云南某低品位铅锌萤石矿选矿试验研究.pdf
云南某低品位铅锌萤石矿选矿试验研究 ① 徐朝刚1, 李光英2, 陈红兵2 (1.云南锡业股份有限公司,云南 个旧 661000; 2.云南锡业股份有限公司卡房分公司,云南 个旧 661000) 摘 要 云南某低品位铅锌萤石矿是以方铅矿、闪锌矿和萤石矿为主的多金属硫化矿。 根据该矿石的特性,进行了选矿工艺流程 和浮选药剂制度试验。 原矿铅品位 2.56%、锌品位 1.08%、萤石含量 42.70%,通过优先浮选流程选别后,得到了铅精矿铅品位 71.13%、回收率 88.45%,锌精矿锌品位 50.10%、回收率 83.80%,萤石精矿萤石品位 97.12%、回收率 93.37%。 关键词 铅锌萤石矿; 优先浮选; 铅锌分离; 萤石; 抑制剂; 捕收剂 中图分类号 TD923文献标识码 Adoi10.3969/ j.issn.0253-6099.2019.06.016 文章编号 0253-6099(2019)06-0066-04 Beneficiation of Low⁃grade Pb⁃Zn Fluorite Ore from Yunnan XU Chao⁃gang1, LI Guang⁃ying2, CHEN Hong⁃bin2 (1.Yunnan Tin Co Ltd, Gejiu 661000, Yunnan, China; 2. Kafang Branch of Yunnan Tin Co Ltd, Gejiu 661000, Yunnan, China) Abstract The low⁃grade Pb⁃Zn fluorite ore from Yunan Province belongs to a kind of polymetallic sulfide ore and minerals therein are predominately galena, sphalerite and fluorite. According to its mineralogical properties, tests were conducted to optimize the processing flowsheet and the flotation reagent regime of this raw ore with the grade of lead, zinc and fluorite (CaF2) as 2.56%, 1.08% and 42.70%, respectively. Using a selective flotation approach, a lead concentrate with Pb grade and recovery of 71.13% and 88.45%, a zinc concentrate with Zn grade and recovery of 50.10% and 83.80%, and a fluorite concentrate with CaF2grade and recovery of 97.12% and 93.37%, respectively, can be collected. Key words Pb⁃Zn fluorite ore; selective flotation; Pb/ Zn separation; fluorite; depressant; collector 目前我国铅、锌资源储量居全球第二位,但低品位 矿多,高品位矿少,矿石中铅锌品位之和一般处于 5% ~10%之间,品位高于 10%的资源只占总资源储量的 15%,矿山类型复杂,单一的铅矿石或锌矿石类型少, 共伴生组分多,资源提取难度大。 我国萤石资源储量 位居全球第三,仅由萤石构成的矿床数量多、但储量 小;伴(共)生型矿床数量少、但储量大,且品位低,选 别难度较大[1-2]。 因此,必须加强对低品位铅锌矿及 与金属矿伴(共)生萤石矿的综合回收。 本文主要针 对某铅、锌、萤石含量低的碳酸盐硫化矿进行浮选试验 研究,从而实现铅、锌、萤石有效富集。 1 原矿性质 云南某低品位铅锌萤石矿石中有用矿物以方铅 矿、闪锌矿和萤石矿为主;脉石矿物以石英为主,其次 为绢云母、白云石、长石、高岭石、方解石、透辉石等 (按含量高低排序)。 方铅矿和闪锌矿的嵌布粒度较 粗,但粒度大小有较大差异,并且粗细分布不均匀,粒 度范围较宽,方铅矿主要粒度范围 0.01~0.64 mm;闪 锌矿主要粒度范围 0.02~1.28 mm。 萤石嵌布粒度较 粗,主要粒度范围 0.08~2.56 mm。 由于萤石作为综合 回收矿物,因而磨矿细度主要取决于方铅矿和闪锌矿 的单体解离情况。 原矿化学成分分析结果见表 1,原 矿铅物相和锌物相分析结果见表 2。 表 1 原矿化学成分分析结果 (质量分数) / % ZnPbCaF2SSiO2MgOCaOAl2O3FeSb 1.082.5642.701.3223.501.553.984.311.530.025 ①收稿日期 2019-06-16 作者简介 徐朝刚(1965-),男,云南个旧人,高级工程师,主要研究方向为矿物加工。 第 39 卷第 6 期 2019 年 12 月 矿矿 冶冶 工工 程程 MINING AND METALLURGICAL ENGINEERING Vol.39 №6 December 2019 万方数据 表 2 原矿铅物相和锌物相分析结果 铅物相 含量 / % 占有率 / % 锌物相 含量 / % 占有率 / % 氧化铅0.145.47氧化锌0.032.96 硫化铅2.3591.76硫化锌1.0496.25 铅铁矾0.072.77锌铁尖晶石0.010.79 合计2.56100.00合计1.08100.00 2 选矿工艺研究 从铅物相、锌物相分析结果可以看出,原矿中铅、 锌主要以硫化铅和硫化锌的形式存在。 根据原矿特 性,在试验过程中使用了 MPE-100125 密封破碎机、 2PG-Φ200125 双辊破碎机、XMQ-Φ24090 锥形球 磨机、XFD(1.50.5)4 种型号的单槽浮选机等主要试 验设备。 经过多种方案探索试验研究,考虑到铅、锌、 萤石等有用矿物的综合回收,采用了铅⁃锌⁃萤石依次 优先浮选的原则工艺流程,达到铅⁃锌分离浮选和萤石 浮选综合回收的目的。 2.1 铅⁃锌分离浮选试验 2.1.1 磨矿细度试验 磨矿细度是选矿工作中极为重要的参数。 磨矿细 度过粗,无法实现目的矿物有效单体解离;磨矿细度过 细目的矿物过粉碎现象易于发生。 因此,开展了铅锌 分离浮选的磨矿细度试验。 试验流程如图 1 所示,结 果如图 2 所示。 图 2 结果表明,-0.074 mm 粒级含量 从 65%增加到 89%的过程中,铅、锌在各自粗精矿中的 回收率都呈现上升趋势,但后续变化不明显。 综合考 虑,确定铅锌分离磨矿细度为-0.074 mm 粒级占 81.0%。 原矿 磨矿 药剂单位g/t 碳酸钠 硫酸锌 丁按黑药 铅 粗选pH8.5 铅粗精矿 2000 2000 40 2 min 2 min 2 min 2 min 丁按黑药 铅 扫选 铅中矿 102 min 1 min 硫酸铜 丁基黄药 2油 锌 粗选 pH8.3 锌粗精矿 250 120 20 5 min 2 min 1 min 3 min 丁基黄药 2油 锌 扫选 锌中矿尾矿 40 5 2 min 1 min 2 min 图 1 铅锌分离磨矿细度试验流程 -0.074 mm粒级含量/ 60 50 40 30 90 85 80 75 70 65758189 品位/ 回收率/ ● ▲ ○ ● ○ ● ○ ● ○ △ ▲ △ ▲ △ ▲△ 铅品位 铅回收率 锌品位 锌回收率 ● ○ ▲ △ 图 2 铅锌分离磨矿细度试验结果 2.1.2 铅粗选条件试验 在磨矿细度-0.074 mm 粒级占 81.0%条件下,按 照图 1 所示流程,对调整剂碳酸钠、硫化锌抑制剂硫酸 锌、硫化铅捕收剂丁铵黑药等 3 种药剂分别开展了不 同用量的选矿试验,最终确定其用量分别为 2 000 g/ t、 1500 g/ t 和30 g/ t。 该条件下所得试验结果如表3 所示。 表 3 铅粗选试验结果 产品 名称 产率 / % 品位/ %回收率/ % PbZnPbZn 铅粗精矿4.2452.132.1186.248.19 铅中矿1.367.943.744.194.64 尾矿94.400.261.019.5787.17 原矿100.002.571.09100.00100.00 2.1.3 锌粗选条件试验 如何有效回收被抑制的硫化锌是选锌的关键。 在 工艺流程及选铅条件固定的条件下,对硫化锌活化剂 硫酸铜、硫化锌捕收剂丁基黄药、起泡剂 2#油等 3 种 药剂分别开展了不同用量的选矿试验,最终确定其用 量分别为 240 g/ t、120 g/ t 和 25 g/ t。 该条件下所得试 验结果如表 4 所示。 表 4 锌粗选试验结果 产品 名称 作业产率 / % 品位/ %作业回收率/ % PbZnPbZn 锌粗精矿5.071.5619.0434.2293.55 尾矿94.930.160.0765.786.45 给矿100.000.231.03100.00100.00 2.2 萤石浮选条件试验 由于该矿石中萤石与白云石、方解石等都是含钙 矿物,它们可浮性接近[3]。 在浮选萤石时,钙离子容 易活化石英,使石英和含钙矿物容易进入泡沫产品中, 影响萤石精矿质量[4]。 合适的脉石矿物抑制剂以及 高效选择性捕收剂是获得高质量萤石精矿的关键。 对 76第 6 期徐朝刚等 云南某低品位铅锌萤石矿选矿试验研究 万方数据 此,在原矿浮选出铅、锌硫化矿后,开展了铅锌尾矿浮 选萤石试验。 通过多种抑制剂和捕收剂对比试验,最 后选择广州有色金属研究院针对该矿种专门研制的新 型药剂 P50 和 YS-8。 P50 是浓硫酸、硫酸铝、硅酸钠 等多种药剂按一定比例配制而成的复合抑制剂;YS-8 是经过特殊处理、增强了选择性的脂肪酸类捕收剂。 2.2.1 磨矿细度试验 对铅锌分离浮选铅锌硫化矿物后的铅锌浮选尾矿 进行了萤石浮选磨矿细度试验,试验流程如图 3 所示, 结果如图 4 所示。 铅锌浮选尾矿药剂单位g/t P50 YS-8 萤石 粗选 萤石粗精矿 5000 360 3 min 2 min 5 min YS-8 萤石 扫选 萤石中矿尾矿 1202 min 4 min 图 3 萤石浮选磨矿细度试验流程 -0.074 mm粒级含量/ 90 80 70 60 90 85 80 75 70 65758189 品位/ 回收率/ ○ △ ○ △ ○ △ ○ △ 萤石品位 萤石回收率 ○ △ 图 4 萤石浮选磨矿细度试验结果 图 4 结果表明,-0.074 mm 粒级含量从 65%增加 到 89%的过程中,开始时萤石粗精矿中萤石作业回收 率迅速提高,随后提高不明显,但明显影响萤石粗精矿 中萤石品位。 综合考虑,确定萤石浮选磨矿细度为 -0.074 mm 粒级占 81.0%。 2.2.2 P50 用量试验 调整剂 P50 是一种新型复合抑制剂,在选别萤石 的过程中,对石英及硅酸盐、含钙脉石具有很好的抑制 作用。 在磨矿细度-0.074 mm 粒级占 81.0%条件下, 按图 3 所示流程进行了调整剂 P50 用量试验,结果如 图 5 所示。 图 5 结果表明,P50 用量从 4 000 g/ t 增加 到 6 000 g/ t 时,萤石粗精矿品位及作业回收率显著提 高;继续增加 P50 用量,萤石粗精矿品位仍有所提高, 但作业回收率急剧降低。 综合考虑,确定 P50 用量为 6 000 g/ t。 P50用量/g t-1 90 80 70 60 90 85 80 75 70 400060008000 品位/ 回收率/ ○ △ ○ △ ○ △ 萤石品位 萤石回收率 ○ △ 图 5 P50 用量试验结果 2.2.3 YS-8 用量试验 P50 用量为 6 000 g/ t,其他条件不变,开展了 YS-8 用量试验,结果如图 6 所示。 图 6 结果表明,YS-8 用 量从 120 g/ t 增加到 600 g/ t 的过程中,萤石粗精矿作 业回收率一直处于增加状态,但品位总体处于下降趋 势,并且从 YS-8 用量为 360 g/ t 开始,下降趋势明显。 综合考虑,确定 YS-8 用量为 360 g/ t。 YS-8用量/g t-1 90 80 70 60 95 90 85 80 75 70 120240360600 品位/ 回收率/ ○ △ ○ △ ○ △ ○ △ 萤石品位 萤石回收率 ○ △ 图 6 YS-8 用量试验结果 2.3 闭路试验 以完成的铅、锌、萤石 3 种矿物各自浮选试验优化 的条件为基础,开展了铅、锌、萤石浮选全流程闭路试 验,结果见表 5,闭路试验流程如图 7 所示。 从表 5 可 以看出,在磨矿细度-0.074 mm 粒级占 81.0%的条件 下,通过优先浮选流程及所使用的药剂条件,铅、锌、萤 石都能得到很好的选别指标铅精矿铅品位 71.13%、回 收率 88.45%,锌精矿锌品位 50.10%、回收率 83.80%;萤 石精矿萤石品位 97.12%、回收率 93.37%。 表 5 闭路试验结果 产品 名称 产率 / % 品位/ %回收率/ % PbZnCaF2PbZnCaF2 铅精矿3.1471.132.571.1588.457.480.08 锌精矿1.811.4250.101.461.0183.800.06 萤石精矿41.630.070.0397.121.151.3193.37 尾矿53.420.440.155.269.397.416.49 原矿100.002.531.0843.31100.00100.00100.00 86矿 冶 工 程第 39 卷 万方数据 铅 粗选 pH8.5 2 min 2 min1 min 0.5 min1.5 min 原矿 磨矿 药剂单位g/t -0.074 mm占81.0 扫选 1精选 1 精选 1扫选 2 碳酸钠 硫酸锌 丁按黑药 2000 1500 30 2 min 2 min 2 min 碳酸钠 硫酸锌 400 300 2 min 2 min 丁按黑药102 min 丁按黑药 52 min 铅精矿 1 min 精选 1 锌 粗选 pH8.3 2 min 2 min1.5 min 1 min 1.5 min 扫选 1精选 1 精选 2 扫选 2 硫酸铜 丁基黄药 2油 240 120 30 3 min 2 min 1 min 丁基黄药 2油 30 10 2 min 1 min 丁基黄药 2油 10 10 2 min 1 min 1 min 精选 3 锌精矿 萤石粗选 分段加药 返至第二段粗选 pH7.5 433 min 2.5 min2 min 2 min 2 min 扫选 1精选 1 精选 2 扫选 2 P50 YS-8 6000 2709030 3 min 2 min YS-8 302 min YS-8 302 min 2 min 精选 3 2 min 精选 4 2 min 精选 5 1.5 min 精选 6 1.5 min 精选 7 萤石精矿 尾矿 pH7.5 pH8.0 pH7.3 图 7 闭路试验流程 3 结 语 1) 矿石性质研究表明,云南某低品位铅锌萤石矿 是含铅、锌、萤石的多金属伴(共)生矿。 其中铅矿物 以硫化铅为主存在,锌矿物以硫化锌为主存在;原矿萤 石含量为 42.70%,可综合回收。 脉石主要是石英、绢 云母、白云石、长石、高岭石、方解石、透辉石等(按含 量高低排序)。 2) 试验研究结果表明,云南某低品位铅锌萤石矿 石在-0.074 mm 粒级占 81.0%的磨矿细度条件下,采用 优先浮选工艺流程,最终可获得铅精矿含铅 71.13%、回 收率 88.45%,锌精矿含锌 50.10%、回收率 83.80%的技 术指标。 3) 铅⁃锌浮选脱硫尾矿采用高效脉石矿物抑制剂 P50、捕收剂 YS-8 浮选萤石,通过一粗二扫七精能获 得萤石品位 97.12%、回收率 93.37%的萤石精矿。 参考文献 [1] 艾光华,李继福,邬海滨,等. 某低品位萤石矿浮选试验研究[J]. 矿冶工程, 2017,37(4)45-47. 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