石属银铜铅锌多金属矿,铜品位有时可达2%,含银有时达350g/t。
工艺矿物学研究表明,新矿区矿石中主要金属矿物有黄铜矿、斑铜矿、闪锌矿、方铅矿含银辉铋铅矿、黄 铁矿等,属难分离的铜铅锌多金属矿。根据铜铅锌多金属矿的选矿小型试验研究结果,选矿厂在2005年初进行了流程改造,增加了选铜作业,改造了铅作业和锌作业。在流程改造后,选矿厂很快进人了工业试验。
一、工业试验矿石
新矿区矿体形态复杂,多处见夹石(矽卡岩、大理岩),有用组分分布不均。由于出矿点多,矿石品位和性质变化较大,表现最突出的是各点的含泥量差异很大。同时,由于单位时间内每个矿点采出量小,现场配矿难度较大。工业试验期间,矿石品位波动范围为铜1.5%~2.7%、铅4%~7.5%、锌2%~7.5%,银170~350g/t。此外,已堆存近一年的难处理地表矿的配人,更增加了选矿处理难度。
二、矿石工艺矿物学研究
代表性矿石的工艺矿物学研究表明,矿石中的主要化学组成为氧、硅、钙、硫、铜、锌、铅、银、铁、锰及少量碳、镁、钠、钾、铝等,可供利用的有价元素为铜、锌、铅、银。
代表性矿石的主要化学成分分析结果见表1,化学物相分析结果见表2。
原矿含硫5.74%。硫化物中铜、铅、锌和银的占有率分别为97.65%、89.75%、94.37%和86.13%。矿石的氧化程度较低,主要为硫化矿石。
矿石中主要金属矿物有黄铜矿、斑铜矿、蓝辉铜矿、闪锌矿、方铅矿、含银辉铋铅矿、黄铁矿、磁铁矿、赤铁矿、褐铁矿,另见很少量黝铜矿、硫铋铜矿及银的碲化物;主要脉石矿物有石英、石榴石(主要为钙铁石榴石)、硅灰石、绿泥石,另见少量方解石一白云石。
黄铜矿是矿石中含量最高的铜矿物。总体上其嵌布粒度较粗,最大粒度可达200μm,多数为30~60μm之间,亦有微量细粒(-10μm)包裹体嵌布在闪锌矿中。黄铜矿在矿石中的嵌布特征简单,大部分黄铜矿存在于脉石裂隙中,但是部分黄铜矿呈细粒状嵌生在黄铁矿颗粒之间或充填交代黄铁矿,而少量则嵌生在闪锌矿中,这类黄铜矿在磨矿过程中的单体解离非常困难。
矿石中斑铜矿往往与蓝辉铜矿和铜蓝一起交代黄铜矿,在黄铜矿周围形成镶边结构,组成接触边界简单但连生关系密切的集合体,部分斑铜矿含少量银。
闪锌矿嵌布粒度多在20~60μm,最大粒度达150μm。闪锌矿内可见有细小的方铅矿包体,也常常被方铅矿交代而使嵌布关系复杂化。部分闪锌矿内部存在黄铜矿析出物,在一定程度上影响铜、锌矿物的分离。
矿石中方铅矿平均粒度多在30~60μm,在与其它重要硫化物形成中粗粒集合体时,其粒度相对较粗。亦常见在脉石的裂隙中呈中粗粒嵌布的方铅矿,在硫化物和脉石中呈中粗粒状嵌布的方铅矿往往在磨矿过程中易于解离。
扫描电镜能谱仪检测表明部分方铅矿含银,但更多情况下则可以看到其内部有银矿物析出。
辉铋铅矿是矿石中明显含有银的主要载银矿物之一,矿物相对含量为0.3%左右,含银量一般变化于0.5%~4%。它或呈中一粗粒状独立沿矿石裂隙充填,或独自在脉石中呈细粒状嵌布,还有一部分与其它硫化物一起组成集合体。在其它硫化物尤其是方铅矿中还见有多种银矿物或含银矿物共生,多数与铅铋硫盐和碲化物有关。这类银矿物与硫化物(主要是方铅矿)关系极密切。
多数情况下黄铁矿与各种硫化物组成集合体嵌布在脉石中,常见黄铁矿内部有乳滴状的方铅矿包裹,而碎裂的黄铁矿为黄铜矿交代形成典型的交代残余结构,这两种嵌布特征都不利于黄铁矿与黄铜矿及方铅矿的解离[1-5]。
三、工业试验
(一)工业试验流程
工业试验采用铜、铅、锌全优先浮选流程,图l为工业试验原则工艺流程。选铜作业采用一次粗选、三次扫选和两次精选流程。选铜捕收剂采用BK901J。选铜尾矿进入铅浮选作业,选铅流程为一次粗选、三次扫选和四次精选流程。选铅尾矿进入一次粗选、三次扫选和三次精选的选锌流程。
原矿采用一段磨矿,进入浮选的磨矿细度为75%-74μm。由于球磨机为MQGl500×3000格子型,容易造成铅的过磨。
(二)工业试验指标
经过一个阶段的调整和改进,确定了最终工艺条件,取得了初步的试验指标。从2005年8月25日到9月5日共处理矿石2800t,扣除因断水或设备维修等原因停车,返算满负荷运转处理矿量约270t/d,累计原矿品位为铜1.75%、铅5.66%和锌4.64%。所得的累计指标为:铜精矿品位25.53%、铜回收率67.12%,铅精矿铅品位65.24%、铅回收率79.42%,锌精矿锌品位46.43%、锌回收率82.60%。其中,个别班次达到了铜、铅、锌品位和回收率分别为27.85%、75.58%、53.29%和84.18%、81.42%、86.25%的良好指标。
在确定的工艺流程和操作条件基础上,2005年9~12月的生产指标逐月提高(见图2),12月份,银在铜精矿和铅精矿中的回收率分别达到了24.72%和60.84%。指标表明,所制定的工艺制度是适宜的。
(三)工业试验中遇到的问题和采取的措施
1、工业试验中遇到的问题
工业试验中遇到了很多问题,主要有:
1)原矿品位和矿石性质波动比较大。原矿品位波动范围:铜品位从1.5%到2.7%、铅品位从4%到7.5%、锌从2%到7.5%不等。由于采矿时出矿点多,各点的矿石类型和种类变化大,且伴随有不定期的地表矿需要处理,致使矿石性质变化大。由于现场条件限制,不易配矿等。
2)原矿磨矿后次生矿泥多,且不同种类原矿含泥量不同,造成操作不易稳定。磨矿产品粗细不均匀,铅过磨严重,导致铜精矿的含铅量难以进一步降低。
3)原矿中含木渣等杂质多,同时浮选机叶轮的循环孔比较小,造成浮选机叶轮及盖板上的循环孔经常被堵塞。
4)由于原矿品位变化幅度较大,当原矿品位高时,浮选时间显得不够,致使铜铅分离不好,产品互含严重,产品质量不合格,铜回收率很低。整个作业经常不畅通,分选混乱。
5)磨矿分级溢流浓度有时偏大,达到43%以上,甚至更高,造成铜铅浮选分离困难。
6)石灰添加系统不能得到有效控制,致使石灰添加量变化大,矿浆pH波动大,影响浮选效果。
7)部分药剂出现断药或堵塞等现象。
2、工业试验中采取的措施
针对上述问题,在工业试验领导小组的组织下,选矿、采矿、设备等部门主管和选矿及其他相关专业技术人员进行了经常性的讨论与沟通,采取了如下的主要措施:
1)尽量稳定给矿性质,加强配矿。
2)严格控制球磨机给料,调整球磨机中各种球径的比例,调整操作条件,将一段磨矿细度尽量稳定在75%~80%—74μm。
3)强化铜铅浮选分离的技术要求,将粗选给矿浓度尽量稳定在35%~36%。在原矿品位高时,适当降低原矿处理量以保证浮选指标。
4)对于浮选矿浆中的木渣问题,在搅拌槽中增加隔离装置。
5)对浮选机进行适当改造。
6)对锌粗选和精选流程进行局部改造。
7)改进工艺药剂制度。针对原矿性质和品位变化大的特点,调整抑制剂的加药点及用量,从而稳定了铜铅分离的效果,使之不因原矿的变化而波动。调整铜捕收剂的添加方式和地点。根据实验室试验结果,将铜捕收剂加药点由搅拌槽改在加入球磨机中,提高铜的回收率,降低其对后续浮选的影响。
8)改造石灰加药系统,准确控制其添加量,控制矿浆pH,稳定生产条件。
四、结语
(一)采用铜、铅、锌顺序优先浮选工艺流程处理小茅山银铜铅锌矿石,在工业生产上得到了长期稳定运行。在2005年12月指标中得到了含铜24.80%、铜回收率77.0%铜精矿,含铅61.28%、铅回收率75.40%的铅精矿,以及含锌48.47%、锌回收率80.02%的锌精矿。银在铜精矿和铅精矿中的总回收率为85.56%。
(二)有必要对不同矿体的矿石分别进行详细的实验室研究,确定不同类型矿石的可选性和药剂制度,以进一步指导生产。
(三)参加本次工业试验的还有北京矿冶研究总院和苏州市小茅山铜铅锌矿的其他同志。
参考文献
[1]王云,张丽军.复杂铜铅锌多金属硫化矿选矿试验研究[J].有色金属:选矿部分,2007,(6):1-6.
[2]S•布拉托维奇.秘鲁劳拉选矿厂新铜铅分离法的研究和应用[J].国外金属矿选矿,2002,(3):21-25.
[3]倪章元,王贤兴.新疆某难选多金属矿的选矿工艺研究[J].矿冶工程,2003,23(2):30-32.
[4]张学强.铜与铅锌分离作业硫化钠药方优化调配的工业试验研究[J].甘肃冶金,2003,25:48-50.
[5]尹江生,贺锐岗,沈凯宁.铜铅锌铁矿选矿工艺流程研究[J].有色金属,洗矿部分,2007,(1):I-5.