西藏某难选铅锌银硫多金属矿选矿工艺研究

蒋素芳

(湖南有色金属研究院,湖南长沙 410015)

西藏某难选铅锌银硫多金属矿选矿工艺研究

蒋素芳

(湖南有色金属研究院,湖南长沙 410015)

西藏某难选铅锌银硫多金属硫化矿中铅、锌、硫矿物相互关系密切,特别是锌矿物内部普遍包含磁黄铁矿的离溶物以及细粒黄铜矿难以解离,并且部分磁黄铁矿可浮性较好,致使锌硫分离困难。针对该难选多金属矿的矿石性质,采用合理的一段磨矿铅、锌、硫依次优先浮选,浮选锌精矿磁选脱硫的工艺流程,对原矿中铅、锌、银、硫进行回收,通过详细的条件试验,确定了最佳的工艺参数,并以闭路试验进行验证,取得了满意的分选指标。可获得:铅精矿铅品位61.02%、铅回收率90.97%、银品位2 018.4 g/t、银回收率84.49%、含锌5.23%;锌精矿锌品位47.85%、锌回收率83.92%、含银品位65.62 g/t、含铅1.54%。较大幅度地提高了铅、锌精矿指标及回收率,使该复杂难选多金属矿的价值有了较大程度的体现及利用。

可浮性;难选多金属矿;优先浮选;磁选脱硫

有色金属资源是国民经济发展和国防建设的重要物质基础,也是保证我国社会稳定和国家安全不可缺少的重要支撑。然而,经过多年的开发,有色金属矿产开发利用也面临着一些新的问题,突出表现在:一是各矿山已逐渐进入深部开采,矿岩赋存环境较为复杂;二是富矿面临枯竭,低品位复杂矿即将成为开发的主体,必须针对复杂多金属矿的浮选新药剂、新工艺及新设备进行研究开发,以进一步优化和提高选矿指标,使有限的矿产资源得到最大限度的利用。本次研究的对象为西藏某复杂难选铅锌银硫多金属硫化矿,其铅、锌、硫之间嵌镶关系密切,导致选矿工艺复杂化。研究的目的是确定适宜该矿的最佳工艺流程和工艺参数,提高矿石的利用效率,为企业创造经济效益。

1 矿石性质

1.1 试样多元素分析

试样多元素分析结果列于表1。

1.2 主要矿物物相分析

试样主要目的矿物铅、锌物相分析结果分别列于表2和表3。

表1 试样多元素分析结果 %

表2 铅物相分析结果 %

表3 锌物相分析结果 %

1.3 主要矿物组成

矿石中主要的金属矿物有闪锌矿、方铅矿、黄铁矿、磁黄铁矿、磁铁矿等;脉石矿物主要有石英、方解石、绿泥石等。矿石结构以浸染状构造为主。目的矿物中方铅矿嵌布粒度不均匀,闪锌矿多与黄铁矿、磁黄铁矿、方铅矿、磁铁矿接触嵌生,并且闪锌矿中普遍包含粒度2～50μm不等的磁黄铁矿离溶物,部分闪锌矿内部还包裹乳浊状的黄铜矿。含银矿物主要是含银的锌砷锑黝铜矿,其次为辉银矿。

2 试验结果与讨论

2.1 试验方案的拟定

对于多金属硫化矿的浮选分离,国内外采用的浮选流程方案有:优先浮选、等可浮、混合浮选等。根据该矿石中铅、锌、硫矿物之间嵌镶关系密切,特别是锌、硫浮选分离困难的特点,本研究深入分析了矿石性质,制定了合理的一段磨矿至-74μm 80%左右,铅、锌、硫依次优先浮选,浮选锌精矿磁选脱硫的工艺流程,对原矿中铅、锌、银、硫进行回收。

2.2 铅浮选试验

在一段磨矿细度-74μm占80%左右时,铅粗选在高碱度条件下,分别进行了乙硫氮、乙硫氮+丁铵黑药、乙丁黄药、乙硫氮+丁黄药及乙硫氮+乙黄药的捕收剂种类浮选条件试验;在低碱度条件下,分别进行了25号黑药、25号黑药+丁铵黑药及25号黑药+丁铵黑药+MB的捕收剂种类浮选条件试验,试验条件及结果列于表4。

表4 铅粗选捕收剂种类条件试验结果

从表4试验结果可以看出,采用乙硫氮+丁铵黑药组合与25号黑药+丁铵黑药+MB组合获得的试验指标均较好。采用乙硫氮、乙硫氮与丁黄药作为浮铅捕收剂时,铅粗精矿中铅的回收率较高,同时锌的含量也较高;以25号黑药+丁铵黑药及乙丁黄药为组合捕收剂浮铅,粗精矿中铅的回收率较低,锌的含量也相对较低,综合分析考虑乙硫氮对该矿中铅的捕收性较强,同时要尽量将银富集于铅精矿中,并且使较少的锌富集于铅粗精矿中,试验确定采用乙硫氮+丁铵黑药组合为浮铅捕收剂。

2.3 锌浮选试验

锌的浮选以石灰作黄铁矿、磁黄铁矿的抑制剂,硫酸铜为活化剂,丁黄药为捕收剂,MIBC为起泡剂(由于以2号油为起泡剂泡沫较粘,此矿中黄铁矿易上浮,精选难以抑制,故采用MIBC为浮锌粗选起泡剂),试验采用一粗两扫三精的浮选工艺对锌进行回收,锌粗选浮选分别对石灰用量、硫酸铜用量及丁黄药用量进行详细的条件试验,试验结果分别如图1、图2、图3所示,由图1、图2、图3试验结果分析可知,锌粗选必须添加适量石灰以抑制黄铁矿及磁黄铁矿的上浮,从而提高锌粗精矿品位,而硫酸铜也需添加至足量,锌粗精矿才可获得较高的回收率,丁黄药用量的大小对锌粗精矿的回收率影响不大,但随着丁黄药用量的增加锌粗精矿锌品位呈急剧下降趋势。

图1 锌粗选石灰用量对锌浮选指标的影响

图2 锌粗选硫酸铜用量对锌浮选指标的影响

图3 锌粗选丁黄药用量对锌浮选指标的影响

根据以上条件试验,对锌的浮选回路进行丁黄药用量对比闭路试验,锌浮选给矿为浮铅闭路尾矿,试验工艺流程如图4所示,试验结果列于表5中,从表5的试验结果分析可知,由于中矿返回累积循环,大量磁黄铁矿无法抑制,富集于锌精矿中,导致锌精矿品位较低。但在丁黄药用量为20 g/t的情况下可以获得含锌44.28%的锌精矿产品,此时锌精矿的作业回收率只有88.37%,而当丁黄药用量为40 g/t时,锌精矿作业回收率可达到95.74%,作业回收率比前者高了7.37%,但此时锌精矿品位相对较低,只有34.65%。将品位为34.65%的浮选锌精矿进行镜下观察及解离度测定,查明此锌精矿产品中含有大量的磁黄铁矿,而磁黄铁矿的单体解离度较高,达到80%以上。

图4 锌回路浮选工艺流程

表5 锌回路浮选闭路试验结果

2.4 浮选锌精矿磁选试验

结合试验现象及浮选锌产品镜下观察结果进行分析,表明此矿石中的磁黄铁矿可浮性较好,闭路试验时中矿返回累积循环,大量磁黄铁矿难以抑制,浮锌时一同富集于锌精矿中,致使浮选锌精矿品位偏低,将闭路试验获得的浮选锌精矿进行磁选脱硫除铁试验(磁选试验设备为鼓型弱磁选机),试验结果如图5所示,由图5可知,浮选低品位锌精矿采用磁选脱硫除铁,当磁场强度为0.2T(即159 200 A/m)时,可使浮选获得的低品位锌精矿中锌品位由34%左右提高至47%以上,且锌在磁选精矿中的损失较少,试验确定适宜的磁强强度为 0.2T(159 200 A/m)。

图5 磁场强度与锌精矿指标的关系

试验将磁选脱硫脱铁后的锌精矿进行了电镜探针扫描检测,电子探针结果分析表明,闪锌矿单矿物含铁较高为5.8%～12.7%,含锌54%～61%,并且还含有一定的锰为0.5%～0.9%,由此可见该矿石难以获得较高品位的锌精矿产品。

2.5 锌精矿回收试验小结

由以上锌的浮选、锌精矿磁选试验及浮、磁锌精矿检测分析可得出以下几点结论:(1)在浮锌捕收剂丁黄药用量较低的情况下,可以获得符合要求的锌精矿产品,但要想保证较高的锌回收率,必须加大丁黄药用量,但在保证较高锌回收率的前提下,只通过精选次数的增加来获得高品位锌精矿是非常困难的;(2)矿石中以磁黄铁矿形式存在的硫化铁矿物可浮性相对较好,锌浮选时与锌精矿一同富集,难以抑制;(3)通过对浮选获得的低品位锌精矿进行磁选,能有效地降低其中磁黄铁矿含量,提高锌精矿品位。

2.6 全流程闭路试验

在大量条件试验及全流程开路试验的基础上进行全流程闭路试验,试验工艺流程如图6所示,试验结果列于表6,表6的全流程闭路试验结果表明,该矿石采用一段磨矿铅、锌、硫依次优先浮选-浮选锌精矿磁选脱硫脱铁工艺可获得较好的铅、锌精矿指标。

表6 铅、锌、硫优先浮选-浮选锌精矿磁选全流程试验结果%

3 结 论

1.根据原矿工艺矿物学研究,该铅锌银硫多金属矿属于复杂难选矿石,影响选矿指标的矿物学因素主要有:(1)原矿中铅、锌的氧化率均达10%以上,氧化铅、锌分别以菱锌矿、硅锌矿、异极矿和白铅矿、铅矾的形式存在,这些氧化矿物可浮性较差,而部分磁黄铁矿、黄铁矿可浮性极好;(2)闪锌矿含有一定量的铁、锰,并且闪锌矿存在普遍包裹或半包裹微细粒黄铁矿、磁黄铁矿现象,这是造成锌精矿产品中锌品位偏低的主要原因;(3)方铅矿、闪锌矿局部互含嵌生,且部分闪锌矿包裹乳浊状的黄铜矿,使一部分锌矿物可浮性增强,优先浮铅时部分闪锌矿难以抑制将进入到方铅矿中,致使锌的回收率也难以提得较高。

2.针对原矿矿石性质,试验采用合理的一段磨矿铅、锌、硫优先浮选-浮选锌精矿磁选脱硫脱铁工艺对矿石中的铅、锌、银、硫进行回收,获得了良好的试验指标。

3.试验结合原矿矿石特点,对浮选获得的低品位锌精矿通过弱磁选脱除其中所含磁黄铁矿,使锌精矿品位大幅提高,此浮-磁结合新工艺的采用保证了锌精矿的指标,为同类型矿的选矿提供积极的参考意义。

图6 铅、锌、硫优先浮选-浮选锌精矿磁选脱硫工艺流程

[1] 胡熙庚.有色金属硫化矿选矿[M].北京:冶金工业出版社, 1987.

[2] 许时.矿石可选性研究[M].北京:冶金工业出版社,1989.

[3] 胡为柏.浮选[M].北京:冶金工业出版社,1980.

Study on Pb-Zn-Ag of Multi-metalliferous Ore Floation Technology in Tibet

J IANGSu-fang

(Hunan Research Institute of Nonferrous Metals,Changsha410015,China)

The Pb-Zn-Ag of multi-metalliferous ore in Tibet is very difficult to recovery,as the lead,zinc, pyrrhotite and pyrite are interacted with each other in sulfide ore.Generally,the fine pyrrhotite is distributed in the zinc minerals by the litter drops,which is difficult to hold the high grade zinc concentrate.It is difficult to separate zinc from other sulfide ore,because the floatability of pyrrhotite and pyrite is as better as zinc.Based on the nature of the multi-metal ore,many trails by one-stage grinding flotation process were investigated to recover lead,zinc,silver,pyrrhotite and pyrite.Meantime,condition tests were tested,optimum processes and technological parameters were determined by the closed circuit trials.The final index of trails are as follows:the lead concentrate grade of Pb 61.02%,recovery of Pb 90.97%,grade of Ag 2 018.4g/t,recovery of Ag 84.49%,grade of Zn 5.23%;the zinc concentrate:grade of Zn 47.85%,recovery of Zn 83.92%,grade of Ag 65.62g/t,grade of Pb 1.54%.The grade and recovery of the lead and zinc concentrate are increased significantly,which makes the complex multi-metalliferous ore more useful.

floatability;refractory multi-metalliferous ore;preferential floation;desulfurization by magnetic separation

TD913

A

1003-5540(2011)02-0010-05

蒋素芳(1983-),女,助理工程师,主要从事有色金属选矿工艺研究工作。

2010-08-25