铜铅锌铁矿选矿工艺流程研究.pdf

2 0 0 7 年第 1 期 有 色 金属 选矿部分 1 铜铅锌铁矿选矿工艺流程研究 尹江生 ， 贺锐 岗2 ， 沈凯宁 1 ． 内蒙古矿产 实验研 究所， 呼和浩特 0 1 0 0 3 1 ； 2 ． 内蒙古冶金研 究院， 呼和浩特 0 l Q 0 l 0 摘要红岭铜、 铅、 锌、 铁多金属矿， 镥、 铅品位低， 铅仅为0 ．0 4 ％。为综合回收各种有用矿物， 进行了选矿工艺流程 试验。 多方案工艺流程试验比较后推荐镝铅混合浮选再分离 一 混尾选锌 一 锌浮选尾矿弱磁选的工艺流程。 该流程很好兼 顾了各种目的矿物的回收 ， 取得较好的工艺指标，铜精矿品位 2 3 ， 5 2 ％、回收率 7 1 ． 2 7 ％，铅精矿品位 4 5 ． 7 7 ％、回收率 5 9 ．7 8 ％。 锌精矿品位 5 4 ． 0 5 ％、 回收率 9 3 ． 6 ， ％， 铁精矿品位 6 6 ． 0 9 ％、 回收率 3 3 ． 5 0 ％。 关键词 多金属矿； 混合浮选； 分离； 磁选 中图分类号 T D 9 5 2 ． I ； T D 9 5 2 ． 2 I 9 5 2 ． 3 ； T D 9 5 1 文献标识码 A 文章编号 1 6 7 1 9 4 9 2 2 0 0 7 0 1 - 0 0 0 1 - 0 5 红岭铅锌矿属多金属硫化矿 ，主要含铜、铅、 铁的回收， 都取得了较好的技术指标， 达到了综合回 锌。随着采掘工作的进行， 近年发现其矿石中含有 收的目的。技术指标为， 原矿含铜 0 ．0 9 ％、 铅0 ．0 4 ％、 一 定量的磁铁矿。为综合回收利用各种有用矿物， 锌 3 ．4 3 4 ％、全铁 2 7 ．6 0 ％；精矿含铜 2 3 ． 5 2 ％、 铅 对该矿进行选矿试验研究， 为其选矿厂流程改造提4 5 ． 7 7 ％、锌 5 4 ．0 5 ％、全铁 6 6 ．0 9 ％；回收率 铜 供技术依据。 7 1 ．2 7 ％、 铅 5 9 ．7 8 ％、 锌 9 3 ．6 5 ％、 铁 3 3 ． 5 0 ％。 滑厶篓 、 1矿 石 性 质 混 合 浮 避 、部分混合浮选、 等可浮选等一系列选矿试 ～ 一 验研究， 最终推荐浮选磁选联合流程。 该工艺流程 1 ． 1 原矿性质 在磨矿细度一 7 6 m占8 5 ％条件下， 兼顾铜、 铅、 锌、 原矿化学多元素分析结果见表 l ，铁物相分析 表 l 原矿多元素化学分析结果 T a b l An a l y s i s r e s u l t s o f mu l ti - e l e me n t o f r u n - o f - mi n e o r e ／ ％ 垄 耋 兰 丝 垒 垒 含量0 ．0 9 0 ．0 4 3 ． 4 3 4 1 ． 8 6 0 ． 1 2 x 1 0 9 ．8 1 x l O 2 7 ． 6 0 0 ． 0 5 7 3 2 ．9 8 0 ． 0 0 3 2 1 x l 表 2 铁物相分析结果 ／ ％ T a b 2 An aly s i s r e s u l t s o f F e p h a s e ／ ％ 结果见表 2 。 1 ． 2 矿物组成 该矿石的含矿岩性为矽卡岩，矿石矿物主要为 磁铁矿、 闪锌矿， 少量毒砂、 黄铁矿、 方铅矿、 黄铜矿、 磁黄铁矿、 针铁矿。脉石矿物主要为透辉石、 石榴石 钙铁榴石 、 石英， 少量萤石、 碳酸盐 方解石 。 磁铁矿在实体显微镜下为亮黑色，半金属光 泽， 具磁性。 反射光下为灰白微带棕色， 半自形一 他形 粒状， 均质， 粒度在 0 ．3 0 ．0 3 m m 。被晚期闪锌矿、 脉 石交代呈浸蚀结构， 与闪锌矿紧密连生。 含量在4 8 ％ 收稿日期 2 0 0 6 - 0 7 2 8 作者简介 尹江生 1 9 6 3 一 ， 男， 内蒙古呼和浩特市人， 高级工程师。 - 5 0 ％ 。 闪锌矿 实体镜下为黑褐色， 油脂沥青光泽， 粉 末棕色， 二组解理发育。反射光下为灰色微带蓝色， 半自形一 他形粒状， 不规则集合体状 ， 均质， 内反射色 为棕红色， 粒度在0 ． I 0 ．4 m m。集合体大小在 | ．5 ra m 左右呈集合体或分散状交代磁铁矿。在局部见有被 方铅矿、 脉石交代现象。含量 2 0 ％一 2 5 ％。 黄铜矿 反射光下为淡硫黄色， 不规则状 、 乳滴 状、 蠕虫状、 浑圆粒状， 弱非均质 ， 粒度0 ． 1 0 ．0 3 m m， 被闪锌矿交代与其紧密连生或以固溶体形式赋存于 闪锌矿中。含量 5 ％一 1 0 ％。 方铅矿 不规则他形粒状、 浑圆粒状 ， 折色、 均 质， 粒度在 0 ．3 5 ～ 0 ．0 2 m m， 与黄铁矿、 黄铜矿连生， 部 分交代闪锌矿以不规则浑圆粒状赋存在闪锌矿中。 含量小于 l ％。 1 ． 3 矿石结构构造 维普资讯 2 有 色 金属 选矿部分 2 0 0 7 年第 1 期 1 ． 3 ． 1 矿石结构 矿石结构为半 自 形晶结构、 他形晶结构、 交代结 构、 交代残留结构、 浸蚀结构。 半 自形结构部分磁铁矿、 毒砂、 黄铁矿、 闪锌矿 呈较规则的几何外形分布在脉石中。他形晶结构大 部分金属矿物以不规则形态相互嵌在脉石中；交代 结构晚形成矿物交代早形成矿物，使其边部或内部 成为不规则状 、 港湾状 、 溶蚀状 ； 交代残 留结构毒砂 、 黄铁矿等矿物被磁黄铁矿、 脉石、 针铁矿等交代成残 留体， 仅外形保留原来形态； 浸蚀结构早期矿物被晚 期矿物交代，在早期矿物集合体周边形成不规则浸 蚀边缘。 1 ． 3 ． 2 矿石构造 矿石构造为稠密浸染构造 、 块状构造 ； 稠密浸染 构造金属矿物以集合体形式，较为均匀密集地嵌于 脉石中；块状构造金属矿物集合体紧密结合构成整 表 3 T a b 3 rI h e 个矿石块体。 由于矿石类型为矽卡岩型，矿石矿物组合较为 复杂， 且分布不均匀。尤其是主要矿物磁铁矿、 闪锌 矿 ， 二者紧密交代连生。 2选矿试验研 究 2 ． 1 选矿工艺流程选择 根据该矿需要回收的目的矿物和矿石性质， 可 供选择的工艺有浮选一 磁选流程 、 磁选一 浮选流程 ， 浮 选流程一般有混合浮选、 部分混合浮选、 等可浮流程 等n 。 可浮性试验结果表明， 该矿石中的铜、 铅大体相 当，占 7 7 ． 4 9 ％的铜属极易浮和易浮 ， 9 3 ． 8 2 ％的铜属 可 浮以上级别 ；占 7 3 ． 8 4 ％的铅属极 易浮和易 浮 ， 8 2 ． 4 6 ％的铅属可浮以上级别 ； 占 9 2 ． 5 2 ％的锌属难浮 和极难浮 ， 因此 ， 联合工艺中的浮选流程选择铜铅混 浮一 再浮锌的流程比较适合该矿石[21。可浮性试验结 可浮性试验结果／ ％ e x p e r i me n t r e s u l t s o f fl o t a b i l i t y ／ ％ 果见表 3 。 2 ． 2 浮选磁选流程试验 表 4 T a b 4 2 ． 2 ． 1 磨矿细度试验 试验流程见图 1 ， 试验结果见表 4 。 r 磨矿细度试验结果 ／ ％ G r i n d i n g o r e fi n e n e s s e x p e ri me n t r e s u l t ／ ％ 磨矿细度试验结果表明 1 磨矿细度从 7 0 ％增加到 8 5 ％时 ， 精矿产率 增加； 随产率增加， 铜、 铅、 锌、 铁的品位下降， 各金属 的回收率增加， 但锌的回收率几乎没有变化。 2 磨矿细度从 8 5 ％增加到 9 5 ％时， 精矿产率 增加； 随产率增加， 铜、 铅、 锌、 铁的品位下降， 铅、 锌、 铁的回收率几乎没有变化， 只有铜的回收率增加。 综 合考虑， 以一 7 6 m占8 5 ％为宜。 2 ． 2 ． 2 浮选条件试验 2 ．2 ．2 ． 1 调整剂、 抑制剂试验 在预先试验的基础上 ， 针对该矿的矿石性质 ， 选 择了石灰为矿浆调整剂， 硫酸锌为锌矿物的抑制剂， 维普资讯 2 0 0 7 年第 l 期 尹江生等 铜铅锌铁矿选矿工艺流程研究 3 原矿 一 7 6 p ,m 5 0 0 g ／ t 药 3 0 g ／ t 2 0 g ／ t 混合精矿 尾矿 图 l 磨矿细度试验流程 F i g l Gri n d i n g o r e fi n e n e s s e x p e ri me n t fl o ws h e e t 进行了两因素、 两水平的正交试验。 试验流程见图 2 ， 试验结果见表 5 。试验结果表 明， 用石灰调浆至 p H 9 ．5 ，硫酸锌用量为 1 0 0 0 g ／ t 时， 铜、 铅的浮选指标最好。 2 ． 2 ． 2 ．2 石灰添加地点试验 选择了将石灰添加到球磨机和浮选机进行对比 试验。试验结果表明， 在石灰用量相同的条件下， 即 调整矿浆 p H 9 ．5时， 将石灰添加到球磨机中， 能显 著提高铜的回收率。 2 ． 2 ． 2 ． 3 捕收剂种类 、 用量试验 本次试验捕收剂种类选择 了乙基黄药、硫氮 9 号 、 Z 一 2 0 0 ， 用量在其各 自的较优剂量下进行对 比， 以 及在种类、 用量组合后的浮选效果进行了对比。 试验流程见 图 2 ， 试验结果见表 6 。 试验结果表明， 捕收剂种类选择硫氮 9号， 用量 为1 0 g ／ t 时兼顾铜、 铅、 锌的指标较好， 特别是锌上浮 原矿 磨 矿 细 廖 2 mi n 石灰 2 mi n 硫酸锌 2 ml n 厶 墨 页 约 1 m i n 松醇油 铜铅 混浮 -7 6 p , m8 5 ％ X Y 1 0 g ／ t 1 0 g ／ t 精矿 尾矿 图 2 正交试验流程 F i g 2 T h e e x p e r i me n t fl o w s h e e t o f p o s i t i v e c r o s s 较 少 。 2 ． 2 ． 2 ．4 活化剂用量试验 选锌试验是在铜铅混合浮选、铜铅扫选尾矿的 基础上 ， 进行硫酸铜用量试验， 用石灰调整矿浆 p H l l ， 捕收剂为丁基黄药，用量 3 0 g ／ t ； 松醇油用量 2 0 g ／ t ， 试验结果见表 7 。 一 试验结果表明。 随硫酸铜用量的增加， 精矿产率 和回收率增加， 精矿品位下降。 硫酸铜用量为 4 0 0 g ／ t 时，锌的品位和回收率综 合指标较好。 2 ．2 ． 2 ．5 铜铅分离试验 由于本次试验矿石中铜、 铅的原矿品位很低， 特 别是铅仅为 0 ． o 4 ％， 已属同类矿山的丢尾标准 ， 如果 不考虑其回收， 又影响到铜精矿的质量。 铜 、铅混合精矿经过三次精选后 ，铜 品位 2 1 ． 8 0 3 2 ％， 铅品位 7 ．8 2 7 3 ％， 但选择分离方案依然比 较困难， 这是由于铜铅 比值较大， 从“ 抑多浮少” 、 减 少泡沫产品的夹杂、 取得较好工艺指标的分离原则， 维普资讯 4 有色 金属 选矿部 分 2 0 0 7 年第 1 期 表 7 硫酸铜用量试验结果／ ％ T a b 7 T h e e x p e r i me n t r e s u l t o f Cu S Od o s a g e ／ ％ 应选择“ 抑铜浮铅” ， 方案， 但该矿石铜的可浮性好于 铅的可浮性 ， 抑铜药剂非常不好选择 ， 成熟的只有氰 化物； 从减少环境污染的角度出发， 应选择“ 抑铅浮 铜” 方案， 该方案分离的方法也较多。抑铅浮铜方案 选 择 的 C MC N a S i O 3 法 、 N 2 0 3 一 F e S O 法 、 K 2 C r 2 o 7 法、 K 2 C r 2 O T-- - N a S i O ， ， 铜铅分离效果都不好例 。 在采用抑铅浮铜方案没有效果后，采用了抑铜 浮铅方案。经过反复试验对比，氰化物抑制效果最 好。试验结果见表 8 。 试验结果表明， 氰化物用量为 3 O 时， 分离效 果最好， 同时铜精矿中铅的含量也较低。 2 ． 2 ． 3 浮选闭路试验 在开路试验的基础上 ， 进行了闭路试验 ， 铜铅混 合精矿经三次精选后进行铜铅分离， 得到铜精矿和 铅精矿 ； 锌经一次粗选 、 两次精选 、 两次扫选得锌精 表 8 氰化物用量试验结果／ ％ T a b 8 Th e e x p e ri me n t r e s u l t o f t h e c y a n i d e d o s a g e ／ ％ 矿和浮选尾矿。试验结果见表 9 。 表 9 浮选闭路试验结果 T a b 9 T h e e x p e ri me n t r e s u l t o f fl o t a t i o n c l o s e d c i r c u i t／ ％ 2 ． 3 磁选试验 2 ． 3 ． 1 磁场强度试验 磁场强度试验主要进行 了浮选尾 矿直接磁选 、 浮选尾矿磁选粗精矿再磨再选工艺。磁场强度试验 结果见表 1 0 。 试验结果表明， 磁选粗精矿再磨再选 工艺 ， 在回 维普资讯 2 0 0 7年第 1 期 尹江生等 铜铅锌铁矿选矿工艺流程研究 5 收率基本保持不变的条件下， 品位提高 3 ％～ 4 ％。如 表 1 l 果想得到高品位、 优质铁精矿， 可以考虑采取粗精矿T a b l l 再磨流程。 表 l 0 磁场强度试验结果 T a b 1 0 T h e e x p e r i me n t r e s u l t o f ma g n e t i c fi e l d i n t e n s i t y ／ ％ ／ k A 。 m 产品名称 产率 品位 e 回 收率 一备 注 2 ． 3 ． 2 磁选流程试验 磁选流程试验是浮选尾矿直接进行一次粗选、 两次精选后 得铁精矿和最终尾矿 。试验结果 见表 ll 。 磁选流程试验结果表明，浮选尾矿在粗选磁场 强度为 7 9 ．5 8 k A ／ m、精选为 6 3 ．6 6 k Mm的条件下 ， 完 全可以取得精矿品位大于6 5 ％的铁精矿。 磁选流程试验结果／ ％ The e x p e r i me n t r e s ul t o f ma gn e t i c s e p a r a t i o n flo ws he e t ／ ％ 铅 、 锌 、 铁是本次试验 的 目的矿物， 由于铅 的含量过 低， 给本次试验增加了难度。 2 ． 通过试验研究， 推荐如下工艺流程 磨矿细 度一 7 6 m 占 8 5 ％时 ， 铜铅混浮再分离一 混尾锌浮选一 浮选尾矿弱磁选 。该流程很好适应 了该矿的矿石性 质， 有效回收了各种目的矿物。 该流程和药剂条件 简单， 产品质量可靠， 可以作为工艺流程技术改造的 依据。 3 ．在磨矿细度一 7 6 m占 8 5 ％时， 完全可以得到 6 5 ％以上的铁精矿，如果需要更高品位的优质铁精 矿， 可以考虑粗精矿再磨再选工艺。 参考文献 [ 1 ] 谢广元进 矿学[ M] ． 徐州 中国矿业大学出版社， 2 0 0 1 ． 8 ． [ 2 ] 许时． 矿石可选性研究[ M] ． 北京 冶金工业出版社 ， 1 9 9 2， 2 1 3 2 1 8 ． 3 结语 [ 3 2陈 家 模 ．多金属硫化矿浮选分离[ M] ． 贵阳 贵州科技出 1 ．巴林左旗红岭铅锌矿属多金属硫化矿，铜、 版社， 2 0 0 1 ， 1 9 ． F LOW S HEET S TUDY OF M 姗RAL P ROCES S I NG TECHNOLOGY OF Cu - P b _ Zn - F e ORE Y I N Ji a n g s h e n g 1 ,． 皿Ru i g鲫 ， SHE E N Ka i ni n g 1 ． I n n e r Mo n g o l i a T e s t I n s t i t u t e o f G e o lo g y a n d Mi n e r a l Re s o u r c e s , Hu h e h a o t e 0 1 0 0 3 1 ， C h i n a , 2 ． I n n e r Mo n g o l i a Me t a l l u r g y Re s e a r c h I n s t i t u t e ,Hu h e h a o t e 0 1 0 0 1 0 ,Ch i n a ABS TRACT T h e me t a l s O re i s Ho n g l i n g C u P b Z n F e o r e ， g r a d e i s l o w o f c o p p e r - l e a d ，gra d e o f l e a d o n l y i s 0 ． 0 4 ％ ． F l o w s h e e t t e s t o f mi n e r al p r o c e s s i n g t e c h n o l o g y f o r r e c l a i m all k i n d o f u s e f u l mi n e r a1． T h e w r i t e r d e c i t e d t o u s e t h e fl o ws h e e t o f c o p p e r l e a d mi x e d fl o t a t i o n s e p ara t e z i n c fl o t a t i o n o f mi x e d fl o t a t i o n t a i l i n g s - l o w ma gne t i c s e p a r a t i o n o f z i n c fl o t a t i o n t a i l i n g s a c c o r d i n g t o k i n d s o f fl o ws h e e t s ． t h e fl o ws h e e t s g i v e a t t e n t i o n t o r e c o v e o f a l l p u r p o s e mi n e r a1． T h e fi n al d a t a f o l l o w s c o p p e r c o n c e n t r a t e gra d e i s 2 3 ． 5 2 ％ ， t h e r e c o v e r y i s 7 1 ． 2 7 ％ ； l e a d c o n c e n t r a t e gra d e i s 4 5 ． 7 7 ％ ．t h e r e c o v e r y i s 5 9 ． 7 8 ％ ； z i n c c o n c e n t r a t e gra d e i s 5 4 ． 0 5 ％，t h e r e c o v e ry i s 9 3 ． 6 5 ％； i r o n c o n c e n t r a t e gra d e i s 6 6 ． 0 9 ％，t h e r e c o v e ry i s 3 3 ． 5 0 ％． KEY W ORDS me t a l s o r e ； mi x e d fl o t a t i o n ； s e p ara t e ； m a gne t i c s e p ara t i o n 维普资讯