某低品位铅锌河道尾砂浮选工艺研究.pdf

某低品位铅锌河道尾砂浮选工艺研究 ① 邱亚群１，２， 盘 樱３， 胡 芳４， 尤翔宇１，２， 向仁军１，２， 刘苗华４， 李二平１，２ （１．湖南省环境保护科学研究院，湖南 长沙 ４１０００４； ２．水污染控制技术湖南省重点实验室，湖南 长沙 ４１０００４； ３．中南大学，湖南 长沙 ４１００８３； ４．长沙 矿冶研究院有限责任公司，湖南 长沙 ４１００１２） 摘 要 为了综合回收某河道堆存尾砂中的铅、锌、硫、砷等有用组分，采用混合浮选⁃混合精矿分离浮选工艺，最终得到铅锌精矿 铅、锌品位分别为 ２．３７％和 ６．６７％，回收率分别为 ２４．７３％和 ５７．７６％，硫砷精矿硫、砷品位分别为 ２１．５６％和 ７．２３％，回收率分别为 ３８．７８％和 ３７．３９％。 关键词 浮选； 河道尾砂； 铅锌选矿； 低品位 中图分类号 ＴＤ９２３文献标识码 Ａｄｏｉ１０．３９６９／ ｊ．ｉｓｓｎ．０２５３－６０９９．２０１６．０３．００９ 文章编号 ０２５３－６０９９（２０１６）０３－００３６－０３ Ｆｌｏｔａｔｉｏｎ Ｔｅｃｈｎｏｌｏｇｙ ｆｏｒ Ｓｔｒｅａｍｗａｙ Ｔａｉｌｉｎｇｓ Ｃｏｎｔａｉｎｉｎｇ Ｌｏｗ⁃ｇｒａｄｅ Ｌｅａｄ ａｎｄ Ｚｉｎｃ Ｍｉｎｅｒａｌｓ ＱＩＵ Ｙａ⁃ｑｕｎ１，２， ＰＡＮ Ｙｉｎｇ３， ＨＵ Ｆａｎｇ４， ＹＯＵ Ｘｉａｎｇ⁃ｙｕ１，２， ＸＩＡＮＧ Ｒｅｎ⁃ｊｕｎ１，２， ＬＩＵ Ｍｉａｏ⁃ｈｕａ４， ＬＩ Ｅｒ⁃ｐｉｎｇ１，２ （１．Ｈｕｎａｎ Ｒｅｓｅａｒｃｈ Ａｃａｄｅｍｙ ｏｆ Ｅｎｖｉｒｏｎｍｅｎｔａｌ Ｓｃｉｅｎｃｅｓ， Ｃｈａｎｇｓｈａ ４１０００４， Ｈｕｎａｎ， Ｃｈｉｎａ； ２．Ｈｕｎａｎ Ｐｒｏｖｉｎｃｉａｌ Ｋｅｙ Ｌａｂ ｏｆ Ｗａｔｅｒ Ｐｏｌｌｕｔｉｏｎ Ｃｏｎｔｒｏｌ Ｔｅｃｈｎｏｌｏｇｙ， Ｃｈａｎｇｓｈａ ４１０００４， Ｈｕｎａｎ， Ｃｈｉｎａ； ３． Ｃｅｎｔｒａｌ Ｓｏｕｔｈ Ｕｎｉｖｅｒｓｉｔｙ， Ｃｈａｎｇｓｈａ ４１００８３， Ｈｕｎａｎ， Ｃｈｉｎａ； ４．Ｃｈａｎｇｓｈａ Ｒｅｓｅａｒｃｈ Ｉｎｓｔｉｔｕｔｅ ｏｆ Ｍｉｎｉｎｇ ａｎｄ Ｍｅｔａｌｌｕｒｇｙ Ｃｏ Ｌｔｄ， Ｃｈａｎｇｓｈａ ４１００１２， Ｈｕｎａｎ， Ｃｈｉｎａ） Ａｂｓｔｒａｃｔ Ｔｏ ｃｏｍｐｒｅｈｅｎｓｉｖｅｌｙ ｒｅｃｏｖｅｒ ｖａｌｕａｂｌｅ ｅｌｅｍｅｎｔｓ， ｉｎｃｌｕｄｉｎｇ Ｐｂ， Ｚｎ， Ｓ ａｎｄ Ａｓ， ｆｒｏｍ ｔａｉｌｉｎｇｓ ｈｅａｐｅｄ ａｌｏｎｇ ａ ｓｔｒｅａｍｗａｙ， ａ ｆｌｏｗｓｈｅｅｔ ｃｏｎｓｉｓｔｉｎｇ ｏｆ ａ ｂｕｌｋ ｆｌｏｔａｔｉｏｎ ａｎｄ ａ ｆｌｏｔａｔｉｏｎ ｓｅｐａｒａｔｉｏｎ ｏｆ ｂｕｌｋ ｃｏｎｃｅｎｔｒａｔｅ ｗａｓ ａｐｐｌｉｅｄ， ｒｅｓｕｌｔｉｎｇ ｉｎ ａ ｌｅａｄ⁃ｚｉｎｃ ｃｏｎｃｅｎｔｒａｔｅ ｇｒａｄｉｎｇ ２．３７％ Ｐｂ ａｎｄ ６．６７％ Ｚｎ ｗｉｔｈ ａ ｌｅａｄ ｒｅｃｏｖｅｒｙ ｏｆ ２４．７３％ ａｎｄ ａ ｚｉｎｃ ｒｅｃｏｖｅｒｙ ｏｆ ５７．７６％， ａ ｓｕｌｆｕｒ⁃ａｒｓｅｎｉｃ ｃｏｎｃｅｎｔｒａｔｅ ｇｒａｄｉｎｇ ２１．５６％ Ｓ ａｎｄ ７．２３％ Ａｓ ｗｉｔｈ ｓｕｌｆｕｒ ｒｅｃｏｖｅｒｙ ｏｆ ３８．７８％ ａｎｄ ａｒｓｅｎｉｃ ｒｅｃｏｖｅｒｙ ｏｆ ３７．３９％． Ｋｅｙ ｗｏｒｄｓ ｆｌｏｔａｔｉｏｎ； ｓｔｒｅａｍｗａｙ ｔａｉｌｉｎｇｓ； ｌｅａｄ⁃ｚｉｎｃ ｏｒｅ ｄｒｅｓｓｉｎｇ； ｌｏｗ ｇｒａｄｅ 某河道堆存的尾砂含有铅、锌、铁、锡、硫、砷等多 种元素，致使当地水体多金属复合污染严重。 这些元 素含量虽然较低，但尾砂中的金属元素也是有价资源， 具有巨大的经济价值，可采用多金属硫化物浮选工艺 对河道尾砂中铅、锌、硫、砷等元素进行回收［１－５］。 在 多金属硫化矿日益趋向贫、细、杂的今天，必须加强理 论研究，改进浮选工艺流程才能更有效地回收和利用 铅锌及其伴生矿产资源［６－１０］。 对河道尾砂中有价金属 综合利用不仅可以回收河道尾砂中的 Ｐｂ、Ｚｎ、Ａｓ 等重 金属，而且可以减少重金属对水生态环境的污染和危 害，具有一定经济效益和社会效益。 １ 矿石性质 由于几十年的采选作业，某河道中存有大量的尾 砂，此类尾砂均为上游地区选矿尾砂。 河道尾砂中除 了含铅、锌、铁、锡等金属元素，还含有砷、硫等元素，属 于复杂多金属低品位尾砂。 这些元素虽然含量极低， 但对当地的环境产生了极大的破坏作用，同时，部分金 属元素如锡、锌、铁等仍具利用价值。 尾砂化学多元素分析结果和矿物组成分别见表 １ 和表 ２。 由表 １～２ 可知，尾砂中主要有价元素为铅、 锌、铁、硫、锡、砷等，主要脉石矿物为石英、长石等。 表 １ 尾砂化学多元素分析结果（质量分数） ／ ％ ＰｂＺｎＳ ＳｎＯ２Ｆｅ２Ｏ３ＳｉＯ２ ＭｇＯ ０．３９０．４４１．６９０．３２１１．６９６３．３０１．７９ ＣａＯＫ２ＯＮａ２ＯＡｌ２Ｏ３ＡｓＭｎＯＴｉＯ２ １．７１１．９２０．２６１５．４７０．６４０．６５０．２９ ①收稿日期 ２０１５－１２－２７ 基金项目 国家水体污染控制与治理科技重大专项（２０１０ＺＸ０７２１２－００８） 作者简介 邱亚群（１９８６－），男，湖南衡阳人，工程师，博士，主要从事水污染控制和固体废弃物资源化研究。 通讯作者 李二平（１９８０－），男，湖南郴州人，副研究员，博士，主要从事固体废弃物资源化研究。 第 ３６ 卷第 ３ 期 ２０１６ 年 ０６ 月 矿矿 冶冶 工工 程程 ＭＩＮＩＮＧ ＡＮＤ ＭＥＴＡＬＬＵＲＧＩＣＡＬ ＥＮＧＩＮＥＥＲＩＮＧ Ｖｏｌ．３６ №３ Ｊｕｎｅ ２０１６ 表 ２ 矿石主要矿物含量（质量分数） ／ ％ 锡矿物 闪锌矿 方铅矿 磁黄 铁矿 黄铁矿 毒砂 石英 长石 云母 绿泥石 阳起石 白云石 其它 ０．５０．９０．４１１．９１２．４５９．１１０．８１．４１．６１．０ 矿物粒度组成是制定磨矿工艺的重要依据，为此 用线段法对尾砂进行了系统测定，结果见表 ３。 从表 ３ 可以看出，该矿嵌布粒度细，其中－０．０７５ ｍｍ 粒级占 ８３．４１％，＋０．１５０ ｍｍ 粒级占 ７１．０８％。 表 ３ 矿石粒度组成及主要元素品位分析结果 粒径 ／ ｍｍ 分布率 ／ ％ 品位／ ％ ＰｂＺｎＳｎＦｅ ＋０．１５０７１．０８ ０．３６０．４６０．３４７．５６ －０．１５０＋０．０７５１２．３３０．２０ ０．３００．１８７．４２ －０．０７５＋０．０４５１０．８５０．１１ ０．２３０．１６６．５６ －０．０４５５．７４ ０．０８０．１５０．０８６．２４ ２ 试验结果及分析 ２．１ 铅锌硫砷混浮试验 以硫酸铜为硫化物活化剂，丁黄药为铅锌硫砷等 矿物捕收剂，对该尾砂进行了浮选粗选条件试验，试验 流程见图 １。 -3A0g/t 43 20 图 １ 粗选试验流程 ２．１．１ 硫酸铜用量试验 在丁黄药用量 １５０ ｇ／ ｔ 条件 下进行了硫酸铜用量试验，结果见表 ４。 结果表明，随 着硫酸铜用量增加，混合精矿产率增加，铅锌硫砷回收 率均增加。 适宜的硫酸铜用量为 ４００～５００ ｇ／ ｔ。 表 ４ 硫酸铜用量试验结果 硫酸铜用量 ／ （ｇｔ －１ ） 产品 名称 产率 ／ ％ 品位／ ％回收率／ ％ ＰｂＺｎＳＡｓＰｂＺｎＳＡｓ 精矿１５．６３１．０７ ２．０４ ７．８３２．２３４２．９２６７．８４６６．５１５４．４６ ２００尾矿８８．３７０．２５ ０．１７ ０．７００．３３５７．０８３２．１６３３．４９４５．５４ 给矿１００．０００．３９ ０．４７ １．８４０．６４１００．００ １００．００ １００．００ １００．００ 精矿１８．７９０．９９ １．８２ ７．０２２．１７４７．７０７２．７６７１．６９６３．７１ ３００尾矿８１．２１０．２５ ０．１６ ０．６４０．２９５２．３０２７．２４２８．３１３６．２９ 给矿１００．０００．３９ ０．４７ １．８４０．６４１００．００ １００．００ １００．００ １００．００ 精矿２０．０９１．０２ １．７８ ６．９６２．２５５２．５４７６．１３７５．９９７０．６３ ４００尾矿７９．９１０．２３ ０．１４ ０．５５０．２４４７．４６２３．８７２４．０１２９．３７ 给矿１００．０００．３９ ０．４７ １．８４０．６４１００．００ １００．００ １００．００ １００．００ 精矿２２．７９０．９１ １．６１ ６．１２１．９８５３．１８７８．０７７５．８０７０．５８ ５００尾矿７７．２１０．２４ ０．１３ ０．５８０．２４４６．８２２１．９３２４．２０２９．４２ 给矿１００．０００．３９ ０．４７ １．８４０．６４１００．００ １００．００ １００．００ １００．００ ２．１．２ 丁黄药用量试验 在硫酸铜用量为 ４００ ｇ／ ｔ 条 件下，进行了丁黄药用量试验，结果见表 ５。 结果表 明，随着丁黄药用量增加，锌回收率逐渐增加，当用量 达 １５０ ｇ／ ｔ 之后，回收率增加不明显，精矿产率升高，品 位降低。 适宜的丁黄药用量为 １５０ ｇ／ ｔ。 表 ５ 丁黄药用量试验结果 丁黄药用量 ／ （ｇｔ －１ ） 产品 名称 产率 ／ ％ 品位／ ％回收率／ ％ ＰｂＺｎＳＡｓＰｂＺｎＳＡｓ 精矿１６．１３１．２２ ２．１１ ７．８３２．５８５０．４６７２．４１６８．６４６５．０２ ５０尾矿８８．３７０．２２ ０．１５ ０．６５０．２５４９．５４２７．５９３１．３６３４．９８ 给矿１００．０００．３９ ０．４７ １．８４０．６４１００．００ １００．００ １００．００ １００．００ 精矿１８．０９１．１１ １．９４ ７．５２２．３９５１．４９７４．５１７３．９３６７．５５ １００尾矿８１．９１０．２３ ０．１５ ０．５９０．２５４８．５１２５．４９２６．０７３２．４５ 给矿１００．０００．３９ ０．４７ １．８４０．６４１００．００ １００．００ １００．００ １００．００ 精矿２０．０９１．０２ １．７８ ６．９６２．２５５２．５４７６．１３７５．９９７０．６３ １５０尾矿７９．９１０．２３ ０．１４ ０．５５０．２４４７．４６２３．８７２４．０１２９．３７ 给矿１００．０００．３９ ０．４７ １．８４０．６４１００．００ １００．００ １００．００ １００．００ 精矿２１．２７０．９７ １．７２ ６．５６２．１１５３．０１７７．６１７５．８３７０．１２ ２００尾矿７８．７３０．２３ ０．１３ ０．５６０．２４４６．９９２２．３９２４．１７２９．８８ 给矿１００．０００．３９ ０．４７ １．８４０．６４１００．００ １００．００ １００．００ １００．００ ２．２ 混合精矿分离试验 以混合浮选试验所得混合精矿为给矿，以石灰作 黄铁矿抑制剂，并加入一定量丁黄药对铅锌和硫砷等 元素进行浮选分离试验，流程见图 ２。 -3A0g/t ;/ ,/A 2A 84,3 8233 20 图 ２ 混合精矿分离试验流程 ２．２．１ 捕收剂种类试验 分别选用丁黄药、丁铵黑药 和乙硫氮为捕收剂，用量均为 １００ ｇ／ ｔ，进行了捕收剂 对比试验，结果见表 ６。 表 ６ 捕收剂种类对铅锌硫砷混合精矿浮选分离的影响 捕收剂 种类 产品 名称 产率 ／ ％ 品位／ ％回收率／ ％ ＳＰｂＺｎＡｓＳＰｂＺｎＡｓ 精矿４０．５９２．３６ ６．８２１８．７５６．５２３８．５９５５．１４４３．３４４４．２５ 丁黄药尾矿５９．４１２．５７ ３．７９１６．７５５．６１６１．４１４４．８６５６．６６５５．７５ 给矿１００．００２．４８ ５．０２１７．５６５．９８１００．００ １００．００ １００．００ １００．００ 精矿３７．４６２．０９ ５．４１１８．０２６．３１３１．５７４０．３７３８．４４３９．５３ 丁铵黑药尾矿６３．５４２．６７ ４．７１１７．０１５．６９６８．４３５９．６３６１．５６６０．４７ 给矿１００．００２．４８ ５．０２１７．５６５．９８１００．００ １００．００ １００．００ １００．００ 精矿３８．５７２．２３ ５．８３１８．２７６．３８３６．０８４４．７９４０．１３４１．１５ 乙硫氮尾矿６１．４３２．６４ ４．５１１７．１１５．７３６３．９２５５．２１５９．８７５８．８５ 给矿１００．００２．４８ ５．０２１７．５６５．９８１００．００ １００．００ １００．００ １００．００ ７３第 ３ 期邱亚群等 某低品位铅锌河道尾砂浮选工艺研究 由表 ６ 可知，丁黄药捕收能力强于丁铵黑药，相同 用量的丁黄药浮选出的铅锌粗精矿产率高于丁铵黑 药，且丁黄药浮选出的粗精矿中 Ｐｂ、Ｚｎ、Ｓ、Ａｓ 品位和 回收率相对较高；虽然乙硫氮理论捕收能力较丁黄药 强，但由于乙硫氮在酸性环境下发生部分分解，导致乙 硫氮的有效量降低，致使乙硫氮浮选效果并不理想。 对比分析表明，分离浮选工艺选用丁黄药作捕收剂较 理想。 ２．２．２ 捕收剂用量试验 在石灰用量为 １ ５００ ｇ／ ｔ 条 件下进行了捕收剂丁黄药用量试验，结果见表 ７。 表 ７ 丁黄药用量试验结果 丁黄药用量 ／ （ｇｔ －１ ） 产品 名称 产率 ／ ％ 品位／ ％回收率／ ％ ＰｂＺｎＳＡｓＰｂＺｎＳＡｓ 精矿４０．５９２．３６ ６．８２ １８．７５ ６．５２３８．５９５５．１４４３．３４４４．２５ １００尾矿５９．４１２．５７ ３．７９ １６．７５ ５．６１６１．４１４４．８６５６．６６５５．７５ 给矿１００．００２．４８ ５．０２ １７．５６ ５．９８１００．００ １００．００ １００．００ １００．００ 精矿４３．４２２．２４ ６．５４ １８．４７ ６．３９３９．１９５６．５７４５．６７４６．３９ １５０尾矿５６．５８２．６７ ３．８５ １６．８６ ５．６７６０．８１４３．４３５４．３３５３．６１ 给矿１００．００２．４８ ５．０２ １７．５６ ５．９８１００．００ １００．００ １００．００ １００．００ 精矿４５．４２２．１８ ６．２８ １７．８２ ６．１８３９．８９５６．８２４６．０９４６．９３ ２００尾矿５４．５８２．７３ ３．９７ １７．３４ ５．８２６０．１１４３．１８５３．９１５３．０７ 给矿１００．００２．４８ ５．０２ １７．５６ ５．９８１００．００ １００．００ １００．００ １００．００ 由表 ７ 可知，随着丁黄药用量增加，精矿产率和回 收率也逐渐增加，当丁黄药用量达 １５０ ｇ／ ｔ 时，精矿回 收率增加不明显，因此选择丁黄药用量为 １５０ ｇ／ ｔ。 ２．２．３ 石灰用量试验 在丁黄药用量为 １５０ ｇ／ ｔ 条件 下进行了石灰用量试验，结果见表 ８。 结果表明，随着 石灰用量增加，铅锌粗精矿产率逐渐降低，品位逐渐升 高，但回收率下降，合适的石灰用量为 １ ５００ ｇ／ ｔ。 表 ８ 石灰用量试验结果 石灰用量 ／ （ｇｔ －１ ） 产品 名称 产率 ／ ％ 品位／ ％回收率／ ％ ＰｂＺｎＳＡｓＰｂＺｎＳＡｓ 精矿５１．５９２．０３ ６．０５ １７．２６ ５．９３４２．１９６２．１８５０．７１５１．１５ １０００尾矿４８．４１２．９６ ３．９２ １７．８８ ６．０４５７．８１３７．８２４９．２９４８．８５ 给矿１００．００２．４８ ５．０２ １７．５６ ５．９８１００．００ １００．００ １００．００ １００．００ 精矿４７．１７２．１８ ６．３８ １８．７２ ６．２１４１．５１５９．９５５０．２８４９．００ １５００尾矿５２．８３２．７５ ３．８１ １６．５３ ５．７７５８．４９４０．０５４９．７２５１．００ 给矿１００．００２．４８ ５．０２ １７．５６ ５．９８１００．００ １００．００ １００．００ １００．００ 精矿４３．４２２．２４ ６．５４ １８．４７ ６．３９３９．１９５６．５７４５．６７４６．３９ ２０００尾矿５６．５８２．６７ ３．８５ １６．８６ ５．６７６０．８１４３．４３５４．３３５３．６１ 给矿１００．００２．４８ ５．０２ １７．５６ ５．９８１００．００ １００．００ １００．００ １００．００ ２．３ 闭路试验 主体工艺中硫化矿采用混合浮选⁃分离流程，经过 铜离子的活化作用，使得硫、砷两种矿物可浮性十分接 近，闭路试验流程及药剂制度见图 ３，结果见表 ９。 由 表 ９ 可知，铅锌硫砷混合浮选闭路试验可获得铅锌精矿 产率 ４．０７％，铅、锌、硫、砷品位分别为 ２．３７％、６．６７％、 １４．４７％、４．３９％，回收率分别为 ２４．７３％，５７．７６％、３２．００％、 ２７．９２％，硫砷精矿产率为 ３．３１％，铅、锌、硫、砷品位分 别为 ２．６５％、３．０３％、２１．５６％、７．２３％，回收率分别为 ２２．４９％、２１．３４％、３８．７８％、３７．３９％。 -3A0g/t 0-* 0-121 22 3 823423 0-2 43 3 min3 min 3 min 5 min KYB-1 XKYB-5 HCCL 8.57 17.92 1.47 KYB-1 XKYB-5 HCCL 17.14 35.84 4.41 63-0.037 mmC66 KYB-1 HCCL 42.86 1.47 KYB-1 HCCL 21.43 1.47 KYB-1 HCCL 21.43 1.47 KYB-1 XKYB-5 HCCL 25.72 67.20 14.70 KYB-1 XKYB-5 HCCL 15.00 33.60 7.53 KYB-1 XKYB-5 HCCL 15.00 33.60 2.94 ,/A 730A 50 18.16 ,/A 730A 2 0.57 ,/A 730A 20 6.81 ,/A 730A 10 4.54 HCCL32.34 ;/600 图 ８ 大山矿样验证试验流程 表 ７ 大山矿样验证试验结果 产品 名称 产率 ／ ％ 品位／ ％回收率／ ％ ＣｕＭｏＣｕＭｏ 铜钼精矿０．９９２６．５８１．８７７５．０６９０．００ 铜精矿０．４８９．５４０．１１１２．９６２．５５ 硫精矿４．４００．１４０．００２７１．７６０．５８ 尾矿９４．１３０．０３８０．００１５１０．２２６．８７ 原矿１００．０００．３５０．０２１１００．００１００．００ ３ 结 语 １） 德兴铜矿的 ２ 个选厂 大山选厂与泗州选 厂处理的斑岩型铜矿石中均伴生有钼，虽然 ２ 个选厂 都对伴生钼进行了综合回收，但都还有进一步提高回 收率的空间。 本文采用一种改性油类捕收剂（ＫＹＢ⁃１） 与两种非极性烃油类捕收剂（ＸＫＹＢ⁃５ 与 ＸＫＹＢ⁃１０）组 合使用，大幅度提高了钼回收率，泗州选厂矿石钼回收 率可提高 ４４ 个百分点，大山选厂矿石钼和铜回收率都 有所提高。 ２） 新捕收剂组合具有良好的选择性和强捕收能 力，铜钼矿物能快速上浮，可缩短铜钼混选流程，由于 不需要强力抑制黄铁矿，也有利于黄铁矿的综合回收， 可选出优质（硫品位达 ４８％）的硫精矿。 ３） 通过优化作业条件与工艺流程，新药剂制度与 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