某钨钼多金属矿的工艺改进及生产实践

2012-03-17倪章元顾春宏

湖南有色金属 2012年6期

倪章元,顾春宏

(湖南有色金属股份有限公司黄沙坪矿业分公司,湖南桂阳 424421)

湖南有色金属股份有限公司黄沙坪矿业分公司1 500 t/d铁选厂原一期设计处理两种不同类型的矿石:铁矿及铁多金属矿,主要精矿产品为铁精矿、钼精矿及铋精矿,经过改扩建后,二期设计主要考虑回收原矿中的钨金属及萤石。主要精矿产品为钨精矿及萤石精矿。原设计采矿供矿最大块度小于500 mm,原矿品位:钼0.12%;铋0.04%;铁25%;钨0.32%;萤石13%。

但铁选厂自投产以来,井下出矿品位降低比较明显,出矿块度部分超过500 mm,最大达到1 000 mm,进不了PE600×900颚式破碎机,需人工二次破碎,严重影响碎矿流程畅通,且设备、工艺流程存在不足,使得生产连续性差,处理能力一直没达产,生产精矿指标不太理想。从2007年初以来,公司对原设计流程及设备进行了大量的调试和改造,并在2008年8月进行了流程的查定,其查定的选矿指标为:

钼精矿:品位46%,回收率83%。

铋精矿:品位4%,回收率45%。

铁精矿:品位61%,回收率65%。

钨精矿:品位50%,回收率30%。

从查定的选矿指标可知:钼、铁的精矿品位和回收率尚可,但钨精矿的品位和回收率明显偏低,离设计指标差距很大;由于嵌布粒度细,选厂的铋精矿实际上只能算是中间产品,也就是只产出了铋硫混合精矿。

同时,根据铁选厂2009年12月份的生产报表也可以看出:该月处理原矿量13 342 t,按月平均处理量计算,选厂实际处理能力不到设计处理能力的一半;另外,该月主要精矿产品及指标为:

钼精矿:原矿品位0.11%左右;精矿品位45%左右;精矿理论回收率85%左右,但精矿实际回收率只有75%左右,比理论回收率要低。

钨精矿:原矿品位0.20%左右;精矿品位32%左右;精矿理论回收率25%左右。

铁精矿:原矿品位11%左右;精矿品位60%～62%左右;精矿理论回收率65%左右。

选厂没有产出萤石精矿及铋精矿(产出的是铋硫混合精矿)。

因钨指标较低,对钨选矿工艺重新进行研究,同时针对以上问题,对该厂工艺重新进行计算和设计,在满足工艺要求的前提下,应尽可能地利用原有设备和原有设施。经过技术攻关和改造,工业试验指标有较大幅度提高,钨质量达到64.67%,回收率达到68.13%,钼回收率也有提高,实际回收率达80%以上。

1 矿石性质

黄沙坪铅锌矿铁矿属接触交代矽卡岩型气化高温热液矿床,一号矿体群主要有三种矿石类型:(1)含石英脉石榴石钙铁辉石条带状磁铁矿;(2)石榴石钙铁辉石块状磁铁矿;(3)石榴石浸染磁铁矿。

矿石中金属矿物以磁铁矿为主,少量白钨矿、辉钼矿、辉铋矿、自然铋、白铁矿、褐铁矿等。非金属矿物以萤石、钙铁榴石、透辉石等为主。磁铁矿呈条纹状、细脉状产出。磁铁矿在矿石中的嵌布粒度为0.02～0.2 mm,属细粒状嵌布的矿石,也常见磁铁矿沿萤石间隙充填交代,或包裹萤石。

辉钼矿:主要呈叶片状、条状,偶见呈粒状,分布于石榴子石、绿泥石化石榴子石、透辉石、方解石、萤石、阳起石等矽卡岩矿物组成脉石基底中。辉钼矿亦常见存在于黄铁矿、毒砂边部或粒间。辉钼矿边部有时可见伴生辉铋矿、辉铅铋矿、硫铜铋矿等含铋矿物及黄铜矿。辉钼矿嵌布粒度不均匀,主要在0.02～0.4 mm之间,粗者可达数毫米,细者 0.02 mm以下。

辉铋矿:主要呈柱状、细粒状,常分布在辉钼矿边部或被辉钼矿包裹,也呈细小散粒状分布于石榴子石、透辉石、透闪石、萤石等脉石基底中。嵌布粒度比辉钼矿细得多,主要在0.07 mm以下。

矿石硬度为 f=13～19,矿石密度为3.557 t/m3,矿石堆密度为2.40 t/m3。

钼铋原矿多元素分析结果见表1。钼铋原矿矿物组成见表2。

2 改造前工艺及指标

2.1 初步研究结果及设计工艺

钨、钼、铋、萤石、石榴子石综合回收原则流程如图1所示,试验研究结果见表3。

表1 钼铋原矿多元素分析结果 %

表2 钼铋原矿矿物组成 %

图1 钨、钼、铋、萤石、石榴子石综合回收原则流程

2.2 工业指标

从2006年9月底工业调试至2008年7月,处理了原矿接近35万t,生产原矿品位、设计原矿品位和生产技术指标分别见表4、表5和表6。

表3 钨钼多金属矿闭路全流程试验结果 %

表4 生产原矿品位 %

表5 设计原矿品位 %

表6 生产精矿品位及回收率 %

经过内部技术人员的改造,主要是对选钼流程由钼铋与硫分离改为钼与铋硫分离,并对分离流程进行了适当扩容,钼指标有较大改善,质量接近45%,理论回收率接近80%,但钨指标没有明显改善。

2.3 存在的问题

分析铁选厂生产的实际情况,存在的主要问题有:(1)原矿块度过大;(2)选厂处理能力不能达产; (3)流程不畅通,事故停机及设备检修停机频率大,时间长,金属流失严重;(4)有用金属理论回收率与实际回收率差距大,资源浪费严重;(5)工艺作业环节中,设备的规格、数量及使用性能存在不足,加上原矿供应不足,生产不连续,指标不稳定。

3 技术攻关及工艺改造

3.1 技术攻关

经过调研,最终选择与广州有色金属研究院进行合作,因生产矿石品位与原设计品位有较大差距,主要是钨品位明显偏低,取样配样时尽量接近生产品位。经过半年的攻关,钨指标取得较大突破,全流程试验总结果见表7。

3.2 改造实践

工艺改造设计规模仍为原有1 500 t/d,主要改造设计内容包括:(1)碎磨工艺流程的技术改造;(2)钨选别流程的工艺技术改造;(3)钼、铋选别流程的工艺技术改造;(4)铁精矿的提质降杂;(5)结合建设项目的主要特点,并考虑到节约投资,因此在满足工艺要求的前提下,应尽可能地利用原有设备和原有设施。此外还应尽可能小地影响选厂的生产。

表7 全流程试验总结果 %

3.2.1 粗矿仓改造方案

选厂粗碎车间内的破碎设备由PE600×900颚式破碎机改为JC1100型颚式破碎机,并相应改造振动给矿设备及原矿仓,使原矿处理的最大块度由原设计500 mm增大到750 mm(少量＞750 mm人工单独处理)。

3.2.2 细矿仓改造方案

为了平衡采矿与选厂的工作制度,更有利于生产的调节和管理,为选矿流程的稳定创造条件,本次改造设计在原有细矿仓边新增一个直径为10 m的1 000 t细矿仓。

3.2.3 磨矿分级改造方案

将原有FX400-GTX6型一段旋流器改为直径Ф 660 mm的旋流器共2台,一用一备,同时旋流器的沉砂嘴由Ф 60 mm增大到Ф 100 mm,相应的旋流器给料泵及泵池也进行改造。

3.2.4 白钨粗选改造方案

将原有常温浮选前Ф 30 m脱水浓密机和加温前Ф 15 m粗精矿浓密机改造成能自动分段提耙的新型浓密机;将原有常温浮选充气式浮选机改为自吸气机械搅拌式浮选机,并适当扩容。

3.2.5 白钨加温精选改造方案

新建一个加温车间,将原加温搅拌槽的进浆由砂泵输送改为自流进浆,经过计算,因原有加温前Ф 15 m粗精矿浓密机规格偏小,所以原有4台Ф 2.2 ×2.5 m加温搅拌槽应由6台Ф 3.0×3.0 m的加温搅拌槽取代;将原有一粗四精二扫的加温浮选流程改造成一粗五精四扫的流程,浮选设备相应增加;为提高白钨的回收率,恢复原有细泥摇床,对加温精选尾矿中的粗粒白钨进一步回收。

3.3 工业试验

工业试验原矿多元素化学分析结果见表8。

表8 原矿化学分析结果 %

钨浮选工业试验在黄沙坪矿业分公司铁多金属选矿厂进行,选厂设计规模为1 500 t/d。工业试验的主要内容是钨的浮选回收。

钨浮选工业试验是以黄沙坪铁多金属选厂的原有生产流程的设备为基础,结合钨浮选小型试验进行了适当的调整。

钨粗选给矿为钼铋混合浮选尾矿。原厂原工艺流程是:矿石经过破碎、磨矿、钼铋粗选、钼铋分选、硫浮选、弱磁选收铁,弱磁尾矿经30 m浓密机浓密后进行白钨浮选,经过10月29日～11月1日的工业试验,30 m浓密机不能正常运行。根据小型试验结果,多金属矿石磁性铁含量很少,不预先除铁,对钨的浮选影响不大,现场技术组经研究决定取消磁选、浓密和砂泵扬送三个作业环节。同时,根据小型试验结果,多金属矿石硫含量很少,不预先脱硫,不影响钨的浮选,又由于脱硫浮选尾矿不能自流至钨粗选调浆的第一个搅拌槽,决定取消脱硫浮选作业,将脱硫浮选的调浆桶作为碳酸钠和氢氧化钠的调浆桶,脱硫3槽8 m3浮选槽改为钨粗选水玻璃的搅拌槽,取消原钨粗选第一个调浆桶,原钨粗选的第二个调浆桶作为ZL调浆桶,工业试验钨选别结果见表9,不同阶段试验生产结果见表10。

表9 选钨工业试验指标结果

表10 不同阶段试验生产结果 %

试验结果表明,与工业试验前两年比较,钨精矿WO3品位由39.09%～47.59%提高到64.67%, WO3实际回收率由 14.88%～15.37%提高到68.13%。铁(多金属)选矿厂选钨工业试验取得了圆满成功。钼精矿钼品位有所降低,但回收率有较大提高。因工业试验的重点是验证白钨浮选指标,钼流程还未改造,仅改变了药剂制度。