云南某含大量磁黄铁矿的铜铅锌多金属硫化矿选矿工艺研究 ＊

张曙光,梁溢强

(昆明冶金研究院,云南 昆明 650031)

铅、锌是我国重要的战略性矿产资源,在有色金属工业中占有重要的地位,约占 10种常用有色金属生产、消费总量的 30%以上。我国的铅锌矿产资源丰富,云南省铅锌矿居全国之首,具有矿石类型复杂,共、伴生组分多的特点。云南某铜铅锌多金属硫化矿含大量磁黄铁矿,且伴生有银、铟。选择合理的选矿工艺方案及工艺条件,是有效回收该类复杂多金属矿的关键。

1 原矿性质

1.1 原矿化学多元素分析

原矿化学多元素分析结果见表1。

表1 化学多元素分析结果Tab.1 Analysis results of chemical elements

1.2 原矿铅、锌、铜的化学物相分析

原矿中铅、锌、铜的化学物相分析结果见表2、3、4。

表2 铅物相分析结果Tab.2 Analysis resutls of lead phases

表3 锌物相分析结果Tab.3 Analysis resutls of zinc phases

表4 铜物相分析结果Tab.4 Analysis resutls of copper phases

1.3 原矿主要矿物组成分析

矿石中主要金属矿物有磁黄铁矿、闪锌矿、方铅矿,脉石矿物以石英、白云石为主,其次是方解石等。矿石中矿物含量的 X-射线衍射分析结果见表5。

表5 矿物含量的 X-射线衍射分析结果Tab.5 Diffraction analysis results for X-ray ofmineral content

1.4 主要回收矿物赋存状态

铜以独立矿物的形式赋存在黄铜矿中,黄铜矿很少独立颗粒产出,多数包裹于磁黄铁矿及闪锌矿中,或乳蚀状于闪锌矿中。粒度一般在 0.06～0.5 mm之间。最小 <0.003 mm。

铅以独立矿物的形式赋存于方铅矿中,方铅矿部分独立颗粒产出,部分与闪锌矿、磁黄铁矿等连生,与脉石矿物不规则毗连镶嵌。

锌以独立矿物的形式赋存在闪锌矿及菱锌矿中,闪锌矿很少独立颗粒存在,常包有乳蚀状黄铜矿;多包裹磁黄铁矿、黄铜矿、方铅矿或与磁黄铁矿连生,粒度大小悬殊,最大 5 mm左右,最小0.002 mm,一般 0.006～1 mm。与磁黄铁矿共同稠密浸染状分布。与脉石矿物不规则毗连镶嵌。

锡以独立矿物的形式赋存在锡石中。

2 选矿工艺流程方案的选择

根据原矿性质考查结果,确定选矿回收的主要目的矿物为闪锌矿、方铅矿、锡石,其次为磁黄铁矿、黄铜矿。试验选择的选矿技术路线有两个:

方案 1:浮选 -磁选 -重选联合流程:先混合浮选方铅矿、黄铜矿,再浮选闪锌矿、黄铁矿和部分可浮性好的磁黄铁矿,浮选尾矿磁选脱出剩余的磁黄铁矿及其它强磁性矿物,然后重选回收锡石。

方案 2:磁选 -浮选 -重选联合流程:先磁选脱出磁黄铁矿及其它强磁性矿物,再混合浮选方铅矿、黄铜矿,然后浮选闪锌矿、黄铁矿。铜铅混合精矿再进行铜铅分离;浮选尾矿重选回收锡石。

在试验中发现,流程方案 1中,为了使方铅矿能有效富集而采用选择性较好的捕收剂,会造成黄铜矿难以富集于铜铅混合矿中。且原矿中大量的磁黄铁矿会在流程中干扰铅、锌的选别。相比之下,流程方案 2中,磁选先脱出以磁黄铁矿为主的强磁性矿物后,大为改善了黄铜矿、方铅矿、闪锌矿及黄铁矿的浮选。因此,磁选 -浮选 -重选联合流程为处理该矿石适宜的流程。

3 选矿试验

3.1 磁选

首先对原矿进行磁选以脱除磁黄铁矿等矿物。

3.1.1 磨矿细度对磁选指标的影响

磁选采用一次粗选的流程,磁场强度 0.12 T,试验的目的是分析不同磨矿细度下,铅锌在磁性产品中的损失。试验结果见图1。从试验结果看,磨矿细度增加,铅锌在硫精矿中的回收率降低,即铅锌在磁性产品中的损失降低。磨矿细度 90%-200目时,铅锌在磁性产品中的损失分别为 14.20%、9.93%。磨矿细度进一步增加,铅锌在磁性产品中的损失也将降低,但过高的磨矿细度对下步重选回收锡石不利,因此选择磨矿细度 90%-200目。

图1 磨矿细度对磁选指标的影响Fig.1 The effect of magnetic dressing target on grinding ore fineness

3.1.2 磁场强度对磁选指标的影响

磁选采用一次粗选、一次精选的流程,在90%-200目磨矿细度下的磁场强度对磁选指标的影响见图2。从试验结果看,磁场强度增加,磁选脱出的硫精矿增加,同时铅锌在硫精矿中的损失增加。磁场强度 0.12 T时,磁选脱出的硫精矿产率达到了 32.95%,这将大为减轻了后续浮选作业的压力。

图2 磁场强度对磁选指标的影响Fig.2 The effect of magnetic dressing target on magnetic field strength

3.2 浮选试验

磁选预先脱除磁黄铁矿为主的矿物后,其尾矿采用先混合浮选黄铜矿、方铅矿,然后浮选闪锌矿、黄铁矿,铜铅混合精矿再进行铜、铅分离,锌硫混合精矿再进行锌、硫分离的原则流程进行浮选,浮选采用了常规的药剂:石灰作为矿浆 pH调整剂兼黄铁矿的抑制剂;硫酸锌 +亚硫酸钠作为锌矿的抑制剂;硫酸铜作为闪锌矿的活化剂;丁基黄药作为捕收剂,730 A作为其泡剂。

传统的铜铅分离主要方法是用氰化法 “浮铅抑铜”和重铬酸钾法 “浮铜抑铅”,由于这些方法会导致少量贵金属溶解和产生环境污染,无氰、无铬的铜铅分离方法逐渐成为目前铜铅分离的主流。无氰、无铬的铜铅分离方法有亚硫酸钠 +CMC+水玻璃法、亚硫酸钠 +硫酸亚铁法、淀粉 +亚硫酸等方法。本次试验采用亚硫酸钠 +水玻璃法。

在条件试验的基础上,进行了小型闭路试验,试验原则流程见图3,试验结果见表6。试验结果说明,磁选先脱出大量以磁黄铁矿为主的强磁性矿物后,大为改善了黄铜矿、方铅矿、闪锌矿及黄铁矿的浮选。可获得铜精矿铜品位 11.26%,回收率29.25%;铅精矿铅品位 45.26%,回收率71.20%;锌精矿锌品位 45.97%,回收率83.00%;锡精矿锡品位 5.37%、锡回收率10.73%的好指标。

图3 方案 2磁选-浮选联合流程Fig.3 Scheme 2 combination process of magnetic dressing-flotation

表6 磁选-浮选联合流程试验结果Tab.6 Test results for combination process of magnetic flotation-flotation

3.3 浮选尾矿重选锡石

由于原矿含有锡石,因此对浮选尾矿进行分级摇床重选锡石的试验,试验流程见图4,试验结果见表7。试验结果表明,磨矿细度 90%-200目的磁选 -浮选联合流程试验的尾矿经分级摇床重选,只能够获得用作烟化处理原料的锡精矿,锡品位5.37%,锡回收率 10.73%。锡的选别效果差,一方面,难以获得品位较高的锡精矿,另一方面,锡大量损失于尾矿中,甚至泥产品的锡品位超过了原矿锡品位,这是由于锡矿物在原矿中的嵌布粒度细,难以分选。

表7 浮选尾矿摇床重选试验结果Tab.7 Test results for gravity separation by shaking table of flotation tailings

图4 浮选尾矿摇床重选试验流程Fig.4 Test flow sheet for gravity separation by shaking table of flotation tailings

4 铟、银在选矿产品中的富集情况

对方案 2的磁选、浮选产品进行铟、银的含量分析,结果见表8。分析结果表明,银在铅精矿中富集,铟在锌精矿中富集。

5 结 语

1)该矿为一含大量磁黄铁矿的铜铅锌多金属硫化矿,矿石组成复杂,原矿中主要金属矿物有磁黄铁矿、闪锌矿、方铅矿,脉石矿物以石英、白云石为主,其次是方解石等。原矿中的磁黄铁矿量很大,占到原矿的 38.28%,对铜、铅、锌的浮选分离带来负面影响。

2)针对原矿中含大量磁黄铁矿的特点,采用磁选—浮选—重选联合流程,先磁选脱出磁黄铁矿及其它强磁性矿物,再混合浮选方铅矿、黄铜矿,然后浮选闪锌矿、黄铁矿。铜铅混合精矿再进行铜铅分离;浮选尾矿重选回收锡石。该流程方案可获得较好的铜铅锌硫分选指标。

3)原矿中的银在铅精矿中富集,铟在锌精矿中富集。

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