贵州某低品位氧化铅锌矿选矿工艺试验研究.pdf

第3 4 卷 2 0 1 4 年0 8 月 矿冶工程 M I N l N GA N DM E T A L L U R G I C A LE N G I N E E R I N G V 0 1 ．3 4 A u g u s t2 0 1 4 贵州某低品位氧化铅锌矿选矿工艺试验研究① 叶军建1 ’2 ’3 ，张覃1 ’2 ’3 ，姜毛1 ’2 ’3 ，周坤1 ’2 ’3 ，何晓太1 ’2 ’3 1 ．贵州大学矿业学院，贵州贵阳5 5 0 0 2 5 ；2 ．贵州省非金属矿产资源综合利用重点实验室，贵州贵阳5 5 0 0 2 5 ；3 ．贵州省优势矿产资源高效利用工程 实验室，贵州贵阳5 5 0 0 2 5 摘要为了高效利用贵州某低品位、高氧化率、泥化严重的氧化铅锌矿资源，对其进行了实验室选矿工艺试验研究，探索试验表 明矿石中的白铅矿通过浮选或重选都很难富集，因此重点研究菱锌矿的选矿回收工艺。试验结果表明，采用“预先分级脱泥一粗磨 磁选除铁．再磨浮选”的联合工艺流程，可获得精矿锌品位3 0 ．6 2 ％的指标，达到企业的要求 锌品位大于3 0 ％ 。针对脱泥作业导致 锌回收率较低的问题，考察了- 0 ．0 4 4m m 矿泥脱除率对浮选的影响。结果表明，- 0 ．0 4 4m m 矿泥会恶化浮选指标，消耗浮选药剂，当 脱除率为1 0 0 ％时才能获得上述指标。 关键词氧化铅锌矿；磁选一浮选联合工艺；脱泥 中图分类号T D 9 2文献标识码A d o i 1 0 ．3 9 6 9 ／j ．i s s n ．0 2 5 3 6 0 9 9 ．2 0 1 4 ．0 8 ．0 1 7 文章编号0 2 5 3 - 6 0 9 9 2 0 1 4 0 8 - 0 7 0 - 0 4 铅和锌是重要的有色金属原材料，主要从硫化矿 中提炼，随着硫化铅锌矿资源不断减少，氧化铅锌矿资 源的开发利用越来越受到人们的重视，研究氧化铅锌 矿的回收利用具有重要意义。氧化铅锌矿通常采用硫 化浮选法，根据矿石性质不同，还会采用重浮联合流 程、磁浮联合流程或重磁浮联合流程。周小四等1 采 用优先浮选- 重选一磁选联合流程分选某氧化铅锌矿， 结果表明强磁选可以有效脱除铁矿物，提高非磁性矿 物的锌品位。汪兆龙等。2o 为了避免有用矿物被磨细 而泥化，采用重介质预选．浮选联合流程。胡秋云旧1 等 采用预先筛分、阶段磨矿、浮选脱泥工艺处理某泥化严 重且含铁高的氧化锌矿石，取得了良好的浮选指标。 氧化铅锌矿具有矿石易碎、含泥多、组成复杂等特点， 选矿难度较大H ‘5o ，氧化锌矿石的选矿指标一般为精 矿锌品位3 5 ％～3 8 ％，回收率6 0 ％一7 0 ％∞j 。 本文针对贵州某氧化铅锌矿的矿石性质，探讨了 脱泥、磁选除铁、磁选．重选联合工艺和磁选．浮选联合 工艺，确定了最终的选矿工艺流程，并针对脱泥作业导 致锌回收率较低的问题，研究了矿泥对浮选指标的影 响，为该资源的选矿利用提供一定的技术参考。 1 试验材料及方法 1 ．1 试样与药剂 试验样品取自贵州某地铅一锌矿床氧化带，经破 碎、筛分和混匀，粒级为一3m m 。 浮选药剂调整剂N a C O ，、N a S 和六偏磷酸钠； 捕收剂F A - 1 脂肪酸类捕收剂 和G A - 1 胺类捕收 剂 ；起泡剂2 8 油。 1 ．2 仪器与设备 X7 P e r tP r oX 射线衍射仪、X M Q 一1 6 0 x 2 0 0 型棒磨 机、标准套筛、X C S Q 一5 0 7 0 型湿式强磁选机、L Y S 一 11 0 0 x 5 0 0 摇床、Ⅺm Ⅲ型0 ．7 5 ／0 ．5L 单槽浮选机、D L - 5 C 型过滤机、1 0 1 - 4 A B S 型电热鼓风干燥箱。 1 ．3 试验方法 预先分级脱泥采用o ．0 4 4m m 粒级标准筛对原矿 进行湿式筛分，- 0 ．0 4 4m m 粒级作为矿泥， o ．0 4 4m m 作为选矿入料。 磁选入料通过0 ．8 4m m 标准筛预先分级，经棒磨 机磨矿后，进入强磁选机，工作参数为磁场强度1 ．5T 、 给矿时间2S 、中矿冲洗时间5s 、精矿冲洗时间5s 、搅 拌电机电压7 0V 。 重选采用摇床进行重选粗选和精选，工作参数相 同为冲程9m m 、冲次2 8 0 次／分、倾角3 。、冲洗水 4L ／m i n 。 浮选入料用0 ．0 7 4m m 标准筛预先分级，经棒磨 机磨矿后，依次添加调整剂、捕收剂和起泡剂，分别作 用一定时间，充气浮选一定时间，浮选精矿和尾矿分别 过滤、烘干和称重，化验锌、铅和全铁品位，计算相应元 素的回收率。 化验方法分别采用G B ／T1 4 3 5 3 ．3 - 2 0 1 0 和G B ／T 1 4 3 5 3 ．2 2 0 1 0 中E D T A 容量法测定原矿和产品中锌 和铅含量；采用G B ／T 6 7 3 0 ．5 8 6 三氯化钛一重铬酸钾 ①收稿日期2 0 1 4 - 0 7 - 1 2 基金项目贵阳市科技计划项目 [ 2 0 1 2 1 4 - 1 4 ；贵州大学矿业学院研究生创新基金项目 2 0 1 2 0 0 3 作者简介叶军建 1 9 8 6 一 ，男，山西大同人，博士研究生，主要研究方向为难选矿石的选矿及资源综合利用。 通讯作者张覃 1 9 6 7 一 ，女，贵州毕节人，教授，博士研究生导师，博士，主要研究方向为难选矿石的选矿及资源综合利用。 万方数据 2 0 1 4 年0 8 月 叶军建等贵州某低品位氧化铅锌矿选矿工艺试验研究 7 1 容量法测定全铁含量。 2 试验结果与讨论 2 ．1 矿石性质 原矿含P b2 ．5 6 ％、Z n6 ．1 9 ％、T F e1 1 ．0 8 ％、S i O ， 3 4 ．5 9 ％、A 1 2 0 31 4 ．7 7 ％，其他伴生有用元素c u 、A u 、A g 含量很低。有用矿物为菱锌矿和白铅矿，脉石矿物以 石英和粘土矿物为主，还有少量赤铁矿、褐铁矿、白云 石和方解石等。铅、锌和铁的氧化率均在9 5 ％以上。 通过湿式筛分测定原矿的粒度组成，结果见表1 。 表1 原矿粒度组成 O ．8 4 02 1 ．0 51 0 ．1 03 8 ．0 42 ．7 02 3 ．6 91 4 ．0 22 5 ．3 8 - 0 ．8 4 0 0 ．1 5 02 9 ．2 85 ．8 33 0 ．5 52 ．8 43 4 ．6 31 2 ．1 03 0 ．4 7 一O ．1 5 0 0 ．0 4 41 4 ．0 34 ．8 41 2 ．1 52 ．7 41 6 ．0 31 3 ．5 81 6 ．3 8 - 0 ．0 4 43 5 ．6 43 ．0 21 9 ．2 61 ．7 32 5 ．6 59 ．0 62 7 ．7 7 合计 1 0 0 ．0 05 ．5 9 1 0 0 ．0 02 ．4 0 1 0 011 ．6 31 0 0 ．0 0 由表1 可知，随着粒级逐渐变细，锌品位逐渐降 低， 0 ．8 4 0m m 粒级锌品位最高，为1 0 ．1 0 ％，锌主要分 布在 0 ．8 4 0m m 和- 0 ．8 4 0 0 ．1 5 0m m 两个粒级中，分 布率分别为3 8 ．0 4 ％和3 0 ．5 5 ％。- 0 ．0 4 4m m 粒级产率 为3 5 ．6 4 ％，说明原矿泥化严重。 0 ．0 4 4m m 粒级加权 锌品位比原矿高，为7 ．0 l ％，分布率为8 0 ．7 4 ％。各粒 级铅和全铁的变化规律相似， 0 ．0 4 4m m 各粒级铅或 全铁品位相近，均比原矿高，而一0 ．0 4 4m l T l 粒级铅或全 铁品位均比原矿低。因此以0 ．0 4 4I n l n 预先分级脱泥， 可以初步提高选矿入料锌和铅的品位，同时脱除产率为 3 5 ．6 4 ％、锌品位3 ．0 2 ％的细粒级，锌损失率为1 9 ．2 6 ％。 2 ．2 选矿工艺流程的确定 为了避免矿泥对选矿指标的影响，选矿工艺试验 以 O ．0 4 4m m 粒级为给矿。前期探索试验表明，重液 分离获得的精矿铅品位较低，为3 ．6 2 ％，硫化黄药法对 于该矿石的白铅矿没有富集效果，说明重选或浮选都 不能有效富集铅矿物，因此主要研究锌矿物的选矿回 收工艺。 2 ．2 ．1 磁选除铁试验 原矿全铁含量较高，为1 1 ．0 8 ％，考虑通过磁选脱 除铁质脉石来提高锌品位。试验流程如图1 所示，试 验结果见表2 。由表2 可知，粗精矿锌品位比给矿提 高2 ．9 7 ％，锌作业损失率1 4 ．0 6 ％，铁质脉石作业产率 3 9 ．8 7 ％，锌品位2 ．4 4 ％，全铁作业脱除率6 8 ．2 1 ％，表明 采用粗磨磁选工艺可以达到抛尾和预先富集锌的目 的。铅作业损失率较高，为4 5 ．7 6 ％。 给矿 铁质脉石 粗精矿 图1 磁选除铁试验流程 表2 磁选除铁试验结果 2 ．2 ．2 磁选一重选联合工艺试验 菱锌矿与脉石矿物比重差异较大，因此考虑采用 磁选一重选联合工艺，希望可以在粗磨条件下直接获得 一部分合格锌精矿 锌品位大于3 0 ％ ，尾矿再通过浮 选富集。重选作业流程如图2 所示，磁选作业流程与 图1 相同，磁选一重选联合工艺试验结果见表3 。 磁选粗精矿 精矿尾矿 图2 重选作业流程 表3 磁选重选联合工艺试验结果 由表3 可知，磁选- 重选联合工艺得到的精矿锌品 位2 2 ．9 4 ％，锌作业回收率4 0 ．3 7 ％，表明粗磨条件下磁 选一重选联合工艺不能直接得到合格锌精矿，而且锌作 业回收率较低，磁选一重选联合工艺不适合该矿石。 2 ．2 ．3 磁选一浮选联合工艺和直接浮选工艺对比试验 浮选是处理细粒级氧化铅锌矿的有效方法，因此 对比了磁选．浮选联合工艺和直接浮选工艺的选矿指 标，其中磁选作业流程与图1 相同，浮选作业流程如图 万方数据 7 2 矿冶工程 第3 4 卷 3 所示，仅浮选人料不同，其它条件相同。对比试验结 果见表4 。 精矿2尾矿 图3 浮选作业流程 表4 磁选- 浮选联合工艺和直接浮选工艺对比试验结果 由表4 可知，磁选．浮选联合工艺获得的精矿锌品 位为2 3 ．0 8 ％，明显高于直接浮选工艺，如果优化浮选 药剂制度和增加浮选精选作业，精矿锌品位会进一步 提高。因此粗磨条件下磁选脱除铁质脉石对后续浮选 有利，磁选．浮选联合工艺更适合该矿石。 2 ．2 ．4 “预先分级．磁选．浮选”联合工艺开路试验 由以上3 种工艺的对比试验，确定了“预先分级 脱泥一粗磨磁选除铁．再磨浮选”的联合工艺流程，工艺 流程和优化后的浮选药剂制度如图4 所示，关于浮选 药剂制度的优化研究在作者发表的另一篇论文中有较 详细的介绍，开路试验结果见表5 。由表5 可知，中矿 1 和中矿2 的锌品位比浮选入料低约4 ％，中矿返回粗 选可能导致精矿锌品位降低，因此确定采用“一粗一 精”的浮选开路流程，将流程图中虚线框内的3 个产品 合并为浮选总尾矿，此时最终精矿锌品位为3 0 ．6 2 ％，达 到企业要求。 图4 “预先分级- 磁选一浮选”联合工艺流程 表5 “预先分级磁选- 浮选”开路试验结果 2 ．3 矿泥对浮选的影响 最终精矿锌回收率较低，除与浮选药剂制度有关， 主要由于1 6 ．6 8 ％的锌损失于矿泥中。为了提高锌回 收率，考虑减少脱泥量，研究了一o ．0 4 4m m 矿泥脱除率 对浮选的影响。将不同比例的- 0 ．0 4 4m m 矿泥与浮选 人料合并后进行浮选，浮选药剂制度和工艺流程如图 4 中的浮选作业，试验结果见图5 。由图5 可知，随着 矿泥脱除率增加，精矿锌品位先不变后逐渐提高，当矿 泥脱除率为1 0 0 ％时，精矿锌品位最大，为3 0 ．6 2 ％，锌 回收率先增大后趋于稳定，表明- 0 ．0 4 4m m 矿泥会恶 化浮选指标，全部脱除后才能获得锌品位和回收率相 对较高的精矿。从试验现象看，在相同药剂制度下，矿 泥脱除率小时泡沫层较薄、不稳定，表明矿泥对药剂有 万方数据 2 0 1 4 年0 8 月 叶军建等贵州某低品位氧化铅锌矿选矿工艺试验研究 7 3 很强的吸附作用。不脱泥浮选要想获得较高锌回收 率，需要消耗大量的药剂，在经济上可能很难承受。 矿泥脱除率，％ 图5 矿泥脱除率对浮选的影响 3 结论 1 贵州某地氧化铅锌矿属于铝、硅和铁杂质含量 较高，氧化率高的氧化铅锌矿，主要锌矿物和铅矿物分 别为菱锌矿和白铅矿，矿石泥化严重。根据原矿粒度 组成特征，确定采用0 ．0 4 4m m 预先分级脱泥。 2 前期探索试验表明重选或浮选都不能有效富 集该矿石中的铅矿物。 3 采用“预先分级脱泥一粗磨磁选除铁一再磨浮选” 的联合工艺流程，可以获得精矿锌品位3 0 ．6 2 ％的指标， 达到企业对合格锌精矿的要求 锌品位大于3 0 ％ 。 4 一0 。0 4 4m m 矿泥会恶化浮选指标，当它的脱除 率达到1 0 0 ％时，才能获得锌品位和回收率相对较高 的精矿。试验现象表明矿泥对药剂有很强的吸附作 用，消耗大量药剂。 参考文献 周小四，王少东，彭芬兰，等．某氧化铅锌矿选矿试验研究[ J ] ． 昆明冶金高等专科学校学报，2 0 1 1 ，2 7 5 1 - 6 ． 汪兆龙，刘和庆．擦洗对架崖山氧化铅锌矿石重介质分选的影响 [ J ] ．云南冶金，1 9 9 1 3 3 3 - 3 7 ． 胡秋云，周杰强，陈湘清．某氧化锌矿石的磨矿及脱泥工艺研究 [ J ] ．金属矿山，2 0 0 9 增刊 2 4 9 - 2 5 1 ． 段秀梅，罗琳．氧化锌矿浮选研究现状评述[ J ] ．矿冶，2 0 0 0 4 4 7 5 1 ． 冯其明，张国范．氧化锌矿原浆浮选新技术[ J ] ．中国基础科学， 2 0 1 1 1 2 5 - 2 7 ． 刘荣荣，文书明．氧化锌浮选现状与前景[ J ] ．国外金属矿选矿， 2 0 0 2 7 1 7 - 1 9 ． 1j 1j 1 2 3 4 5 6 l 二． 心 ∞ H 陋 № 万方数据