高硅锌精矿提质降硅浮选试验研究.pdf
2 6 有色金属 选矿部分2 0 1 5 年第6 期 d o i 1 0 .3 9 6 9 /j .i s m .1 6 7 1 - 9 4 9 2 .2 0 1 5 .0 6 .0 0 7 高硅锌精矿提质降硅浮选试验研究 胡敏1 ,唐远2 ,吴双桥1 1 .紫金矿冶设计研究院,福建上杭3 6 4 2 0 0 ;2 .福州大学紫金矿业学院,福州3 5 0 1 0 8 摘 要针对新疆某大型铅锌选矿厂锌精矿产品品位低、S i 0 2 含量高的特点,详细查明了锌精矿中的杂质成分及赋存状 态,提出采用“再磨降硅一高碱抑硫”新工艺。试验结果表明,采用新工艺处理高硅锌精矿,可获得锌品位和回收率分别为 6 1 .2 6 %和9 8 .4 2 %的优质锌精矿,S i 0 2 含量从2 2 .0 5 %降到2 .5 9 %,且该工艺可很好地并入原工业流程。 关键词高硅锌精矿;粗精矿再磨;高碱度;浮选 中图分类号. T D 9 5 2 .3 ;T D 9 2 3 文献标志码A 文章编号1 6 7 1 - 9 4 9 2 2 0 1 5 0 6 - 0 0 2 6 - 0 5 B e n e f i c i a t i o nS t u d yo nH i g h - s i l i c o nZ i n cC o n c e n t r a t eb yF l o t a t i o n H UM i n I .T A N GY u a n 2 。W US h u a n g q i a o l J 『.Z 舛nD e s i g na n dR e s e a r c hI n s t i t u t eo fM i n i n ga n dM e t a l l u r g y ,S h a n g h a n gF u j i a n3 6 4 2 0 0 ,C h i n a ; 2 .C o l l e g eo fZ i j i nM i n i n g ,F u z h o uU n i v e 瑙i t y ,F u z h o u3 5 0 1 0 8 ,C h i n a A b s t r a c t A c c o r d i n gt oc o m p o n e n t sa n do c c u r r e n c e s o f i m p u r i t i e s i n l o w - g r a d ea n dh i g h s i l i c a z i n c c o n c e n f f a t ef r o mal a r g e - s c a l el e a d - z i n cp r o c e s sm i l li nX i n j i a n g ,n e wp r o c e s s s i l i c ar e d u c t i o nb yr e g r i n d i n ga n d s u f f u rd e p r e s s i o nb yh i g hp H h a sb e e np u tf o r w a r d .T e s tr e s u l t ss h o wt h a tt h eg r a d eo ff i n a lz i n cc o n c e n t r a t eW a s i n c r e a s e dt o6 1 .2 %w i t ht o t a lr e c o v e r yo f9 8 .4 2 %.a n ds i l i c ac o n t e n th a sd r o p p e df r o m2 2 .0 5 %t o2 .5 9 %w h e n a d o p t i n gt h e n e wf l o w s h e e tt o p r o c e s s i n g t h eh i g h - s i l i c az i n cc o n c e n t r a t e .A n dt h ep r o c e s sc f l nb ev e r yg o o d i n c o r p o r a t ei n t ot h eo r i g i n a li n d u s t r i a lp r o c e s s . K e yw o r d s h i g h - s i l i c az i n cc o n c e n t r a t e ;r e g r i n d i n go fr o u g h i n gc o n c e n t r a t e ;h i g hp H ;f l o t a t i o n 新疆某大型铅锌矿选矿厂原工艺采用低碱度条 件下铅锌依次优先浮选引,主要产品为铅精矿和锌 精矿。随着矿产资源的不断开发,低硫铅锌矿石不 断减少,矿石中黄铁矿含量逐渐升高,采用原工艺生 产,得到的锌精矿品质差,S i O 含量高,增加了运输 成本,严重影响了选矿厂的效益。若在原工艺基础 上单一采用精矿再磨,仅能降低锌精矿产品中硅的 含量,无法去除其中的黄铁矿,难以大幅提高锌精矿 品位。因此,根据原锌精矿的特点,采用再磨降硅一 高碱抑硫新工艺代替原工艺。结果表明,采用新工 艺不仅能提高锌精矿品质,而且减少了运输成本,提 高了选矿厂的经济效益。 1 试样性质 原锌精矿 给矿 主要金属矿物为闪锌矿,少量 黄铁矿和白铁矿、方铅矿,闪锌矿仅占总量的 5 7 .9 5 %;非金属矿物主要为石英、碳酸盐矿物、长 石,占总量的3 7 .3 %。闪锌矿呈不规则粒状分布,粒 度主要集中在5 0 1 5 0p , m ,解离程度较高,少量未 解离者与脉石矿物、黄铁矿、白铁矿、方铅矿等呈简 单连生,或在闪锌矿内包裹少量自形的细粒白铁矿 等。白铁矿和黄铁矿,呈自形一半自形粒状独立分 布,少量与方铅矿、闪锌矿连生,部分包裹于闪锌矿 内。另外,石英主要以单矿物碎屑的形式存在,少量 为细粒石英集合体。石英解离度大约为6 0 %,未解 离部分主要与闪锌矿呈简单连生。试样取自陶瓷过 滤机的滤饼 原锌精矿 ,锌品位为4 0 .8 7 %,S i O 含 量2 1 .1 5 %,粒度筛析结果见表1 。 从表1 可以看出,产率最大的粒级为一1 0 6 4 5 I x m ,占总量的4 5 .7 0 %,锌金属分布率为4 7 .9 7 %, S i O 分布率为4 2 .0 2 %;其次为一4 5 3 7 恤m ,占总 量的1 5 .9 0 %,锌金属分布率为1 7 .5 8 %,S i O ,分布 率为8 .0 4 %。S i 0 2 含量最高的粒级为 3 0 0 斗m , S i O 分布率占总量1 0 .0 3 %,但锌金属仅占1 .7 9 %; 投稿日期2 0 1 4 - 0 2 - 2 0 修回日期2 0 1 5 - 0 9 1 8 作者简介胡敏 1 9 7 8 . ,男,江西新干人,硕士,高级工程师.从事有色金属及贵金属的选矿研究及实践。 万方数据 2 0 1 5 年第6 期胡敏等高硅锌精矿提质降硅浮选试验研究二呈尘 其次一3 0 0 2 1 2p a n ,S i 0 2 分布率占总量9 .6 6 %,但 锌金属仅占3 .8 4 %。一4 5 岬粒级,锌品位 4 6 .4 8 %,S i 0 2 含量1 0 .9 2 %,锌、S i 0 2 分布率分别为 表1 T a b l e1 3 0 .7 8 %、1 3 .9 4 %。由此可见,原锌精矿解离度差以 及脉石矿物的机械夹杂是造成含硅高的主要原因。 粒度筛析结果 S i z ed i s t r i b u t i o nr e s u l t s /% 2 选矿试验方案的确定 工艺矿物学研究表明,影响原锌精矿 给矿 品 位不仅有硅酸盐和碳酸盐脉石矿物,同时存在一定 的黄铁矿。要达到锌精矿提质降硅的目的,最主要 的是降低碳酸盐、硅酸盐矿物以及黄铁矿等金属矿 物的含量。若采用单一再磨工艺,锌精矿中的闪锌 矿与黄铁矿无法分离,获得高品质的锌精矿 锌品位 6 0 % 无法实现。因此,脉石矿物、黄铁矿与闪锌 矿的分离是原锌精矿提质降硅的关键。根据杂质矿 物的性质特点,制定“再磨降硅一高碱抑硫”的流程 方案,即采用再磨提高解离度,石灰抑制黄铁矿两种 手段,达到提高原锌精矿品质的目的。 3 试验结果与讨论 3 .1 再磨细度试验 再磨细度试验流程如图1 ,试验结果示于图2 。 锌精矿尾矿 剂用量单位卧 拌、浮选时间单位m i n ;下同 图1 再磨细度试验流程 F i g .1 F l o w s h e e to fg r i n d i n gf i n e n e s st e s t 一4 5u m 粒级等量/% 图2 磨矿细度试验结果 F i g .2 T e s tr e s u l t so fg r i n d i n gf i n e n e s s 零 鼹 擎 圄 赵 趟 n 吕 Q ∽ 从图2 可看出,随着磨矿细度的增加,锌精矿锌 品位呈上升趋势,S i O 品位先降后增,当磨矿细度为 一4 5 斗m 占8 4 .2 4 %时,锌精矿锌品位趋于稳定, S i O 品位最低。选择再磨细度为一4 5 岬占 8 4 .2 4 %。 3 .2 石灰用量试验 影响原锌精矿锌品位不仅有脉石矿物,同时精 矿中存在一定量的黄铁矿。若仅采用粗精矿再磨工 艺,要想获得高品质的锌精矿,存在一定的难度。因 此,在锌矿物与脉石矿物的分离过程中,同时分离黄 铁矿,是获得高品质锌精矿的关键。试验采用常规 的石灰作黄铁矿的抑制剂,将石灰添加至磨机中,延 长作用时间,增强石灰的抑制效果。石灰用量试验 流程见图1 ,磨矿细度一4 5 斗m 占8 4 .2 4 %,试验结果 见图3 。 卡 万方数据 2 8 有色金属 选矿部分2 0 1 5 年第6 期 图3 石灰用量试验结果 F i g .3 T e s tr e s u l t so fl i m ed o s a g e 枣 鼹 擎 匡 赵 氇 Ⅱ吕 古 捐 从图3 中可看出,当石灰用量的增加时,锌品位 逐渐上升,锌回收率变化不大。而S i O 品位及回收 率逐渐下降。当石灰用量为4 .0k g /t 时,黄铁矿抑 制明显,锌品位大幅提高。此时,锌品位为6 0 .1 4 %, S i O 品位下降到3 .7 2 %。因此,选择石灰用量为 4 .0k g /t 。 3 .3 分散剂种类及用量试验 六偏磷酸钠和水玻璃是浮选常用的分散剂“ 引, 同时也是石英等含S i O 矿物的有效抑制剂。为对比 两种分散剂对矿泥的分散效果,分别对其进行不同 用量试验,比较对浮选指标的影响。试验流程同图 1 ,磨矿细度一4 5o , m 占8 4 .2 4 %,石灰用量为4 .0 k g /t ,进行六偏磷酸钠或水玻璃不同用量试验,试验 结果见图4 、图5 。 堡 瓣 擎 匣 隧 a 略 矬 零 赫 擎 匡 赵 魁 Ⅱ吾 Q 六偏磷酸钠用量№t - I 图4 六偏磷酸钠用量试验结果 F i g .4 T e s tr e s u l t so fs o d i u mh e x a m e t a p h o s p h a t ed o s a g e 从图4 和图5 可以看出,添加两种分散剂都能 有效改善锌精矿指标。当采用六偏磷酸钠为分散剂 时,随着六偏磷酸钠用量的增加,锌精矿锌品位及回 收率变化不大;而锌精矿中S i O 含量及S i O 回收率 随着六偏磷酸钠用量增大而下降,当用量增大到4 0 0 g /t 时,锌精矿中S i O 含量及S i O 回收率反而会升 高,表明少量的六偏磷酸钠反而会恶化浮选环境。 因此,当采用六偏磷酸钠为矿泥分散剂时,用量控制 在3 0 0g /t 。 图5 水玻璃用量试验结果 F i g .5 T e s tr e s u l to fs o d i u ms i l i c a t ed o s a g e 从图5 可以看出,当采用水玻璃为矿泥分散剂 时,随着水玻璃用量的增加,锌精矿锌回收率变化不 大,锌品位先升高后下降,而锌精矿中S i O 含量先下 降后增加,S i O 回收率先下降后升高。表明过量水 玻璃反而对指标不利。因此,当采用水玻璃为矿泥 分散剂时,应该采用低用量,用量控制在1 0 0s /t 。 因此,对比两种分散剂对矿泥的分散效果以及 价格,选用水玻璃为矿泥分散剂,用量为1 1 3 0s /t 。 3 .4 C l l s o 。用量试验 C u S O 。是闪锌矿常用的活化剂【6 】,原锌精矿在 过滤后堆放过程中,易导致其表面起活化作用的铜 离子丢失,使得闪锌矿活化不足,可浮选性下降。因 此,添加C u S O 。再次活化闪锌矿,同时在一次精选条 件进行试验,防止C u S O 。用量不足而引起精选作业 闪锌矿掉槽。试验流程见图6 ,试验结果见图7 。 给矿 锌 图6C u S O 。用量试验流程 F i g .6 F l o w s h e e to fC u S 0 4d o s a g et e s t ∞孵∞踮舳巧加2∞弱∞硝加 堡讲娶匿嗡迥咀站 ∞蝤帅龉舳竹∞硒∞弱∞硝加“如 零舜掣匣嗡迥咯站 万方数据 2 0 1 5 年第6 期胡敏等高硅锌精矿提质降硅浮选试验研究 塑 图7C u S O 。用量试验结果 F i g .7 T e s tr e s u l t so fC u S 0 4d o s a g e 1 1 1 2 失 s 墼 蚕 i 詈 3 2 由图7 可看出,随着C u S 0 4 用量的增加,锌精矿 锌品位变化不大;锌回收率则逐渐升高。当C u S O 。 用量为1 6 0s i t 时,锌精矿锌品位和回收率最佳;继 续增大C u S O 。用量,锌精矿锌品位和回收率趋于稳 定。同时,随着C u S O 。用量的增加,锌精矿中S i O 含量变化不大;S i O 回收率则先升高后下降。因此, 试验结果表明,当C u S O 。的用量为1 6 0s i t ,矿浆中 的c u 2 浓度足够活化闪锌矿,且活化后的闪锌矿在 浮选过程中不易掉槽。此时,锌精矿锌品位 6 2 .1 5 %,回收率9 0 .1 2 %,S i 0 2 品位为3 .1 5 %。 3 .5 闭路试验 在对原锌精矿再磨扫选以及精选的药剂条件进 行探索后,进行了闭路试验。试验采用一次粗选、两 次精选和一次扫选的流程,为了保证锌精选过程中 需要的碱度,在锌精选1 中添加石灰5 0 0s /t 。具体 锌精矿 尾矿 图8 高硅锌精矿提质降硅闭路试验流程 F i g .8 F l o w s h e e to ff u r l h e _ l “ b e n e f i c a t i o nc l o s e d c i r c u i t t e s to nh i g h s i l i c az i l l cc o n c e n t r a t e 表2闭路试验结果 T a b l e2R e s u l t so fc l o s e d .c i r c u i tt e s t /% 从表2 中可以看出,原锌精矿采用精矿再磨一 高碱度抑硫工艺,采用一次粗选、两次精选、一次扫 选的闭路流程,可获得锌品位6 1 .2 6 %、S i O 品位 2 .5 9 %,锌回收率9 8 .4 2 %的优质锌精矿,达到了降 硅的目的,取得了理想指标。 3 .6 新工艺全流程闭路验证试验 为了与原生产工艺更好地结合以及考察新工艺 的适应性,对铅品位0 .1 4 %、锌品位2 .0 1 %、锌氧化 率3 3 %的原矿样进行验证试验。铅循环和锌粗选、 扫选均参照目前选矿厂的工艺流程及药剂制度。因 选铅不是重点,试验仅对锌的作业进行考察,原矿选 锌作业采用一次粗选、一次扫选和一次精矿,获得锌 粗精矿,锌粗精矿采用新工艺进行分选,最终获得高 品质锌精矿。详细的工艺流程及药剂制度如图9 ,试 验结果见表3 。 表3闭路验证试验结果 T a b l e3R e s u l t so fc l o s e d .c i r c u i tv e r i f i c a t i o nt e s t /% 从表3 中可以看出,采用新工艺可获得锌品位 6 1 .5 5 %、S i 0 2 2 .2 8 %、锌回收率6 2 .4 1 %的高质量锌 精矿。试验结果表明,新工艺具有较好的适应性。 4 技改措施 1 实施原有的磨矿一分级系统保持不变;2 将 目前的锌粗选经三次锌精选改为锌粗精矿浓密后再 磨,再磨后的粗精矿再进入三次精选,同时增加一次 再磨矿扫选;3 再磨后产生的尾矿根据实施后的情 况,选择性进入尾矿或返回到锌粗选。 5结论 1 原锌粗精矿主要金属矿物为闪锌矿,含少量 黄铁矿和白铁矿,主要脉石矿物是碳酸盐、石英、长 ∞眄∞弱鲫“加2∞弱∞硝加 堡讲娶画越过咯滋 万方数据 3 0 有色金属 选矿部分2 0 1 5 年第6 期 石和水云母等。部分未解离的闪锌矿与脉石、白铁粒白铁矿等。 矿、方铅矿等呈简单连生或在闪锌矿内包裹少量细 砸矿 锌精矿 图9 新工艺全流程闭路验证试验流程 F i g .9 F l o w s h e e to fo v e r a l lv e r i f i c a t i o nc l o s e d c i r c u i tt e s t 2 原锌精矿采用再磨降硅一高碱抑硫新工艺, 当再磨细度一4 5 斗m 为8 4 .2 %,采用一次粗选、两次 精选、一次扫选的闭路流程,获得锌品位6 1 .2 6 %、 S i O 品位2 .5 9 %、锌回收率9 8 .4 2 %的优质锌精矿。 新工艺不仅提高了精矿品质,同时减少了大量的运 输成本。 3 对原矿采用优化后的新工艺进行闭路试验, 可以获得锌品位6 1 .5 5 %、S i O 品位2 .2 8 %、锌回收 率6 2 .4 1 %的高质量锌精矿。试验结果表明,推荐的 原锌精矿处理新工艺和原工艺能很好的结合。 4 新工艺具有指标稳定,适应性强,改造简便等 优点,对同类矿山具有借鉴作用。 参考文献 [ 1 ] 巫銮东.乌拉根硫化铅锌矿浮选工艺研究[ J ] .矿业研究 与开发,2 0 1 1 1 4 3 4 6 . [ 2 ] 沈卫卫.锌精矿再磨再选降硅浮选试验研究[ J ] .矿产综 合利用,2 0 1 4 3 2 7 - 3 1 . [ 3 ] 印万忠,孙传尧.硅酸盐矿物浮选原理的研究进展[ J ] .矿 业快报,2 0 0 1 增刊 1 2 7 1 3 2 . [ 4 ] 董水森.降低锌精矿中二氧化硅含量浮选工艺研究[ J ] . 甘肃有色金属,1 9 9 8 3 2 7 - 3 0 . [ 5 ] 简胜,李晓阳,付丹.中低品位铝土矿反浮选脱硅的 研究[ J ] .有色金属 选矿部分 ,2 0 1 2 5 4 0 - 4 3 [ 6 ] 顾帼华,王淀佐.硫酸铜活化闪锌矿的电化学机理[ J ] .中 南工业大学学报,1 9 9 9 ,3 0 4 3 7 4 .3 7 7 . 万方数据