铅锌硫化矿中硫铁综合回收可行性研究报告.docx

1、铅锌硫化矿中硫铁综合回收可行性研究报告铅锌硫化矿中硫铁综合回收可行性研究报告一、项目名称：某山铅锌硫化矿中铜的综合回收 1二、承担单位：某铅锌矿业有限公司 1三、项目工作范围及起止时间： 1四、项目立项依据 1五、某山铅锌硫化矿中铜的综合回收可行性研究 21、铜资源简介 22、历年铜在铅精矿中的分布情况 23、选矿厂现有生产情况简介 34、选矿试验研究 64.1 试验总体方案 64.2原矿中铜矿物工艺矿物学研究及现场含铜铅精矿化学成分分析 64.3选矿试验研究 144.4 铜精矿质量分析 235、选矿厂技术改造方案 245.1流程结构改造方案 265.2新增主要设备 315.3其它辅助工程 3

2、25.4新增人员配置 32六、项目类型：属于新开项目。 32七、项目实施意义、目标和任务： 32八、技术路线、方法、工作标准和实施方案 331、技术路线 332、方法 343、项目实施方案 344、项目进度安排 345、实施期限 35九、预期成果及效益分析 351、预期成果 352、效益分析 352.1生产成本增量分析 362.2技改后金属增量经济效益分析 372.3技改后经济效益损益表 38十、经费预算及配套资金来源 401、投资估算依据 402、建设投资估算 403、流动资金估算 424、技改投资总估算表 425、融资方案 426、现金流量表 42十一、项目实施对环境、经济持续发展的影响

3、42十二、结论 43一、项目名称：铅锌硫化矿中硫铁综合回收二、承担单位：某铅锌矿业有限公司三、项目工作范围及起止时间：1、工作范围：通过对铅锌硫化矿中硫铁矿的原矿性质、综合回收工艺、选矿药剂、选矿流程和选矿自动控制的研究，实现对铅锌硫化矿中硫铁矿的高效综合回收。最终通过提高硫铁矿浮选回收率、选别出一部分高纯硫精矿并在制酸的过程中焙烧出合格铁精矿和一部分普通硫精矿产品直接销售，以实现硫铁矿的高效综合回收工艺的应用。2、起止时间：2007年7月2009年6月。四、项目立项依据 某铅锌矿业有限公司所属铅锌矿地处长江南岸，毗邻金陵名胜某山风景区，是华东地区最大的铅锌硫银有色金属中型矿山。矿山所属选矿厂

4、处理矿石为高硫铅锌矿，日处理能力为1300吨。选矿厂目前产出铅、锌、硫、锰四种精矿。 选矿厂处理矿石品位，铅3.8%左右、锌6.8%左右、硫26.0%左右、锰4%，选锌尾矿含硫25左右。目前选厂产出的硫精矿品位为38左右，硫相对于选锌尾矿的作业回收率为85左右。 为了提高矿山资源的综合利用率，减少有价元素的浪费，为矿山创造新的经济增长点，提高矿山的综合效益，某铅锌矿业有限公司于2007-2008年6月委托某矿冶研究总院对某山铅锌矿样进行了硫铁综合回收的试验室小型试验研究。研究结果表明，通过提高锌尾的入选浓度、优化选硫工艺流程和选硫药剂等措施可大幅提高硫的作业回收率至98以上；通过在现有浮硫作业

5、的基础上增加精选和分离作业及其它工艺措施可选别出两种硫精矿产品，其一为硫品位大于50，硫作业回收率大于50的高纯硫精矿，其二为硫品位大于38的普通硫精矿；该高纯硫精矿通过改进的焙烧工艺，可在制酸的过程中直接产出铁品位大于65的合格铁精矿，普通硫精矿可作为产品直接销售。本项目依据某矿冶研究总院对某山铅锌矿样进行的铅锌硫化矿中硫铁综合回收的实验室小型试验研究结果予以立项，并委托某矿冶研究总院进行本技术改造的可行性研究。五、某山铅锌硫化矿中硫铁综合回收可行性研究1、项目立项背景硫铁矿的利用途径主要用于化工制酸。目前，硫铁矿的制酸过程采用焙烧制酸工艺。由于目前硫铁矿精矿产品硫品位大都低于40，经焙烧制

6、备硫酸后的硫酸渣，含铁低，含硫、含二氧化硅高，难以继续利用，大多作为废弃物堆存，一方面造成了环境污染，一方面使硫铁矿利用率低，造成资源浪费。本项目的目的就是针对上述已有技术存在的不足，开发一种能有效提高硫铁矿利用率、减轻环境污染压力的一种硫铁矿的综合利用方法。同时硫铁矿的市场价格近期大幅度上扬，目前已由几年前的两三百元每吨涨到一千多元每吨。尤其是我国的铁矿资源匮乏，每年都需大量进口，对国外的依存度很高。因此，加强对硫、铁的综合回收力度是非常必要的，也是提高矿山经济效益的重要增长点，同时可以提高资源的利用率、减轻环境污染压力，并且对缓解我国硫、铁供需紧张也有积极意义，其经济效益和社会效益非常明显

7、。2、选矿厂现有生产情况简介某铅锌矿业有限公司选矿厂生产能力为1300 t/d，即选矿厂年处理原矿量达到35万吨。原矿进入选矿厂的最大粒度小于400mm，破碎采用两段一闭路流程，原矿粗碎后进入振动筛，筛上产品给入细碎，筛下产品通过皮带输送到粉矿仓，选矿厂现有粉矿仓10个，最大储矿量1800吨，破碎最终平均粒度8.4mm左右。磨矿系统分三个系列，采用一段闭路磨矿工艺，即球磨和分级机组成一段闭路流程，分级机溢流浓度35%左右，磨矿细度为占7778% 0.074mm。 浮选为一个系列，三台球磨的分级机溢流汇合进入浮选，采用铅锌硫顺序优先浮选工艺。所产出的铅、锌、硫三种精矿进入脱水系统。浮选尾矿通过磁

8、选综合回收碳酸锰，最终尾矿的约70%加水泥用于井下充填、30%脱水外销做水泥；脱水系统采用两段一闭路流程，各种精矿先进入浓密池中浓缩，然后进入陶瓷过滤机中过滤，各种精矿最终水分为810%左右，浓密池各种溢流水通过管道进入选矿厂污水处理站处理，处理后的选矿废水全部再返回用于磨矿和浮选生产，真正实现了选矿废水废渣零排放，达到了清洁生产的要求。选矿厂现工艺流程如图51所示 。选厂现有的选硫工艺流程为选锌尾矿直接作为硫浮选作业的给矿， 使用硫酸作调整剂，丁黄药作捕收剂，经过一粗两扫获得硫品位为38左右，硫回收率为85左右的硫精矿。选厂现有选硫工艺流程如图52所示，设备形象联系如图53所示，选硫生产指标

9、（2007年统计结果）见表51。图52 选厂现有选硫工艺流程图图51 选厂现总工艺流程简图表51 选硫生产指标（2007年统计结果）表产品名称产率 硫品位 硫回收率 硫精矿54.82 38.83 84.91 尾矿45.18 8.37 15.09 给矿（选锌尾矿）100.00 25.07 100.00 图53 选厂现选硫工艺设备形象联系图3、综合回收试验研究3.1 试验总体方案整个试验研究由两大部分组成，一是硫铁矿浮选试验研究，目的是提高硫的作业回收率，并选别出高纯硫精矿和普通硫精矿两种硫精矿产品；二是高纯硫精矿焙烧试验研究，目的是改进目前的硫铁矿焙烧制酸工艺，使高纯硫精矿在焙烧制酸后能产出合格

10、的铁精矿。3.2原矿中硫铁矿工艺矿物学研究及锌尾化学成分分析3.2.1 光谱分析选锌尾矿光谱分析结果见表52 。表52 选锌尾矿光谱分析结果元素AlAsBaBeBiCaCd含量 0.320.080.170.0010.018.080.005元素CoCrCuFeKLiMg含量 0.0050.0050.05725.90.120.0050.68元素MnMoNaNiPbSbSe含量 4.010.0050.0340.0050.180.010.01元素SnSrTiVZnAg含量，0.010.0080.0050.0050.160.0043.2.2 化学成分分析选锌尾矿化学成分分析结果见表53 。表53 选锌尾

11、矿化学成分分析结果化学成分CuPbZnFeMnAu,g/tAg,g/t含量 0.0630.120.2025.354.121.1543.47化学成分SAsSiO2AL2O3CaOMgO含量 25.660.07711.981.0611.191.383.2.3 原矿矿物组成矿石的矿物组成比较复杂。矿石中铅、锌、硫、铁、铜、锰、银、砷等都主要以独立矿物存在。铅的独立矿物主要为方铅矿，尚有少量铅矾及白铅矿、硫锑铅矿；锌的独立矿物为闪锌矿；硫的独立矿物主要为黄铁矿，其次有少量的白铁矿和磁黄铁矿；铜矿物主要为黄铜矿，其次为锌锑黝铜矿、砷黝铜矿；铁矿物主要为赤铁矿，其次为磁铁矿和褐铁矿；锰矿物主要为菱锰矿；银

12、的独立矿物主要为银黝铜矿、硫锑铜银矿，其次为辉银矿；砷的独立矿物为毒砂，有相当部分砷是赋存于砷黝铜矿、锌锑黝铜矿中。脉石矿物主要为白云石、方解石、长石、石英等，其它脉石矿物还有绢云母、粘土矿物、白云母、碳质物、绿泥石、重晶石、黑云母、石榴石、滑石等。3.2.4 原矿中硫铁矿的赋存状态 黄铁矿是矿石中主要的金属硫化矿物，白铁矿含量较少。它们主要呈不规则状产出（照片1），粗粒黄铁矿常具压碎结构，中细粒黄铁矿有时呈自形、半自形晶结构（照片2）。黄铁矿与方铅矿及闪锌矿关系比较密切，方铅矿常沿黄铁矿裂隙或间隙充填胶结交代黄铁矿形成复杂的嵌布关系（照片3、4）。在粗粒黄铁矿中又常可见方铅矿、闪锌矿、黄铜矿

13、包体，其包体粒度一般为0.003mm0.010mm，这部分微细粒方铅矿和闪锌矿包体由于难以充分单体解离，故在浮选铅、锌硫化物的作业中易损失于硫精矿中。 黄铁矿有时呈自生环带结构，在环带间可见有方铅矿充填，这部分方铅矿由于嵌布粒度细也难于充分单体分离，至于自生环带结构的成因在这里不做进一步讨论。黄铁矿中银的含量为42.46g/t，金的含量为1.92 g/t，扫描电镜能谱分析结果表明，黄铁矿中硫和铁的含量与理论值比较接近。照片1 黄铁矿（Py）呈不规则嵌布于脉石矿物中 反光 260照片2 黄铁矿（Py）呈自形、半自形晶结构 反光 260照片3 方铅矿（Ga）交代黄铁矿（Py）形成复杂的嵌布关系 反

14、光 260照片4 方铅矿（Ga）交代黄铁矿（Py）形成复杂的嵌布关系 反光 2603.2.5 原矿中硫铁矿粒度分析原矿中硫铁矿的嵌布粒度较粗，在+0.074mm粒级中，硫铁矿的占有率为80.52%。其粒度组成详见表5-4。表5-4 原矿中硫铁矿的粒度分析（%）粒 级mm黄铁矿 白铁矿含 量 累 计 +1.1683.683.68-1.168+0.8334.538.21-0.833+0.5895.9814.19-0.589+0.4179.4423.63-0.417+0.29510.1433.77-0.295+0.20816.5750.34-0.208+0.14712.8963.23-0.147+0

15、.10410.4475.67-0.104+0.0746.8580.52-0.074+0.0439.0589.57-0.043+0.0206.2095.77-0.020+0.0151.3497.11-0.015+0.0101.1398.24-0.0101.76100.003.3选锌尾矿硫浮选试验研究根据试验总体方案，首先进行了选锌尾矿硫浮选试验研究。对现场选锌尾矿矿浆(浓度约为25)浓缩至50后，应用硫酸作调整剂、丁黄药作捕收剂、水玻璃作分散剂，经过一粗两扫一精一分离，即可获得高纯硫精矿和普通硫精矿两种硫精矿产品。其闭路试验工艺流程如图54所示，试验指标见表55，闭路试验数质量流程如图55所示。

16、图54 锌尾（浓缩后）选硫闭路试验工艺流程图表55 锌尾浓缩后选硫闭路试验指标产品名称产率 硫品位 硫回收率 高纯硫精矿28.73 50.12 54.88 普通硫精矿27.79 40.94 43.36 尾矿43.48 1.06 1.76 选锌尾矿（浓缩后）100.00 26.24 100.00 图55 锌尾（浓缩后）选硫闭路试验数质量流程图选厂选锌尾矿浓缩后硫浮选闭路试验结果表明，使用硫酸将矿浆pH值调节至接近中性后，然后用丁黄药做捕收剂对硫进行浮选，通过一粗二扫一精一分离，可以获得硫品位50.12、硫回收率54.88的高纯硫精矿和硫品位40.94、硫回收率43.36的普通硫精矿，此两种硫精矿

17、的总作业回收率为98.24。其中高纯硫精矿用于在焙烧制酸时产出合格铁精矿，普通硫精矿直接作为产品销售。3.4高纯硫精矿焙烧试验研究根据试验总体方案，对高纯硫精矿进行了焙烧试验研究。焙烧试验用试样生产流程如图54所示，试样硫品位为50.93。焙烧试验在制酸沸腾焙烧炉中进行。试验结果表明，在保持其它常规焙烧制酸的工艺参数不变的情况下，提高焙烧温度至800900摄氏度、在高纯硫精矿中配入占总配料重的2035酸渣作为焙烧给料进行焙烧制酸，烟气的产率与常规制酸工艺相当，酸渣用足量清水洗涤至中性后过滤即可得合格铁精矿。试验结果见表56。表56 高纯硫精矿焙烧水洗试验结果试样名称产率 品位 回收率 SFeS

18、Fe高纯硫精矿10050.9346.76100100硫酸渣70.500.2166.290.2999.95滤渣69.500.0867.080.1199.70由表56可知，高纯硫精矿经焙烧制酸后，所得酸渣经洗涤过滤后的滤渣即为合格铁精矿，其产率为69.50，铁品位为67.08，铁回收率为99.70，含硫0.08。3.5 产品质量分析该硫、铁综合利用工艺所得的最终产品为普通硫精矿、铁精矿和制酸用烟气。其中制酸用烟气与常规焙烧烟气无异，普通硫精矿和铁精矿主要化学成分分析结果分别见表57和58。表57 普通硫精矿主要化学成分分析化学成分CuPbZnFeMnAu, g/tAg, g/t含量，0.150.2

19、00.2538.261.031.7179.84化学成分SAsSiO2Al2O3CaOMgO含量，40.940.136.680.613.670.49表58 铁精矿主要化学成分分析化学成分CuPbZnFeMnAu, g/tAg, g/t含量，0.050.080.1867.080.160.7832.57化学成分SAsSiO2Al2O3CaOMgOP含量，0.080.0211.560.231.540.180.005从产品检查可知，应用硫、铁高效综合回收工艺所获得的两种最终产品普通硫精矿和铁精矿均为合格产品。4、技术改造方案本硫、铁高效综合回收项目技术改造共涉及到两个大的方面，一方面是对选厂现有的选硫工

20、艺进行技术改造，其中包括硫浮选作业、浓密脱水、过滤、硫精矿储运等；一方面是对某铅锌矿业有限公司所属的硫酸厂其中一个系列现有的焙烧制酸工艺进行技术改造，其中包括沸腾焙烧、水淬、洗涤、过滤、铁精矿储运等。4.1选厂改造方案结合试验研究结果和选矿厂生产现场的实际情况，拟对选厂硫精矿生产工艺流程作如下改造：如图56硫精矿生产系统主要设备形象联系图所示，选锌尾矿不再直接进入硫浮选作业，而是先给入锌尾浓密机将矿浆从浓度25左右浓缩至浓度50以上再进入硫浮选作业。两个调浆搅拌桶和硫粗选、扫选均利用现有设备，在现粗选浮选机的左边利用现有的空地再添加两台精选浮选机和一台分离浮选机（技改前后选厂浮选平面布置对比如

21、图57所示，技改后硫浮选作业系统平面设计如图58所示）。将现顺序返回至粗选的扫一泡沫和经分离所得普通硫精矿合并一起作为普通硫精矿产品，利用现有的硫精矿处理设备进行浓密、过滤和产品的储运等。高纯硫精矿需新建一套浓密、过滤和产品储运等系统，高纯硫精矿脱水用陶瓷过滤机可布置在现脱水车间中，高纯硫精矿浓密机和精矿仓可利用厂区内现有空地建设。新增的锌尾浓密机的溢硫水进入回水处理站，技改后硫精矿生产系统与技改前一样所有浓密、过滤所脱去的水均进入回水处理站，所有用水均100来自回水处理站，不对外排出任何废水。另和技改前相比，技改后也未一样未对外排出任何废渣。图56 硫精矿生产系统主要设备形象联系图图57 技

22、改前后浮选平面布置对比图图58 硫浮选作业系统平面布置设计图4.2硫酸厂改造方案结合试验研究结果和硫酸厂目前的实际生产情况，拟对硫酸厂其中一个系列的焙烧制酸系统工艺流程作如下改造：4.3新增主要设备1）为将含铜铅精矿的浓密底流打入脱药搅拌桶，需添置功率为11kw的2PNJ型砂泵两台，其中一台备用。2）需添置功率为5.5KW的XB-1500型脱药用搅拌桶一个，功率为5.5kw的15002000型调浆用搅拌桶两个。 3）新建的一粗四精三扫铜铅分离浮选作业流程需添置12台功率为5.5kw的SF4型浮选机。4）添置功率为3.0kw的NZ-6型铜精矿浓密机一台和功率为3.0的NZ-15型铅精矿浓密机一台

23、。5）添置功率为11kw的3平方米铜精矿用陶瓷过滤机一台。6）添置功率为3.0kw的500米铜精矿用皮带输送机一台。7）添置功率为0.5kw的取样机两台（铜、铅精矿各一台）。8）为将本系统回水打入高位循环水池，需添置功率为15kw的IS8050200型清水泵两台，其中一台备用。9）为实现对铜铅分离的矿浆气氛进行实时在线测控，需添加功率为1.0kw的KY1型矿浆多电势测控系统3套，分别布置在粗选、精四和扫三。10）为减少铜精矿在运输途中的损失，需添加一台功率为2.0kw的铜精矿自动打包机。11）由于药剂品种增加，需要对配药加药系统进行全面改造。12）因为选矿动力增加，需对选厂供电系统进行全面改造

24、。4.4其它辅助工程1）土建：需建设83米高位循环水池一个、12米铅精矿浓密池一个、6米铜精矿浓密池一个、101.5米铜精矿皮带走廊一个，及浮选厂房基础改造和铜精矿仓建设等。 2）其它如供排水、供配电等辅助工程均利用选矿厂现有设备和条件，无需另行新建。4.5新增人员配置 因新增了铜铅分离浮选作业系统，故需为此系统专设一个岗位，负责此作业系统的日常正常生产及维护工作。按选矿厂现有的四班轮换制度，需新增生产工人4人。其它如脱水等作业由现有工人负责即可，无需另设岗位。六、项目类型：属于新开项目。七、项目实施意义、目标和任务：通过本项目综合利用技术的开发，将某山铅锌硫化矿中的铜进行综合回收，不但每年在

25、同样的原矿资源前提下能够给某铅锌矿业有限公司增加三千多万元的销售收入，带来八百多万元的利税，更重要的是由于某山铅锌矿矿石属于我国典型的复杂多金属矿石,同时靠其独特的地理位置和我国有色采选业的“国家金属矿山固体废物处理与处置工程技术中心示范基地”的技术转化、推广、辐射作用，必将给全国同类型矿山及相关矿山的资源综合利用起一个示范作用,通过在某山铅锌矿进行示范工程，并在成功之后在我国其它同类矿山推广，可给我国铅锌硫化矿矿山及其它矿山每年可以带来数亿元的经济效益，为我国的矿山资源开采增加后劲，这对缓解我国铜资源短缺和保护生态环境，实现经济增长方式的转变，落实科学的发展观，具有十分重要的现实意义和长远意

26、义。目标和任务：利用一年的时间，通过试验研究和技术改造在不影响目前铅锌硫锰等的选矿工艺和指标的情况下对该铅锌硫化矿中的铜进行综合回收。其对现场含铜铅精矿的回收率力争达到75以上（即对原矿的回收率达50以上）；铅在铜精矿中损失的回收率控制在1以内。最终达到提高资源利用率、提升企业经济效益的目的。八、技术路线、方法、工作标准和实施方案1、技术路线本项目是以典型的某山复杂多金属铅锌硫化矿为代表矿样，通过充分调研和取具有代表性矿样进行分析、试验研究，应用电化学控制浮选理论和实践，在不影响铅锌硫浮选工艺和指标的前提下，结合选矿新工艺、新药剂、新设备，进行试验研究、设计，提出技术改造方案，进行半工业和工业

27、性试验，在工业试验成功基础上再正式应用到生产，并推广应用到同行业及相关矿山。 通过对原矿和现场含铜铅精矿进行物相及工艺矿物学分析，进一步弄清原矿性质、铜矿物在原矿及现场含铜铅精矿中的赋存状态，通过应用新型、高效、无毒的选矿药剂及新型浮选设备，结合矿浆多电势测控系统，使含铜铅精矿中的铜、铅实现有效分离，达到经济、高效综合回收铜的目的。2、方法通过对原矿和现场含铜铅精矿性质的进一步分析、试验研究，采用最新的技术手段和选矿设备实现铜的综合回收，应用电化学控制浮选理论，确定铜铅分离的最佳矿浆气氛，并结合新型、高效、无毒的铜铅分离选矿药剂，研究开发铜的综合回收浮选新工艺。通过新工艺在不影响目前铅锌硫浮选

28、工艺和指标的前提下，实现铜对现场含铜铅精矿的综合回收率达75以上，对原矿的综合回收率达50以上，铅在铜精矿中损失的回收率小于1。3、项目实施方案本项目通过和科研院所密切合作共同开发，以某山复杂多金属铅锌矿为代表矿样，通过对原矿和现场含铜铅精矿性质的进一步研究，用电化学控制浮选理论结合新型药剂，研究开发铜铅分离的浮选新工艺实现铜的综合回收。4、项目进度安排2006年7月2007年3月：取样做物相、矿相分析和工艺矿物学研究，根据分析和研究结果进行铜综合回收的小型实验室试验研究；2007年 4月2007年9月：进行设计和改造；2007年10月2008年4月：半工业和工业试验；2008年5月2008年

29、6月：工业生产应用调试和总结。5、实施期限项目实施期限：2006年7月2008年6月；总开发时间预计为2.0年。九、预期成果及效益分析1、预期成果该公司选矿车间目前生产规模为年处理铅锌矿石量35万吨/年，铅回收率为90%，选矿废水和尾矿均实现了零排放。该项目开发成功后，可实现铜对原矿的综合回收率50，铅在铜精矿中损失1的回收率；对锌、硫的浮选工艺和指标无任何影响，且无任何废水和废渣。改造前后工艺技术指标对照见表91。2、效益分析本次项目经济评价采用技改前和技改后的有关数据进行对比，计算两者的差（增量）进行项目的评价，即增量评价法。表91：工艺技术指标表名 称原矿品位,%在现场含铜铅精矿中的品位,%改造前回收率,%改造后目标品位（试验指标）,%改造后目标回收率（试验指标）,%回收率提高幅度,%回收金属增量，吨/年铜0.362.60025（31.43）50（57.44）50630铅3.858.5890.0062(64.65)89(89.47