提高银山铅锌矿铜选矿指标的实践_百科知识_行业资讯

提高银山铅锌矿铜选矿指标的实践

来源：网络作者：网络转载2019-10-14 16:38 浏览:347

夏青中图分类号：TD925.9 文献标识码：A 江西铜业公司银山铅锌矿是一个多金属矿山。由于铅锌资源日益减少，逐渐向铜矿山过渡，目前日处理铜硫矿石约1000t。原采用的选铜流程是一段粗磨混合浮选，混合精矿再磨再选流程。该工艺铜硫分选难度大，选矿指标不高。通过对矿石性质，生产工艺进行深入分析，1999年度年终检修后，采用铜硫混合精矿与铜硫分离作业一次精选尾矿一并进入再磨的新工艺。应用新工艺后，强化了再磨力度，改善了铜硫分选效果，选矿指标得以明显提高。 1、原矿性质银山铅锌矿铜硫系统处理的矿石是九区铜金矿石、银山西区铜金硫矿石和含铜高的铜铅锌矿石三种矿石的混合矿。 1.1九区铜金矿石九区铜金矿属陆相火山岩型中低温热液矿床。原矿含铜、金、银、硫等矿物，属伴生金银的铜硫矿。主要有用矿物黄铜矿、砷黝铜矿、硫砷铜矿、黝铜矿、黄铁矿等。脉石矿物主要有石英和绢云母。原矿含砷主要组成砷黝铜矿和硫砷铜矿等次生硫化铜矿物。黄铜矿是原矿中最主要的铜矿物，呈不规则粒状、脉状、网脉状、点状残留体等产出，与砷黝铜矿和黄铁矿的嵌布关系十分密切，与脉石的关系简单。含砷铜矿物主要为砷黝铜矿和硫砷铜矿，其次为混合黝铜矿，属次生硫化铜矿物，其浮游性与黄铜矿相近，但在高碱性中易被抑制，与黄铜矿的嵌布关系密切，两者难以充分解离。硫砷铜矿含量少于砷黝铜矿，分布不及砷黝铜矿厂，与黄铜矿的嵌布关系也不象砷黝铜矿那样密切，多于不规则粒状集中产出，颗粒相对较粗，与脉石和黄铁矿的嵌布关系密切。黄铁矿是原矿中含量最多的硫化矿物，可分为早、晚两期。早期黄铁矿结晶较好，与铜、金、银矿物嵌布关系不密切。晚期的黄铁矿呈脉状、条带状、斑状等，常被黄铜矿、砷黝铜矿、闪锌矿充填交代，部分黄铁矿呈不规则粒状、碎屑状、浑圆状在黄铜矿和砷黝铜矿中呈包裹体。在碎裂状黄铁矿中，常见黄铜矿和砷黝铜矿呈细脉状和网脉状充填于其裂隙中，这部分铜矿物颗粒细小，难以充分解离。分析表明，纯黄铁矿中含铜0.16％。综合铜矿物含金28.76g/t，占原矿金分布率的57.06％，含银467.8g/t，占原矿银63.89％。纯黄铁矿含金1.51g/t，占金分布率42.83％，含银17.2g/t，占银分布率33.56％。分析表明，金银回收存在一定难度。 1.2银山西区铜金硫矿石银山西区铜金硫矿为伴生金银的多金属矿，原矿中含铜、金、银，还伴生钨、砷、硫等，具有很高的综合利用价值。主要的铜矿物有黄铜矿和砷黝铜矿；主要的金矿物有银金矿和自然金；主要的银矿物有自然银、硫铜银矿等；主要的脉石矿物有石英、绢云母等；有害元素砷主要在砷黝铜矿及量少的毒砂中。黄铜矿和砷黝铜矿作为矿石中的主要铜矿物，不仅两者的嵌布关系极为密切，而且与铋矿物和黄铁矿的嵌布关系也十分密切。同时，又是金银矿物的主要载体矿物，特别是砷黝铜矿为交代黄铜矿和毒砂的产物，与黄铁矿的嵌布关系极为密切且相当复杂，在磨矿过程中难以完全解离。因此，铜精矿中铜金银铋砷有同步提高的趋势。金银矿物颗粒细小，最大0.05mm，一般小于0.01mm。黄铜矿和砷黝铜矿是金银的主要载体矿物，含金达32g/t，占金的分布率为52.87％。但黄铁矿是仅次于铜矿物的金银载体矿物，含金3.2g/t，占金的分布率为42.55％，不利于金银的回收。 1.3铜铅锌矿石主要矿物为黄铜矿、方铅矿、闪锌矿、黄铁矿，含有少量的砷黝铜矿、白铁矿、胶黄铁矿、毒砂、脆硫锑铅矿、铜蓝等。金矿物有银金矿、自然金、金银矿，银矿物有深红银矿、银黝铜矿、自然银等。脉石主要为石英和绢云母。矿物共生组合比较复杂，矿石构造主要有角砾状、条带状、脉状、浸染状和细脉状构造。主要矿物方铅矿、闪锌矿、黄铜矿、黄铁矿等紧密共生，大部分属中粗一中细粒嵌布。金银主要分布在方铅锌、黄铜矿等金属硫化矿物中呈微细粒结构。部分低铁闪锌矿和闪锌矿与黄铜矿呈固熔体分离结构，铜锌关系极为密切。由上述可知，该矿处理的铜矿石中黄铜矿与砷黝铜矿，黄铜矿、砷黝铜矿与黄铁矿之间嵌布关系十分密切，难以充分解离，同时它们均为金银的载体矿物，但它们与脉石的关系简单。 2、工艺改进前的生产状况工艺改进前的生产流程为粗磨采用格子型、溢流型球磨机各一台，规格均为Ф2700mm×2100mm，磨矿分级溢流细度要求-74μm大于55％。铜硫混合浮选一次粗选、两次扫选流程，采用KYE、XCF8m³浮选机联合机组，各作业均为3槽，共9槽。中矿再磨为1台Ф1500mm×3000mm溢流型球磨机，配1台Ф250mm水力旋流器作预先和检查分级，中矿泵池为一个Ф6m的浓密池。再磨细度要求为-74μm95％，-50μm85％。铜硫分离作业为一次粗选、三次精选、两次扫选，采用JJF-4m³浮选机，粗、精选区各3槽，扫选区6槽，共12槽。浮选药剂为一段浮选铜硫混选是在自然pH值下，采用黄药（乙、丁基黄药按3：1配比）作捕收剂，松醇油作起泡剂；二段浮选铜硫分离采用石灰作抑制剂抑硫，捕收剂为乙、丁基黄药（3：1）、Z-200、SN-9混合药剂。生产中随着矿石性质的变化，铜硫混选作业操作工总是将药剂用量控制得过大，虽经再磨，铜硫分离作业中硫仍难以抑制。这样势必增大石灰用量，在过高的pH下浮选，因此有时硫精矿含铜品位高达0.5％，铜损失率达20％以上。针对铜硫混选作业药剂用量过大的情况，又采用了再磨前添加活性炭脱药的办法。采用该办法后，铜精矿品位得到一定程度的提高，但硫精矿含铜品位仍居高不下。另外，活性炭的配制、添加均不方便，也影响厂房文明卫生。 3、新工艺的生产实践 3.1新工艺的形成[next] 针对生产中存在的问题，进行了深入细致的分析研究。矿石中铜、金、银、硫矿物共生关系极为密切，充分解离难度大。原二段磨矿铜硫分离浮选流程为中矿顺序返回流程。以前没有注意到中矿中有相当部分的有用矿物仍以连生体存在这一实际问题，在浮选操作中，有相当大数量的连生最终被抑制，进入硫精矿。多次流程考察及产品筛分分析均发现，硫精矿中+74μm粗粒级含铜品位高，普遍在0.3％以上。原来矿物的最终解离完全依赖于对铜硫混合精矿的再磨，实际生产中，由于矿石性质的变化，有用矿物的嵌布粒度均有所不同，设备所处的状态也有所不同，并不是一次磨矿就能达到矿物解离的最佳效果。 3.2新工艺的特点首先，新工艺较好地结合了现场生产的实际情况，有利于未磨细的连生体的分级再磨，使铜、金、银、硫等矿物解离更加充分，铜硫分选效果明显改善。筛分分析表明，硫精矿中+74μm粗级含铜品位降至0.2％左右，降低了铜在硫精矿中的损失率。其次，现场改造了工程量小，容易实施，充分利用了现有中矿再磨设备的余量。第三，浮选过程稳定，方便操作。铜硫分离作业一次精选尾矿不直接返回粗选，使得粗、精选作业变得更稳定，从而使整个铜硫分离作业也更加稳定，有利于操作。 3.3应用新工艺的效果（1）选矿指标得以明显提高。工艺改进前后的指标对照见表1。这里以1999年1～11月份与2000年1～11月份的指标作对比。表1 工艺改进前后指标对比/％

项目	1999年1～月				2000年1～11月
项目	Cu	S	Au	Ag	Cu	S	Au	Ag
原矿品位铜精矿品位硫精矿品位尾矿品位回收率	0.40718.5350.3150.03080.11	8.33534.79639.4120.74485.50	0.337.700.910.0440.84	13.9320.936.32.240.52	0.47519.5380.2780.03683.31	8.84634.97341.0100.82384.56	0.398.960.950.0446.65	14.2324.429.62.846.43
原矿处理量/t	222949.7				275909.2

金银品位单位为g/t 从表1可看出，工艺改进后铜精矿品位提高1.003％，铜、金、银回收率分别提高3.2％、5.81％、5.91％，指标提高十分明显。（2）简化了药剂制度，节省了药剂成本。工艺改进后，随着指标的提高，尝试精简所添加的药剂，逐步取消了活性炭和SN-9，这样不仅简化了药剂制度，还节省了药剂成本，同时厂房的卫生状况也得以改善，有利于创建无泄漏和标准化工厂。（3）操作工操作观念得以改变。长期以来，操作工形成了高捕收剂用量、高抑制剂用量的强拉强压不良操作习惯。工艺改进后，操作工在操作中发现不仅指标容易抓，而且药剂用量大大减少，操作又稳定。采用原来的强拉强压办法又耗药，又辛苦，指标还上不来。 4、结语实践表明，银山铅锌矿铜硫系统原采用的一段粗磨混合浮选，混合精矿再磨再选工艺，再磨力度不够，矿物解离不够，选矿指标不高。通过采取增加铜硫分离作业一次精选尾矿进入再磨的措施，强化、确保了再磨力度，改善了铜硫分选效果，生产指标得以明显提高。同时减少了药剂种类和用量，方便了操作。该经验值得推广。

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