项目名称 | 产品 | 产率 | 品位 | 回收率 | ||
Pb | Zn | Pb | Zn | |||
四产品工业试验 | 铅精矿混合精矿锌精矿总混精矿锌尾矿原矿 | 3.85015.1308.89827.87872.122100.00 | 51.9011.211.1013.620.774.35 | 3.2130.1052.4533.510.449.66 | 45.9338.992.3787.2912.71100.0 | 1.2847.1348.3196.723.28100.0 |
生产流程 | 铅精矿锌精矿总混精矿锌尾矿原矿 | 6.86016.42023.28076.720100.0 | 44.912.3014.8561.044.26 | 4.6950.1836.770.949.28 | 72.328.8781.1918.81100.0 | 3.4588.7992.247.76100.0 |
但是,当时药剂制度不能有效抑制黄铁矿,铅精矿和混合精矿质量较低,不适应将要采用的精料方针。 3、铅锌快速优先、中矿混合浮选-新四产品工艺流程研究与应用 1979年末,西德Bergman博士带来梅根选矿厂先进经验-细磨高碱异丙基黄药选铅工艺,指导凡口矿进行半工业试验(原矿细磨工艺,1975年北京矿冶研究总院首先研究成功,为此1979年凡口大选厂已增设ф2700mm×3600mm溢流型球磨机3台,比西德Bergman教授提出细磨工艺提前三年),凡口矿用丁基黄药取代异丙基黄药,于1980年10月完成了细磨高碱丁基黄药选铅工业试验。直到1991年选矿厂连续使用11年。其中最佳指标为1988~1991年,累计生产铅精矿品位52.3%,回收率81.66%。作者认为主要存在两个问题,其一,铅粗精矿中方铅矿单体解离度达90%,采用细磨(细度在-36μm85%~90%)后精选,流程不合理,造成方铅矿过磨、泥化,浮选速度变慢;其二,在生产实践中,当用丁基黄药或混合捕收剂选铅,用大量石灰高碱(pH>12)不能有效抑制活性很强的黄铁矿,必须铅粗精矿再磨。生产11年铅精矿品位徘徊于52%,其中30%为单体黄铁矿;1998年后,曾一度用“电位调控”理论,实际上也不能抑制黄铁矿上浮。 为此,必须研究铅粗精矿不经再磨的快速浮选流程,首先要研发新型黄铁矿抑制剂。这是突破高碱工艺的关键。[next] 3.1新型黄铁矿、闪锌矿抑制剂 作者等经过长期研究,发明了一种铅锌多金属硫化矿的分离方法(1991年已获得发明专利),利用金属阳离子钙对铅锌铁硫化矿吸咐性差别,与DS或PS组成选择性抑制剂,选铅时可强烈抑制黄铁矿和闪锌矿。图1为DS用量对铅精选的影响,当用量由0增加到250g/t,铅精矿品位由42.6%上升到74.6%,铅回收率由77.5%降到56.1%;锌、铁回收率分别由28.5%、47.7%降低到4.4%、5.7%。表明选铅时DS对铁锌有很强的选择性抑制作用。DS无味、无毒,用量少,价廉,对环境无害,可减少石灰用量,对水质变化适应性强,2002年大选厂进行回水工业试验,调整其用量,取得回水工业试验成功。 3.2 DS快速浮选工艺和的研究 新型黄铁矿、闪锌矿组合抑制剂DS的研究成功,使凡口矿生产使用长达11年的高碱细磨铅粗精矿再磨四次精选工艺流程面临重大改革。 1989年作者等申报国家发明专利关键技术为,快速精矿未经再磨,直接用DS进行快速精选,可获高品位铅精矿。用二次或三次快速精选,所得高铅精矿品位67%~70.6%、回收率60%~63%;超过高碱铅粗精矿再磨四次精选指标,铅品位67%~71%,回收率59%~60%,见表2。而且流程简化,从6个作业简化为2~4个(见图2、3),浮选时间缩短50%,无需再磨、脱药,石灰用量节省20%。这一重大突破,奠定凡口选矿流程的发展方向,以后流程改革均采用DS快速浮选工艺。1991年成功地进行新药剂(DS)快速浮选工业试验。投产后六年(1991~1996年)累计生产指标比原细磨高碱工艺,提高铅精矿品位6%,回收率1.6%;提高锌回收率0.6%;药耗节省、硫酸锌用量由1.8kg/t下降到0.27kg/t,药剂总成本由9.866元/t降淡8.416元/t。经专家鉴定,技术上达到同类矿石国际领先水平,获1991年国家科技进步二等奖。图1 铅精选时DS用量对精选指标的影响1-铅品位;2-锌品位;3-铁品位;4-铅回收率;5-锌回收率;6-铁回收率
表2 快速浮选高铅精矿指标
流程 | 再磨细度/-38μm | 精选次数 | 浮选时间/min | 药剂用量/(g·t-1) | 品位/% | 回收率/% | ||||
石灰 | 混合用药 | Ds | Pb | Zn | Pb | Zn | ||||
细磨高碱 | 909085 | 344 | 121928 | 900090007500 | 190195丁基黄药370 | 000 | 55.871.867.2 | 3.652.002.27 | 68.2860.6459.34 | 2.120.710.97 |
快速浮选 | 不磨不磨不磨不磨不磨 | 12233 | 5871010 | 50006500650060005500 | 120120120丁基黄药260丁基黄药250 | 200150150200150 | 64.3570.6067.7069.1566.90 | 3.352.502.802.182.46 | 62.5161.6063.2760.1361.50 | 1.551.041.250.931.04 |
3.3铅锌快速浮选 在制定新四产品工艺流程时,作者首先用快速浮选分别选出铅粗精矿和锌粗精矿(铅锌矿物解离度达90%)、未经再磨,直接精选得高回收率的高铅精矿和高锌精矿,以尽量减少连生体为主的中矿进入细磨后铅锌混合浮选。当原矿磨矿细度为-74μm85%时,预测快速高铅精矿回收率可达70%以上,高锌精矿为75%~80%。为此,我们进行了多年分阶段深入研究。1978年首创用选择性捕收剂苯胺黑药在低碱条件下,原矿磨矿后经一次快速粗选、四次快速精选得高铅精矿,品位74.18%、回收率49.3%;选铅尾矿经一次快速粗选、三次快速精选、四次快速精选得高铅精矿,品位74.18%、回收率49.3%;选铅尾矿经一次快速粗选、三次快速精选,获高锌精矿,品位58.90%,含铅0.66%,锌回收率52.8%;这与当时生产指标铅精矿品位42.6%、锌精矿品位51.4%、含铅2.34%比较,无疑是质的飞跃,从而开创研究快速分选时代。图4 历代高铅精矿指标a-铅回收率;b-铅品位;1-1978年-低碱,苯胺黑药;2-1988年-高碱,丁基黄药,DS;3-1997年-高碱,混合药,DS;4-2001年-高碱,混合药,PS;5-2002年-高碱、PA2,PS 2002年经五代研究,各代药剂种类和铅、锌快速浮选精矿指标如图4、5所示。从第一代到第五代,回收率逐步提高,品位变化不大;第五代采用强化快速浮选,P4-2、PS药剂,指标达到最高水平,高铅精矿品位67%,回收率72%;高锌精矿品位55%、含铅0.9%,锌回收率77.85,技术上保证了可获高技术经济指标。图5 历代高锌精矿指标a-锌回收率;b-锌品位;1、2为开路试验;3、4、5为闭路试验 3.4难选中矿铅锌混合浮选研究 3.4.1难选中矿特性 在分选出高回收率的高铅精矿和高锌精矿后,剩下进入和的金属量约20%~30%,分选十分困难,因此,能否分选得高品位混合精矿,是研究四产品工艺流程成败的关键。 中矿由铅中矿和锌中矿组成,试验流程中矿产率20%~30%,当20%左右时,比较理想。在生产流程(例如2000~2003年)中按表3计算,现场中矿产率71%,品位铅3.4%、锌8.2%、铁29.3%,金属循环量铅59%、锌66%;单位解离度方铅矿30%,闪锌矿32%;方铅矿与锌铁连生体53%,闪锌矿与铅铁连生体40%。上述中矿未经再磨,直接直入浮选流程循环,由于单体解离度太低,长期以来中矿十分难选,混合精矿品位仅46%左右;而且浮选速度慢,浮选机容积为快速浮选的8.5倍电耗为9.6倍。为此,研究中矿细磨工艺,提高铅、锌扫选精矿的单体解离度,将是突破中矿难选的关键。表3 中矿性质及单体解离度/%
产率 | 品位 | 回收率 | 矿物单体解离度 | |||||
Pb | Zn | Fe | Pb | Zn | Fe | |||
铅扫选精矿 | 27.1 | 5.05 | 7.55 | 34.2 | 33.80 | 22.74 | 43.32 | 方铅矿单体解离度28%;闪锌矿单体解离度75%;方铅矿与锌铁连生体62%;闪锌矿与铅铁连生体22% |
锌扫选精矿 | 44.13 | 2.35 | 8.85 | 26.15 | 25.61 | 43.39 | 53.93 | 方铅矿、闪锌矿单体解离度分别为32%、9.5%,连生体相应为41%、49% |
3.4.2铅锌中矿再磨细度试验 在以往的凡口选矿试验和生产流程中,只对铅中矿进行细磨后混选。作者长期进行研究证实,铅锌中矿难分选的主要原因为方铅矿与闪锌矿的单体解离度仅30%、32%;铅锌铁连生体高达40%~53%;粒度大部分在+38μm;为此,首次把铅、锌中矿合并细磨后,进行铅锌混合浮和优先分离试验。图6 铅锌中矿再磨细度与精选指标的关系1-铅品位;2-锌品位;3-铅回收率;4-锌回收率 3.4.3铅锌混合浮选黄铁矿新型抑制剂 特效的新型黄铁矿抑制剂是提高铅锌混合精矿品位的关键,作者经十多种抑制剂筛选,采用CB-1选铅锌抑制黄铁矿的特效药剂,无毒、无味、符合环保标准。图7为精选时CB-1用量与混合精矿指标的关系。当用量为125g/t时,与只用石灰比较,铅锌混合精矿品位铅+锌可从47.82%提高到60%,而精选作业回收率仅降低2%~4%,表明CB-1有很高的选择性。图7 混合精矿精选时CB-1用量与混合精矿指标的关系1-铅品位;2-锌品位;3-铅回收率;4-锌回收率 3.4.5铅锌快速分选、铅锌中矿再磨混合浮选流程 3.4.5.1闭路流程试验 在上述研究取得技术突破的基础上,1997年2~5月,首先在北京矿冶研究总院完成方案论证试验,然后于5~7月在凡口铅锌矿试验室,与凡口科研所共同完成铅锌快速、中矿再磨混合浮选闭路试验,试验指标列于表4。其原始创新技术主要有三项: (1)用DS快速选铅工艺(一次快粗、两次快速精选),获高铅精矿,品位63.55%、回收率66.71%; (2)用快速选锌(一次快粗、四次快精)获高锌精矿,品位56.55%,含铅0.80%,锌回收率71.35%; (3)铅、锌中矿合并再磨至-38μm90%,经三次混合精选、一次扫选,得混合精矿品位铅+锌50.94%。上述各项指标与表1老四产品指标比较,取得重大突破。 3.4.5.2优化工艺闭路流程试验 (1)优化工艺目标为,进一步提高高铅精矿和高锌精矿的回收率,尽量减少进入中矿的含量,以期取得更高的经济效益;混合精矿品位必须高品位,这是新四产品工艺流程研究必须解决的技术难题。为达到上述目的,作者等进行了四年深入研究,2002年制定了强化快速浮选工艺,把高铅精矿和高锌精矿的回收率分别提高到72%和77%;则剩下的是含大量黄铁矿的低铅锌中矿,其品位铅+锌从16%降到10%,回收纺由25%左右降到20%,可选性更差;采用CB-1新药剂,把混合精矿品位由56%提高到60%,为此技术指标取得新的突破,见表4。 (2)半工业试验 北京矿冶研究总院根据三份新四产品工艺流程,研究报告,向凡口铅锌矿提出新四产品工艺流程半工业试验立项申请报告,经凡口矿领导决策,2003年6月凡口矿和北京矿冶研究总院共同组织半工业试验。试验流程见图8。试验技术方案为DS快速选铅、快速选锌得高质量单一铅、锌精矿,铅锌中矿合并细磨后混合浮选得铅锌混合精矿。原矿处理量为6.6~8.12t/班。原矿磨矿细度为-74μm78%~84%。半工业试验指标列于表4。试验结果表明:图8 新四产品原则流程 1)、半工业试验验证了小型闭路试验的工艺流程的技术特点及技术指标;[next] 2)、半工业试验高锌精矿品位仅52.8%,其原因是两次精选,建议采用三次精选,后来被工业试验证实是必要的; 3)、混合精矿的铅锌比例不合适,其原因是进入混进的铅锌比例控制不平衡。 (3)大选厂试验 大选厂试验于2003年10月末至11月28日在大选厂Ⅰ、Ⅱ系列同时进行。试验流程同半工业试验,采用锌三次快速精选,比半工业试验增加一次,以保证高锌精矿品位。考虑中矿混选药剂制度与原第Ⅲ系列处理矿泥相似,为此,省去矿泥单独系列,而由泥砂分选回归原矿入选。原矿处理量为2100~2300t/d,原矿磨矿细度为-74μm82%~85%;药剂:选铅为石灰、混合捕收剂、DS及松醇油;选锌为石灰、硫酸铜、丁基黄药、松醇油;铅锌混合浮选为石灰、硫酸铜、H1和H2及少量松醇油。大选厂试验指标列于表4。表4 新四产品工艺流程试验指标/%
试验名称 | 产品名称 | 产率 | 品位 | 回收率 | ||
Pb | Zn | Pb | Zn | |||
优化流程闭路流程 | 高铅精矿高锌精矿混合精矿锌尾矿原矿 | 4.9212.673.8978.52100.0 | 67.120.9018.820.554.58 | 2.2455.2641.800.338.99 | 72.092.4915.989.44100.0 | 1.2277.8518.082.85100.0 |
闭路试验 | 高铅精矿高锌精矿混合精矿锌尾矿原矿 | 4.7312.156.3476.68100.0 | 63.550.8014.060.654.51 | 2.5956.5636.880.349.63 | 66.712.1620.0611.07100.0 | 1.2771.3524.632.75100.0 |
半工业试验 | 高铅精矿高锌精矿混合精矿锌尾矿原矿 | 4.4513.377.2674.92100.0 | 63.871.2811.920.704.46 | 3.2552.8040.130.4910.41 | 63.263.8521.2011.69100.0 | 1.4167.8527.203.54100.0 |
大选厂试验 | 高铅精矿高锌精矿混合精矿锌尾矿原矿 | 4.0810.827.1477.96100.0 | 62.160.8116.080.744.34 | 2.5055.4733.970.418.85 | 58.392.0126.3913.21100.0 | 1.1567.8427.13.60100.0 |
1)、大选厂试验指标按总混合精矿比较,与原生产工艺2001年累计指标接近(表5); 2)、可分选出高铅精矿品位62%,回收率58.39%;高锌精矿品位55.47%,回收率67.84%,其品位均比凡口铅锌矿历年来的生产指标有较大提高; 3)、铅锌混合精矿品位铅+锌50%,可以出厂供韶关冶炼厂密闭风炉处理。采用CB-1新型抑制剂后,预计可把混合精矿品位提高到52%以上,并可提高铅回收率。表5 新四产品工艺流程总混合精矿指标/%
项目名称 | 产品名称 | 产率 | 品位 | 回收率 | ||
Pb | Zn | Pb | Zn | |||
新四产品工艺大选厂试验 | 总混合精矿尾矿原矿 | 22.0477.96100.0 | 17.090.744.34 | 38.700.418.85 | 86.7913.21100.0 | 96.403.60100.0 |
原生产工艺 | 总混合精矿尾矿原矿 | 23.4776.53100.0 | 16.900.724.51 | 38.780.509.48 | 87.7912.21100.0 | 95.984.02100.0 |
4、结语 1、凡口复杂铅锌黄铁矿原矿品位高、粗细不均匀嵌布、分选困难。三十年前凡口铅锌矿领导提出四产品方案的设想,北京矿冶研究总院与凡口铅锌矿领导提出四产品方案的设想,北京矿冶研究总院与凡口铅锌矿经三十年艰苦攻关,创造性地解决了一系列技术难题,于2002年完成新四品工艺流程研究,2003年两单位共同完成半工业试验,同年凡口矿推广工业试验及生产应用,指标达到研究预期目标。[next] 2、新四产品工艺流程的技术路线是按矿物解离度、可浮性难易进行铅锌快速浮选,难选中矿合并细磨混合浮选,得高铅精矿、高锌精矿、铅锌混合精矿和硫精矿。以下四项关键技术是北京矿冶研究总院原创开发研究与凡口铅锌矿合作的科研成果。 3、DS新型组合抑制剂无毒、无味、价廉,经十余年生产应用,证明为选铅抑制铁锌的特效药剂,几次生产流程的大改革和回水利用,均采用该药剂的特效性能,取得成功。 4、凡口原高碱细磨工艺为铅精矿再磨后四次精选。快速浮选为铅快速粗选精矿未经再磨,用DS直接进行快速精选。在大选厂的三产品工艺和新四产品工艺流程中,把铅精矿品位分别由52%提高到58%和63%,同时提高了铅总回收率。 5、快速选锌是北京矿冶研究总院1978年首次研究成功,获高锌精产品位58.95%,含铅0.66%,锌回收率52.8%,后经四代研究把回收率提高到77%。2003年在新四产品工艺流程大选厂试验期间,达到预期目标,高锌精矿品位55%,含铅0.8%,锌回收率68%。 6、难选铅、锌中矿合并细磨混合浮选,是五个试验方案中的选优方案,流程精简、指标高、混合精矿品位1997年为50.94%,后采用新型抑制剂CB-1,可提高到60%。2003年并报四产品工艺流程大选厂试验为50%。若采用新型抑制剂CB-1,将可提高到54%以上。
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