云南某难选氧化铅锌矿浮选试验研究_何晓娟
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铅锌矿资源是我国的优势矿种,其有效综合回收是选矿工作者一直关注的难题。
云南某铅锌多金属矿,上部铅锌矿物的氧化程度较深,风化、泥化严重,成分复杂、组成多变,有用矿物嵌布粒度细,且矿石中存在一定量的可溶性石膏[1],给选矿工作增加了很大的困难。
1979年以来,国内外对该氧化矿的回收利用做了大量的研究工作。
以往的浮选研究工作主要以脱泥浮选为主,也取得了非常好的小试指标,但脱泥浮选流程在生产上往往存在脱泥产率不稳,选厂生产指标波动较大,甚至无法正常生产等弊端,致其一直未能大规模开发利用,因此,对该难选氧化铅锌矿进行不脱泥浮选的试验研究势在必行。
本文针对该铅锌矿中的灰岩型矿石,在工艺矿物学研究基础上,进行不脱泥浮选流程研究,取得了较好的试验指标,综合回收了各有价金属。
1矿石的工艺矿物学研究1.1矿石的化学成分矿石的多元素分析结果见表1,矿石的铅锌物相分析结果见表2。
云南某难选氧化铅锌矿浮选试验研究何晓娟,徐晓萍,付广钦(广州有色金属研究院,广州510651)摘要:对云南某难选氧化铅锌矿进行了浮选试验研究,采用先硫后氧、先铅后锌流程,并在氧化锌浮选作业采用加温及使用氧锌灵作辅助捕收剂的不脱泥流程,取得了较好的技术指标:锌总回收率83.26%,其中硫化锌精矿锌品位50.38%、锌回收率16.69%,氧化锌精矿锌品位22.29%、锌回收率66.57%;铅总回收率56.37%,其中硫化铅精矿铅品位50.86%、铅回收率30.61%,氧化铅精矿铅品位49.15%、铅回收率25.76%。
关键词:氧化铅锌矿;灰岩型矿石;不脱泥浮选中图分类号:TD952.2;TD952.3文献标识码:A文章编号:1671-9492(2010)06-0016-04收稿日期:2010-07-21作者简介:何晓娟(1961-),女,湖南长沙人,研究员。
1.2矿石的矿物组成经显微镜查定,矿石中主要矿物相对含量见表3。
1.3主要矿物嵌布特征在该氧化铅锌矿石中,菱锌矿的嵌布状态较为复杂,主要有三种嵌布形式:其一,菱锌矿呈微晶集合体成块状产出,晶粒缝隙含有尘状褐铁矿或菱锌矿晶粒集合体成脉状分布;其二,菱锌矿从含锌氧化铁胶体中晶出,与褐铁矿紧密连生,呈粒状集表1矿石的多元素分析结果Table 1The multi-element analysis of run-of-mine ore %元素质量分数Zn11.99Pb 2.92S 3.59Fe11.03SiO 220.69CaO16.60MgO 0.99Al 2O 310.98表2铅、锌物相分析结果Table 2The chemical analysis results of lead ,zinc phase%相别含量占有率氧化铅1.7358.46硫化铅0.9532.09铅铁矾0.289.45总铅2.96100.0铅氧化率67.91氧化锌8.9977.84硫化锌2.4120.87其它锌0.151.29总锌11.55100.0锌氧化率79.13表3主要矿物相对含量Table 3The compose and relatively contect of mineral%矿物含量方铅矿1.19铅矾0.05白铅矿2.64闪锌矿3.86菱锌矿13.95异极矿4.64黄铁矿、白铁矿2.97褐铁矿21.33石膏1.83石英、方解石等47.54合体在褐铁矿中浸透分布;其三,菱锌矿晶粒集合体交代闪锌矿而充填于石英砂粒间缝隙中。
菱锌矿嵌布粒度极不均匀,粗粒聚晶集合体可达数厘米,细粒者为0.01mm。
菱锌矿结晶粒度细微也是该矿石特点之一,晶粒大小一般为0.001~0.06mm。
异极矿的数量远少于菱锌矿,异极矿与褐铁矿紧密连生,呈板状、放射状集合体充填于褐铁矿溶蚀孔洞或脉石中,或呈皮壳状与褐铁矿共生。
异极矿无色透明,与褐铁矿相连的异极矿呈褐红色。
白铅矿在氧化程度较深的矿石中多见,与褐铁矿密切共生,呈微晶集合体不规则粒状嵌布,或呈板状晶嵌布于脉石中。
少量白铅矿与菱锌矿一起作为胶结物充填于石英砂粒之间。
粒度一般为0.02~0.3mm。
2条件试验研究2.1原则流程的选择针对该矿石的特点,确定首先浮硫化矿物,再浮氧化矿物,且先铅后锌的优先浮选流程,因矿石中还有部分氧化较严重的黄铁矿,这部分黄铁矿可浮性较差,需单独脱硫,故选择图1所示原则流程进行选别。
2.2硫化矿的浮选鉴于该铅锌矿中硫化矿易选,且该矿石以氧化铅锌矿为主,因此,试验工作主要以氧化铅锌矿的选别为主。
对硫化矿的浮选采用常规药剂进行,试验结果见表4。
由表4结果和原矿的铅、锌物相可知,硫化矿部分已经回收较好。
2.3氧化铅浮选试验2.3.1调整剂试验氧化铅的选别采用硫化—黄药法回收,由于矿石中含泥量较大,特别是褐铁矿矿泥多,硫化前的分散和对脉石的适当抑制非常重要。
选择抑制剂KA和六偏磷酸钠(后简称六偏)作为氧化铅浮选的调整剂。
调整剂试验结果见表5。
由试验结果可见,矿浆的适当分散和对脉石的适当抑制对氧化铅的回收影响很大,以六偏50g/t+ KA3000g/t对氧化铅的回收较佳。
2.3.2硫化剂试验采用硫化钠作硫化剂,硫化钠试验的结果见表6。
由表6可见,随着硫化钠用量增加,氧化铅粗精矿的铅品位和铅回收率均提高,硫化钠用量以3000+2000g/t为宜。
原矿磨矿硫化铅浮选硫化铅精矿硫化锌浮选硫化锌精矿脱硫硫精矿氧化铅浮选氧化铅精矿氧化锌浮选氧化锌精矿尾矿图1选别原则流程Fig.1The principle flowsheet of flotation 表4硫化矿选别结果Table4The results of sulfide ore flotation test%硫化铅粗精矿硫化锌粗精矿硫粗精矿选硫尾矿合计产品名称产率3.528.533.7184.24100.0Pb品位回收率Zn Pb Zn30.672.852.741.983.0910.324.899.5010.9612.0734.857.853.2854.02100.03.0017.582.9276.50100.0表5调整剂试验结果Table5The results of regulator flotation test%100+100050+200050+300050+4000六偏+KA用量/(g·t-1)氧化铅粗精矿对原矿产率13.606.006.825.98铅品位5.4014.1414.5010.36对原矿铅回收率25.7929.2931.5422.57表6硫化钠试验结果Table6The results of Na2S agent test%1500+5002000+10003000+20004000+2000硫化钠用量(粗选+扫选)/(g·t-1)氧化铅粗精矿对原矿产率4.936.336.826.15铅品位7.5611.6014.5015.26对原矿铅回收率13.0425.7931.5432.072.4氧化锌浮选试验氧化锌采用硫化—胺法回收,采用硫化钠作硫化剂,胺类捕收剂CA 作主要捕收剂进行试验。
2.4.1捕收剂对比试验氧锌灵是我院新近研制的一种氧化锌捕收剂,它对难选的氧化锌矿物比较有效,是氧化锌浮选的有效辅助捕收剂。
捕收剂对比试验结果见表7。
试验结果表明,氧锌灵的加入能提高锌回收率4.54%,对氧化锌的捕收有益。
2.4.2加温对比试验加温是强化硫化过程的有效措施之一。
加温对比试验结果见表8。
表8结果表明,适当加温,不仅可以大大降低硫化钠用量,还可以大大缩短硫化钠搅拌时间,说明加温对该氧化锌的选别十分必要。
2.4.3硫化钠用量与加温温度试验由前面试验结果可以看出,硫化钠用量和加温浮选的温度对氧化锌的选别指标十分关键,因此,对上述两个因素进行了考察,试验结果见表9。
表9试验结果表明,在相同温度下,硫化钠用量由25kg/t 增加到30kg/t ,氧化锌精矿品位均提高3%~4%,锌回收率保持不变;在硫化钠用量相同的条件下,随着矿浆温度的升高,氧化锌精矿品位和回收率均提高。
由此可见,在一定范围内,增大硫化钠用量和提高矿浆温度对氧化锌的回收均有益。
综合考虑经济因素,选择30kg/t 和60℃为本次氧化锌浮选的最佳硫化钠用量与加温温度。
3全流程试验研究在前面试验的基础上,进行全流程试验研究。
其中,硫化铅浮选采用一次粗选、三次精选、一次扫选,硫化锌浮选采用一次粗选、三次精选、一次扫选,脱硫浮选采用一次粗选、一次扫选,氧化铅浮选采用一次粗选、三次精选、一次扫选,氧化锌浮选采用一次粗选、一次精选、三次扫选的试验流程。
3.1磨矿细度试验对该矿样进行磨矿细度试验,试验结果见表10。
由表10结果可见,随着磨矿细度的增加,尾矿的铅锌品位均随之降低,在磨矿细度为-74μm 占68%时,由于各矿物间互相解离不够,特别是硫化矿,上浮的不理想,铅锌在尾矿中的损失严重;在磨矿细度为85%-74μm 时,随着矿浆中泥量的增加,影响了矿物间的分离,造成各产品互含较表7捕收剂对比试验结果Table 7The results of colectors comparative test%CA (150+100)+松醇油(20+20)CA (150+100)+氧锌灵(80+20)捕收剂及用量(粗选+扫选)/(g ·t -1)氧化锌粗精矿对原矿产率23.3328.25锌品位25.6923.44对原矿锌回收率52.9757.43表8加温对比试验结果Table 8The results of heating comparative test%温度/℃氧化铅粗精矿对原矿产率铅品位对原矿铅回收率其它条件硫化钠40kg/t ;搅拌时间40min 硫化钠30kg/t;搅拌时间10min28.2528.84256023.4423.8357.4358.46表9硫化钠用量与加温温度试验结果Table 9The results of Na 2S dosage and heatingtemperature test%氧化锌粗精矿对原矿产率32.4037.8430.0035.5728.84锌品位20.7118.0822.8219.8623.83对原矿锌回收率55.3155.5155.7458.7858.46用量/(kg ·t -1)2025302530加温温度/℃5550506060表10磨矿细度全流程试验结果Table 10The results of grinding fineness test%硫化铅粗精矿硫化锌粗精矿硫化铁粗精矿氧化铅粗精矿氧化锌粗精矿尾矿原矿硫化铅粗精矿硫化锌粗精矿硫化铁粗精矿氧化铅粗精矿氧化锌粗精矿尾矿原矿硫化铅粗精矿硫化锌粗精矿硫化铁粗精矿氧化铅粗精矿氧化锌粗精矿尾矿原矿2.175.873.604.2337.7346.40100.05.267.795.456.8237.0037.68100.04.299.075.988.3837.0135.27100.0产品名称产率品位Pb Zn Pb Zn回收率磨矿细度/-74μm6839.074.364.4913.381.661.283.0520.022.512.6614.501.100.923.1423.612.332.1710.960.910.652.8411.5628.4314.137.3519.823.9312.0410.5126.509.658.3322.581.7012.7111.5323.969.768.4920.341.6212.0627.818.405.3018.5820.4919.42100.033.616.234.6231.5412.9811.02100.035.737.454.5732.3611.828.07100.0 2.0813.874.232.5862.1115.13100.04.3516.254.144.4765.745.05100.04.1118.034.845.9062.404.72100.07585多,影响了各产品的有效回收,初步确定本次矿样较合适的磨矿细度为-74μm 占75%。