四川绵阳某氧化铅锌矿浮选工艺研究①_赵文迪.pdf

四川绵阳某氧化铅锌矿浮选工艺研究 ① 赵文迪1， 章晓林1，2， 王其宏1，2， 景 满1， 申培伦1 1.昆明理工大学 国土资源工程学院,云南 昆明 650093； 2.省部共建复杂有色资源清洁利用国家重点实验室,云南 昆明 650093 摘 要 对四川绵阳某氧化铅锌矿进行了浮选工艺研究。 采用先硫后氧、先铅后锌的选别方案,经两粗一精一扫选铅、三粗两精一 扫选锌,在磨矿细度-0.074 mm 粒级占 90％条件下,得到了产率 12.77％、铅品位 66.10％、铅回收率 88.23％、含锌 2.87％、锌回收率 3.18％的铅精矿和产率 18.76％、锌品位 45.32％、锌回收率 73.81％、含铅 1.62％、铅回收率 3.18％的锌精矿,全流程铅金属总回收率 91.41％、锌金属总回收率 76.99％。 关键词 浮选； 优先浮选； 氧化铅锌矿； 铅锌分离 中图分类号 TD923文献标识码 Adoi10.3969/ j.issn.0253-6099.2018.04.011 文章编号 0253-6099201804-0045-05 Flotation Technology for Oxidized Lead-Zinc Ore from Mianyang of Sichuan Province ZHAO Wen-di1, ZHANG Xiao-lin1,2, WANG Qi-hong1,2, JING Man1, SHEN Pei-lun1 1.Faculty of Land Resource Engineering, Kunming University of Science and Technology, Kunming 650093, Yunnan, China； 2.National Key Laboratory for Clean Application of Complex Non-ferrous Metal Resources, Kunming 650093, Yunnan, China Abstract Flotation technology for an oxidized lead-zinc ore from Mianyang City of Sichuan Province was studied. A selective flotation, namely, recovering oxidized minerals after sulfide minerals and recovering zinc minerals after lead minerals, was adopted. A closed-circuit process consisting of two stages of roughing, one stage of cleaning and one stage of scavenging was used to collect lead minerals, and an open-circuit process consisting of three stages of roughing, two stages of cleaning and one stage of scavenging was used to collect zinc minerals, with a grinding fineness of -0.074 mm 90％, which produced a lead concentrate approaching 66.10％ Pb grade at 88.23％ recovery and Zn content of 2.87％ at 3.18％ Zn recovery, with a yield of 12.77％, as well as a zinc concentrate approaching 45.32％ Zn grade at 73.81％ recovery, 1.62％ Pb grade at 3.18％ recovery, with a yield of 18.76％. It is shown that the whole process resulted in the total lead recovery at 91.41％, and the total zinc recovery at 76.99％. Key words flotation； selective flotation； lead-zinc oxide ore； Pb-Zn separation 我国铅锌矿资源丰富,其储量仅次于澳大利亚,居 世界第二位。 其中氧化铅锌矿分布集中,主要分布在 我国西南、西北地区［1-3］。 氧化铅锌矿的组成较为复 杂,性脆、易过磨,而资源的过度开采使得这部分矿石 日趋低贫［4］,并且氧化铅锌矿的尾矿及低品位矿物堆 存现象也越发严重。 氧化铅锌矿种类繁多,常见的最 有工业价值的氧化铅、锌矿物分别为白铅矿和铅矾、菱 锌矿和异极矿。 采用常规工艺选别这类矿石,一般很 难得到合格精矿［5］。 目前,针对我国氧化铅锌矿的新 型选矿方法及联合选别工艺也较为多样［6-7］,主要有 硫化钠硫化浮选法、硫磺硫化浮选法、絮凝浮选法、螯 合剂-中性油浮选法、重磁-浮联合流程以及选冶联 合等工艺。 然而,由于氧化铅锌矿的物质组成复杂、伴 生成分不稳定,加上氧化铅锌矿物同脉石矿物可浮性 相近及矿泥、可溶性盐的不良影响,导致从氧化铅锌矿 物中回收目的矿物及实现铅、锌有效分离变得困 ①收稿日期 2018-01-19 基金项目 国家自然科学基金51264019；昆明理工大学分析测试基金2016T20070151 作者简介 赵文迪1994-,男,新疆人,硕士研究生,主要研究方向为浮选理论与工艺。 通讯作者 章晓林1977-,男,云南昆明人,副教授,硕士研究生导师,主要研究方向为浮选理论与工艺。 第 38 卷第 4 期 2018 年 08 月 矿矿 冶冶 工工 程程 MINING AND METALLURGICAL ENGINEERING Vol.38 №4 August 2018 ChaoXing 难［8］。 常见的难处理混合铅锌矿的选别方法大致可分为 3 种［9-11］,即硫化矿与氧化矿依次浮选、混合浮选以及 分别混合浮选。 本文以四川绵阳某氧化铅锌矿氧化 率近 90％为研究对象,采用优先浮选工艺［12］,即“先 硫后氧、先铅后锌”的方法对铅锌矿物进行回收。 其 中铅浮选采用“硫化-黄药法”,锌浮选采用“硫化-胺 法”,并最终确定铅、锌选别流程。 1 试验材料及方法 1.1 试验原料 试验原矿样取自四川绵阳某氧化铅锌矿。 为确定 矿石中目的矿物赋存状态及含量,原矿经破碎、磨矿、 堆锥缩分后,取-0.074 mm 粒级化验样进行化学多元 素分析及物相分析,结果分别见表 1～2。 表 1 原矿化学多元素分析结果质量分数 / PbZnTFeAl SiO2 MgSCaAg1 9.4611.6518.260.680.823.709.380.5289.7 1 单位为 g/ t。 表 2 铅锌物相分析结果 元素物相含量/ ％分布率/ ％ 白铅矿6.2667.82 铅矾0.384.12 铅方铅矿0.353.79 磷氯铅2.2424.27 合计9.23100.00 菱锌矿10.4089.58 锌 闪锌矿1.2110.42 硫酸锌0.0010.008 6 合计11.61100.00 由表 1～2 可以看出,矿石中所含目的矿物主要为 铅、锌,脉石矿物中钙、镁含量相对较低。 物相分析结 果表明,铅、锌分别以白铅矿和方铅矿、菱锌矿和闪锌 矿形式存在。 该氧化铅锌矿主要由方铅矿和闪锌矿氧化蚀变而 成,其中闪锌矿中含铁,在蚀变成褐铁矿后浸染泥晶状 的菱锌矿集合体,从而影响其表面活性,而部分白铅矿 和方铅矿还会相互影响各自的表面活性,对浮选不利； 大部分菱锌矿和白铅矿与部分白云石紧密镶嵌,磨 矿时单体解离度低,矿石过粉碎现象较为严重；矿石 中未见独立银矿物,银主要以类质同象形式存在于方 铅矿中。 1.2 试验药剂及设备 试验所用药剂包括水玻璃工业纯,硫酸铜分 析纯,硫酸锌分析纯,腐殖酸钠工业纯,十二胺 分析纯,硫化钠工业纯,硫酸分析纯,硫酸铵 分析纯,氢氧化钠分析纯,异丁基黄药工业 纯,2＃油工业纯等。 试验所用主要仪器与设备包括 XMQ-67 型 240 90 锥型球磨机,0.5 L、1.5 L XFD 型单槽式浮选机, XTLZΦ260/ Φ200 多用真空过滤机,HG101-3 电热鼓 风干燥箱,PHS 型笔式数字酸度计等。 1.3 试验方法 试验在 XFD 型单槽浮选机中进行。 每次称取矿 样 500 g,经磨矿机磨至所需细度后,将矿浆移入浮选 机中进行浮选,浮选的加药顺序为先加调整剂,再加捕 收剂,最后加起泡剂。 精矿、尾矿分别过滤、烘干、称 重,进行分析化验,计算产率及回收率。 浮选试验原则 流程见图 1。 原矿 磨矿 药剂单位g/t -0.074 mm占90 硫化钠 硫酸按 腐殖酸钠 水玻璃 异丁基黄药 2油 铅 浮选 铅精矿 1667 83 83 1667 167 60 硫化钠 硫酸铜 硫酸锌 水玻璃 腐殖酸钠 十二胺 2油 锌 浮选 锌精矿尾矿 3333 167 1667 833 167 500 60 图 1 试验原则流程 2 结果与讨论 2.1 铅浮选试验 2.1.1 磨矿细度试验 按图 1 所示流程进行了磨矿细度条件试验,结果 见图2。 从图2 可知,在磨矿细度-0.074 mm 粒级含量 70％～95％范围内,随着磨矿细度不断增大,铅精矿铅 品位不断降低,而回收率则呈先降后升的趋势,对应的 锌回收率也是不断上升,说明矿石粒度过细容易引起锌 的混杂,不利于铅锌分离。 当-0.074 mm 粒级占 90％ 64矿 冶 工 程第 38 卷 ChaoXing 时,铅品位为 46.36％,回收率为 64.12％。 继续增大 -0.074 mm 粒级含量至 95％,铅回收率虽达到 72.64％, 但其品位下降至40.24％。 而此时锌回收率也由5.57％ 上升至 8.03％,不利于后续作业对锌的回收。 综合各 项指标来看,确定磨矿细度-0.074 mm 粒级占 90％ 为宜。 -0.074 mm粒级含量/ 70 60 50 40 30 20 10 0 80 60 40 20 0 707580859095 品位/ 回收率/ 铅品位 铅回收率 锌品位 锌回收率 ■ ▲ □ △ 图 2 磨矿细度与铅、锌指标关系 2.1.2 Na2S 用量试验 氧化铅矿的浮选常用的是硫化-黄药浮选法,硫化 剂在浮选中的作用主要包含两个方面一是调节矿浆 酸碱度,二是利用硫化剂对氧化矿进行硫化,使其表面 产生硫化膜,便于捕收剂的吸附。 此法的关键是硫化 过程的控制,最常用的硫化剂是硫化钠。 pH ＝ 9.5、磨 矿细度-0.074 mm 粒级占 90％时,按图 1 所示流程进 行了 Na2S 用量条件试验,结果见图 3。 由图 3 可知, 随着 Na2S 用量增大,铅精矿中铅品位和回收率大致呈 上升趋势。 不添加 Na2S 时,铅精矿中铅品位41.53％, 回收率仅27.53％；当 Na2S 用量为3 333 g/ t 时,铅品位 达 56.73％,回收率 81.94％,且铅精矿中锌品位和回收 率较低。 综合考虑,对于铅浮选,适宜的 Na2S 用量为 3 333 g/ t。 Na2S用量/g t-1 60 50 40 30 20 10 0 90 60 30 0 10000200030004000500060007000 品位/ 回收率/ 铅品位 铅回收率 锌品位 锌回收率 ■ ▲ □ △ ■ ▲ □ △ 图 3 Na2S 用量与铅、锌指标关系 2.1.3 异丁基黄药用量试验 pH＝9.5、磨矿细度-0.074 mm 粒级占 90％时,捕 收剂异丁基黄药用量试验结果如图 4 所示。 由图 4 可 知,异丁基黄药用量 333～833 g/ t 范围内,铅精矿中铅 品位先增后降,而回收率则先降后增。 回收率在一定 范围内随着捕收剂用量增加反而降低则可能是由于药 剂间的协同抑制作用。 异丁基黄药用量为 333 g/ t 时, 铅精矿中铅品位 56.20％,回收率 87.74％；异丁基黄药 用量为 833 g/ t 时,铅品位 57.96％,回收率 86.84％,两 者变化不大,且在异丁基黄药用量 333 g/ t 时锌品位为 4.05％,回收率为 5.12％。 综合考虑回收率和药剂成 本,异丁基黄药用量确定为 333 g/ t。 异丁基黄药用量/g t-1 60 57 54 51 ∥ ∥ 4 2 0 90 89 88 87 86 85 8 4 0 400300500600700800900 品位/ 回收率/ 铅品位 铅回收率 锌品位 锌回收率 ■ ▲ □ △ 图 4 异丁基黄药用量与铅、锌指标关系 2.1.4 水玻璃用量试验 pH＝9.5 时,按照图 1 所示流程,考察了水玻璃用 量对浮选指标的影响,结果如图 5 所示。 由图 5 可知, 加入水玻璃后,铅精矿中铅品位先升高后下降,回收率 大致呈上升趋势。 铅精矿中锌品位和回收率呈先降低 后升高的趋势。 可见水玻璃对铅浮选有利,可以降低 铅精矿中所夹带的锌,其适宜用量为 3 333 g/ t。 水玻璃用量/g t-1 60 57 54 51 48 45 ∥ ∥ 4 2 0 90 89 88 87 86 85 5 0 010002000300040005000 品位/ 回收率/ 铅品位 铅回收率 锌品位 锌回收率 ■ ▲ □ △ 图 5 水玻璃用量与铅、锌指标关系 2.1.5 腐殖酸钠用量试验 该氧化铅锌矿中铁主要以针铁矿、褐铁矿形式存 在,较容易泥化。 为了减轻其对浮选过程的影响,并将 其抑制在尾矿中,在浮选过程中添加腐植酸钠,pH＝9.5 时,按照图 1 所示流程进行了腐植酸钠用量试验,结果 74第 4 期赵文迪等 四川绵阳某氧化铅锌矿浮选工艺研究 ChaoXing 如图 6 所示。 腐殖酸钠用量/g t-1 60 57 54 51 ∥ ∥ 5 4 3 2 1 0 90 88 86 84 82 80 6 4 2 0 0100200300400500 品位/ 回收率/ 铅品位 铅回收率 锌品位 锌回收率 ■ ▲ □ △ 图 6 腐植酸钠用量与铅、锌指标关系 由图 6 可知,加入腐植酸钠,铅精矿中铅回收率呈 现上升趋势,在腐植酸钠用量 500 g/ t 时达到最高,铅 品位出现波动；而铅精矿中锌品位和回收率在添加了 腐植酸钠后略有下降。 综合考虑,腐植酸钠参考用量 为 167 g/ t。 2.2 锌浮选条件试验 2.2.1 Na2S 用量试验 对于氧化锌矿,一般采用硫化-胺法浮选。 根据前 面的探索试验结果,该矿锌浮选采用硫化-胺法浮选是 可行的。 在胺浮选前需硫化,硫化剂在氧化锌浮选中 的作用首先是调整剂,形成碱性矿浆,提高矿浆 pH 值；用胺作捕收剂时,随着碱性增加,胺盐能形成较多 的胺分子,从而更有效地捕收氧化锌矿。 最常用的硫 化剂是 Na2S,其用量对锌的浮选影响很大。 pH ＝ 11, 按照图 1 所示流程进行了锌浮选 Na2S 用量试验,结果 如图 7 所示。 Na2S用量/g t-1 30 25 20 15 10 60 50 40 30 20 10 4000600080001000012000 锌品位/ 锌回收率/ 锌品位 锌回收率 ■ ▲ 图 7 Na2S 用量与锌精矿中锌品位和回收率关系 由图 7 可知,随着 Na2S 用量增加,锌品位不断波 动,回收率不断提高。 说明在浮锌过程中使用 Na2S 作 为硫化剂,可以有效捕收氧化锌矿。 考虑到过量 Na2S 会对氧化矿造成抑制,确定 Na2S 适宜用量为10000 g/ t。 2.2.2 ZnSO4用量试验 在锌浮选过程中,发现泡沫层薄、破灭快,严重影 响了浮选过程。 加入一定量 ZnSO4后,泡沫层变厚, 浮选过程较好。 pH ＝ 11 时,进行了 ZnSO4用量试验, 结果如图 8 所示。 ZnSO4用量/g t-1 30 25 20 15 60 55 50 45 40 35 30 1000300020004000500060007000 锌品位/ 锌回收率/ 锌品位 锌回收率 ■ ▲ 图 8 ZnSO4用量与锌精矿中锌品位和回收率关系 由图 8 可知,随着 ZnSO4用量增大,锌品位和回收 率均下降,说明 ZnSO4抑制锌的效果很明显。 为了保 证泡沫层厚度,同时也要兼顾锌的品位以及回收率,其 合适用量为 1 667 g/ t。 2.2.3 十二胺用量试验 相关文献资料表明,十二胺是氧化锌的有效捕收 剂,并且初步探索试验取得了较理想结果。 pH ＝ 11 时,进行了捕收剂十二胺用量试验,结果如图 9 所示。 十二胺用量/g t-1 30 25 20 15 60 50 40 30 20 10 0200400600800 锌品位/ 锌回收率/ 锌品位 锌回收率 ■ ▲ 图 9 十二胺用量与锌精矿中锌品位和回收率关系 由图 9 可知,随着十二胺用量增加,锌品位先升高 后降低,回收率升高到十二胺用量 500 g/ t 之后也有下 降趋势。 确定十二胺适宜用量为 500 g/ t。 2.3 小型闭路试验 通过前述铅、锌浮选条件试验的探究,得到了该矿 样浮选的各影响因素的最佳条件。 在此基础上进行小 型闭路试验,流程如图 10 所示,结果见表 3。 由试验结果可知,氧化率近 90％的原矿含铅、锌 分别为 9.57％、11.52％,经两粗一精一扫选铅,得到了 铅精矿品位 66.10％、回收率 88.23％,基本达到二级铅 精矿要求；选铅尾矿经三粗两精一扫选锌,得到了锌精 矿品位 45.32％、回收率 73.81％。 84矿 冶 工 程第 38 卷 ChaoXing 原矿 磨矿 药剂单位g/t -0.074 mm占90 硫化钠 硫酸按 腐殖酸钠 水玻璃 异丁基黄药 2油 铅 粗选1 1667 83 83 1667 167 60 腐殖酸钠 水玻璃 异丁基黄药 2油 铅 粗选2 铅 扫选 83 1667 167 60 腐殖酸钠 水玻璃 异丁基黄药 33 333 33 硫化钠 硫酸按 腐殖酸钠 水玻璃 异丁基黄药 2油 666 83 66 666 66 60 硫化钠 硫酸铜 硫酸锌 水玻璃 腐殖酸钠 十二胺 2油 6666 500 1667 833 167 500 60 铅 精选 锌 粗选1 硫化钠 硫酸铜 硫酸锌 水玻璃 腐殖酸钠 十二胺 2油 锌 粗选2 锌 粗选3 3333 167 1667 833 167 500 60 水玻璃 硫化按 500 83 水玻璃 硫化按 500 83 硫化钠 硫酸铜 硫酸锌 水玻璃 腐殖酸钠 十二胺 2油 3333 167 1667 666 66 500 60 硫化钠 硫酸铜 硫酸锌 水玻璃 腐殖酸钠 十二胺 2油 3333 167 1667 666 66 500 60 锌 扫选 尾矿 锌 精选1 锌 精选2 锌精矿 铅精矿 图 10 小型闭路浮选试验流程 表 3 小型闭路试验结果 产品 名称 产率 / ％ 品位/ ％回收率/ ％ PbZnPbZn 铅精矿12.7766.102.8788.233.18 锌精矿18.761.6245.323.1873.81 尾矿68.471.203.878.5923.01 原矿100.009.5711.52100.00100.00 3 结 论 1 四川某氧化铅锌矿中的铅、锌分别以白铅矿和 方铅矿、菱锌矿和闪锌矿形式存在,银则以类质同象形 式存在于方铅矿中。 脉石矿物以白云石、褐针 铁 矿、方解石为主,其中部分褐铁矿浸染于菱锌矿中。 矿 石氧化率近 90％,大部分菱锌矿、白铅矿与白云石紧 密镶嵌,磨矿时单体解离度差。 2 矿石磨至-0.074 mm 粒级占 90％后,采用“先 硫后氧”、“先铅后锌”的选别方案,经两粗一精一扫选 铅、三粗两精一扫选锌流程,取得了产率 12.77％、铅品 位 66.10％、铅回收率 88.23％、含锌 2.87％、锌回收率 3.18％的铅精矿和产率 18.76％、锌品位 45.32％、锌回 收率 73.81％、含铅 1.62％、铅回收率 3.18％的锌精矿, 全流程铅总回收率 91.41％、锌总回收率 76.99％。 参考文献 ［1］ 周 源,陈江安. 铅锌矿选矿技术［M］. 北京化学工业出版社, 2012. ［2］ 刘 晓,张 宇,王 楠,等. 我国铅锌矿资源现状及其发展对策 研究［J］. 中国矿业, 2015s16-9. ［3］ 陈 军,卫亚儒,胡 聪,等. 氧化铅锌矿选矿现状及最新进展［J］. 中国矿山工程, 2015219-23. ［4］ 武鲁庆,章晓林,李康康,等. 我国氧化铅锌矿的选矿工艺概述［J］. 矿产综合利用, 2016519-22. ［5］ 王林祥,孙敬锋. 内蒙古某地铅锌选矿试验研究［J］. 矿产保护与 利用, 2006,10527-30. ［6］ 刘 军. 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