2010.2某复杂难选铅锌多金属硫化矿选矿试验研究

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某复杂难选铅锌多金属硫化矿选矿试验研究◆刘 杰1，纪 军2，孙体昌1，曹志成1，徐承焱12010年第二期(1．北京科技大学土木与环境工程学院，北京 100083；2．北京矿冶研究总院，北京 100044)摘要：某难选铅锌矿石，由于铅、锌矿物共生关系复杂，嵌布粒度不均匀，致使铅锌矿分选困难。试验采用细磨工艺(90％-74μm)，优先浮选流程，通过添加组合抑制剂使铅锌矿物有效分离，获得合格铅、锌精矿，银也同步富集到铅精矿中。最终闭路试验获得，铅精矿品位71．4％、铅回收率94．9％，锌精矿品位55．5％、锌回收率70．9％，银总回收率达到76．34％。关键词：铅锌矿；优先浮选；铅锌分离；   目前，世界各国的铅锌矿石组分越来越复杂，各矿物之间致密共生，嵌布关系复杂多变，铅锌多金属选矿已经成为重金属选矿中的难题之一。对这类矿石的处理，国内外均以浮选为主。河北某铅锌矿是一个大型含银多金属共生硫化矿矿床。矿石种类复杂繁多，主要有价金属元素为方铅矿、闪锌矿等。该矿石特征为铅、锌硫化矿共生关系紧密，相互连生又相互呈微细粒包裹，硫化矿嵌布粒度极不均匀，且次生铜矿物的存在对硫化矿分选影响较大，属易浮难分矿[1-2]。根据矿石性质，我们采用铅锌优先浮选工艺流程，加上合理的药剂制度，成功实现了铅锌分离，并取得了良好的浮选指标。1 矿石性质1.1 原矿多元素分析   原矿多元素分析结果见表1。由表1可见，该矿石属于复杂含银多金属共生硫化矿。1.2 原矿物相分析   原矿铅、锌物相分析结果见表2、3。物相结果显示，该矿石中铅、锌主要以硫化物形式存在，铅、锌氧化率比较低。1.3 主要金属矿物嵌布特征   方铅矿系该矿石中铅的最主要的载体，矿物相对含量为4.44％。矿石中方铅矿的粒度多分布在0.010～0.2mm，最大粒度为0.8mm。方铅矿与闪锌矿、黄铜矿的共生关系十分密切，常组成复杂的矿物集合体而紧密共生。矿石中粗、细粒方铅矿都常与闪锌矿紧密共生，中粗粒方铅矿中常见细粒闪锌矿包裹体，而细粒方铅矿则常与闪锌矿组成不规则的共边结构一同嵌布在脉石矿物中，它们所组成的硫化物集合体粒度也都比较细。矿石中的方铅矿除与闪锌矿、磁铁矿组成复杂的矿物集合体紧密共生外，也常呈不规则状嵌布在脉石矿物中。    矿石中闪锌矿在不同的光片中分布不均匀，比较常见的是闪锌矿与方铅矿组成复杂硫化物集合体或者与磁铁矿组成复杂共边结构、微细粒包裹状结构的嵌布特征。矿石中闪锌矿与方铅矿组成的硫化物集合体十分复杂，或者是共生边界极为不规则或以包裹体的形式嵌布在磁铁矿中，多数闪锌矿只有在细磨矿的条件下才能实现单体解离，这是影响铅锌分离重要的矿物学因素。2 研究方法2.1磨矿细度试验   磨矿细度是浮选分离所需的重要工艺条件，合理的磨矿细度既要保证各目的矿物的充分单体解理，又要避免过粉碎的发生[3]。根据原矿性质，结合该矿石有用矿物的嵌布粒度特征，进行磨矿细度-74μm为65％、75％、85％、90％的试验。试验结果见图1。试验结果显示，铅粗选回收率随着磨矿细度的增加呈缓慢上升趋势，但幅度不是很明显。铅粗选精矿的品位一是随着磨矿细度的增加呈上升趋势且幅度比较明显，在磨矿细度-74μm达到85％时粗精矿中铅品位上升趋势趋于缓和。而铅粗精矿中的锌占有率在磨矿细度-74μm65％～90％变化趋势不是很明显。综合考虑，选择磨矿细度-74μm为90％为该试验所用磨矿细度。2.2磨矿细度试验   根据磨矿细度试验结果，将原矿磨至-74μm为90％进行优先浮选。试验采用一次粗选、一次扫选流程。2.2.1选铅pH值试验：   矿浆pH值对方铅矿的可浮性以及药剂与矿物之间的相互作用影响比较大。试验选用石灰作为选铅矿浆pH值调整剂，试验结果见图2。 试验结果显示，pH值的变化对粗选铅精矿中铅的品位、回收率影响比较明显，在CaO低用量时粗选铅精矿品位较高回收率较低，随着CaO用量的增加铅品位逐渐下降，铅回收率逐渐上升。在CaO用量达到500g/t时铅的品位变化开始趋缓且在1500g／t时呈明显下降。而铅回收率随CaO用量的增加都呈下降趋势，说明CaO大用量对铅的浮选不利。而铅精矿中锌的品位并没有随CaO用量的变化有明显变化。综合考虑选择适量添加CaO。2.2.2 锌抑制剂试验   铅锌选矿的关键是铅锌分离，铅锌分离的关键是选择有效的锌抑制剂。抑锌效果的好坏直接影响到选铅和选锌指标，在选矿中常常采用两种或两种以上的组合药剂来提高药剂作用效果。锌常用的抑制剂为硫酸锌，一般多采用硫酸锌与其它药剂组合使用[4]。本次试验所用矿样中闪锌矿活性较高易浮而难抑。经过多次筛选，确定了几种试验方案：ZnSO4+Na2SO3组合，ZnSO4+F-S/N-S组合，ZnSO4+Na2SO3+F-S/N-S组合(F-S及N-S为无机盐类化合物，以下同)。   试验结果表明，以ZnSO4+Na2SO3+F-S作为该矿石锌矿物的组合抑制剂浮选效果最佳。分别对这三种抑制剂用量进行调优试验，结合三种药剂的协同作用效果最终确定了组合药剂用量为ZnSO4(4000g/t)+Na2SO3(1000g/t)+F-S(300g/t)。此时铅粗精矿的浮选指标为：铅品位为66.58％、铅回收率为82.25％，锌品位为4.86％、锌占有率为12.09％。试验流程见图3。2.2.3 选铅捕收剂试验   在进行选铅捕收剂试验时，设计了几种试验方案进行比较研究：单一ZSN法，单一AN法，ZSN+AN法，ZSN+乙基黄药法(ZSN与AN都为硫氮类有机化合物)。试验结果见表4。试验结果显示，在这几种捕收剂方案中ZSN+乙基黄药的组合浮选效果最为理想，此时，铅粗精矿中铅的品位达到了29.36％、铅的回收率达到了94.10％。2.3锌浮选条件试验2.3.1选锌PH值试验    以选铅尾矿进行锌粗选，首先确定选锌所需的矿浆pH值。试验以CuSO450g/t为活化剂、丁基黄药20g/t为捕收剂、CaO作为pH值调整剂为变量。试验结果见图4  试验显示，随着CaO添加量的增加，锌的浮选指标都有所下降。综合考虑，选择少加或不加石灰。2.3.2 硫酸铜用量试验      选用CuSO4作为锌粗选活化剂，试验结果见图5。试验结果表明，锌的浮选指标随着CuSO4用量的增加亦呈上升趋势，但在CuSO4为100g/t时浮选指标最佳，之后当CuSO4用量继续增加时锌的品位基本没有变化，而回收率却有所下降。故选择添加CuSO4 1OOg/t为最佳。2.3.3 选锌捕收剂试验     选用丁基黄药作为选锌的捕收剂，松醇油作为起泡剂。松醇油用量与丁基黄药用量呈比例添加。试验结果见图6。 由试验结果可以看出，随着丁基黄药用量的增加锌品位和回收率呈相反趋势。考虑到丁基黄药用量的增加会使部分可浮性较好的黄铁矿上浮，对后续的精选作业不利，故丁基黄药的用量适量为好。2.3.4精选再磨试验   在探索性试验中发现，锌粗精矿不再磨直接精选，在闭路试验中很难提高其浮选指标，锌的品位很难达到50％以上。为此进行锌粗精矿再磨试验，试验结果见图7。试验结果表明，锌精矿再磨以后可以有效提高锌精矿中锌的品位和回收率，保证了闭路试验中锌精矿产品的品位，以及锌的回收率，使流程进行更加流畅。3浮选闭路流程试验   在上述条件试验基础上，选择较佳的药剂制度进行优先浮选闭路流程试验。闭路流程中铅的选别为一次粗选、两次扫选、四次精选，锌的选别为一次粗选、两次扫选、五次精选，锌精矿再磨再选。闭路试验结果见表5。 由表5可见，闭路试验获得了较佳的分选指标，主要矿物铅、锌均获得了高质量的精矿产品和可观的回收率，其中铅精矿含铅71.4％、回收率为94.9％，锌精矿含锌55．5％、回收率达到70.9％，伴生银的总回收率也达到了76.34％，且铅锌互含指标均较为理想。4结语   1)该试验所用矿石是含银多金属共生硫化矿，矿石中的矿物种类比较多，矿石中硫化矿物之间共生关系密切，嵌布粒度不均匀，导致了磨矿工艺、分选工艺及药剂制度较为复杂，属于易浮难分矿。   2)铅锌分离过程中对锌矿物抑制剂进行了系统研究，使铅精矿中的锌含量降到3％左右。   3)经过不断调整优化试验流程及药剂制度，试验取得了良好的分离效果。闭路试验获得的分选指标为铅精矿含铅71．4％、回收率94．9％，锌精矿中含锌55．5％、回收率为70．9％，伴生银总回收率达到76．34％。■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]林美群，魏宗武，莫伟，等．广西某难选铅锌矿石铅锌分离试验研究[J]．金属矿山，2007，(10)：73-74．[3]叶贤东，文书明，汪伦．会理锌矿铅锌分离试验研究[J]．国外金属矿选矿，2001，(7)：28-29．[4]胡熙庚．有色金属硫化矿选矿[M]．北京：冶金工业出版社．1987．