某铋锌铁多金属矿石选矿试验

唐雪峰 常庆伟

(长沙矿冶研究院有限责任公司)

铋是一种稀有金属，我国铋资源丰富，储量总计约50万t。自然界中，铋极少独立成矿，主要伴生在钨、铅锌、铜、锡、铁等矿床中［1］。铋矿物与其他金属矿物的分离方法已公开报道的主要有柿竹园法［2］、加温—亚硫酸盐法［3］、重铬酸钾法［4］等。某铋锌铁多金属矿石中铋矿物以斜方辉铅铋矿为主，锌矿物主要为铁闪锌矿，铁矿物主要为磁铁矿。本试验采用铋锌依次浮选—弱磁选工艺流程处理该矿石，实现了硫化铋和铁闪锌矿的高效富集，使铋、锌、铁得到了较好的综合回收，为该矿石资源的合理开发利用提供了依据。

1 矿石性质

1.1 矿石物质组成

镜下鉴定、X射线衍射分析和扫描电镜分析综合研究表明，试验矿石中矿物种类较为复杂:铁矿物主要是磁铁矿，有少量假象赤铁矿、赤(褐)铁矿;硫化物含量较高的是闪锌矿和黄铁矿，次为黄铜矿、斜方辉铅铋矿、辉铋矿、白铁矿、毒砂，并有极少量的铜蓝、自然铋、方铅矿、辉钼矿和磁黄铁矿;脉石矿物以石榴石和透辉石居多，其次是石英、方解石、黑云母、绿泥石和斜长石等。矿样的主要化学成分分析结果见表1，铁物相、锌物相及铋物相分析结果分别见表2、表3、表4。

1.2 主要有用矿物的产出形式

(1)磁铁矿。呈自形、半自形等轴粒状或不规则状，部分呈定向排列的板柱状。晶体粒度不甚均匀，一般介于0.03～0.2mm之间，集合体粒度相对较粗。绝大部分与脉石矿物以及硫化物的镶嵌关系较为简单。

表1 矿石主要化学成分分析结果 %

表2 矿石铁物相分析结果 %

表3 矿石锌物相分析结果 %

表4 矿石铋物相分析结果 %

(2)闪锌矿。闪锌矿的产出形式较为简单，主要呈不规则集合体状或细粒浸染状嵌布在脉石中，部分沿磁铁矿及黄铁矿的粒间及边缘充填交代，但本身又常被黄铜矿及斜方辉铅铋矿交代。闪锌矿的粒度较为细小，少数微细者仅0.02 mm左右，不过大多数介于0.04～0.8 mm之间。能谱微区成分分析结果表明，闪锌矿具典型铁闪锌矿的成分特征，平均含Zn 52.34%，含Fe 8.34%。

(3)铋矿物。矿物种类包括斜方辉铅铋矿、辉铋矿和自然铋，不过数量上以斜方辉铅铋矿为主，三者含量比大致为80∶15∶5。斜方辉铅铋矿和辉铋矿均为细小的针柱状或板片状，集合体为不规则状或束状，多呈星散浸染状沿脉石粒间分布，部分呈细脉状沿裂隙充填，同时亦常见其沿闪锌矿、磁铁矿或黄铁矿的边缘、粒间、孔洞及裂隙交代，局部可分解形成与斜方辉铅铋矿逐渐过渡的云雾状自然铋，细小者小于0.01 mm，一般0.02～0.25 mm。能谱微区成分分析结果表明，斜方辉铅铋矿的化学成分变化较大，除含Pb、Bi、S之外，还普遍混有少量的Cu和Fe，平均含Pb 45.75%、含Bi 39.18%。

2 试验方案的确定

根据矿石性质，可以考虑的选矿工艺有先浮后磁和先磁后浮两种方案，其中浮选又可分为铋锌依次浮选和铋锌混浮再分离两种流程。当采用先磁后浮方案时，铁精矿中的硫含量容易偏高，图1不同磨矿细度原矿的磁选管试验结果证明了这一点;当采用铋锌混浮再分离的浮选流程时，势必造成活化后的闪锌矿、黄铁矿难以抑制;而采用铋锌依次浮选—弱磁选的工艺流程，不仅有利于减少铋、锌精矿中其他金属元素的混入，同时也可确保铁精矿中的硫含量处于较低水平。因此，试验按铋锌依次浮选—弱磁选方案进行。

图1 不同磨矿细度原矿的磁选管试验结果

3 试验结果与讨论

3.1 优先浮铋条件试验

3.1.1 磨矿细度的确定

将原矿磨至不同细度，以500 g/t Na2SO3+1 000 g/t ZnSO4为调整剂、45 g/t酯105为捕收剂、20 g/t 2号油为起泡剂进行浮铋粗选，试验结果如图2所示。可见，提高磨矿产品－0.075 mm粒级含量有利于铋矿物的回收，但铋粗精矿的铋品位随之下降。综合考虑，选择磨矿细度为－0.075 mm占79.42%。

3.1.2 浮铋捕收剂的选择及粗选用量试验

在磨矿细度为－0.075 mm占79.42%、Na2SO3+ZnSO4用量为500+1 000 g/t、2号油用量为20 g/t条件下，分别以60 g/t丁铵黑药、40 g/t JX、60 g/t酯105、45 g/t SN －9#、60 g/t苯胺黑药为捕收剂进行浮铋粗选，试验结果如图3所示。可见，SN－9#和苯胺黑药对铋矿物的选择性及捕收性能都较好，且两者所得铋粗精矿的指标较为接近。考虑到苯胺黑药的毒性及药价，故选择SN－9#作为铋矿物的捕收剂。

图3 铋捕收剂种类试验结果■—铋品位;□—铋回收率

选定SN－9#为浮铋捕收剂后，进一步考察了其用量对铋粗精矿指标的影响，最终选择其在铋粗选时的用量为40 g/t。

3.1.3 浮铋粗选抑制剂的选择及用量试验

在磨矿细度为－0.075 mm占79.42%、SN－9#用量为40 g/t、2号油用量为20 g/t条件下，分别以250 g/t腐植酸铵、1 000 g/t碳酸钠、500 g/t Na2SO3+1 000g/t ZnSO4为抑制剂进行浮铋粗选，试验结果如图4所示。可见，Na2SO3+ZnSO4混合抑制剂的选择性抑制效果较好，故选择Na2SO3+ZnSO4作为铋粗选时的抑制剂。

图4 铋粗选抑制剂种类试验结果■—铋品位;□—铋回收率

选定Na2SO3+ZnSO4为浮铋粗选抑制剂后，进一步固定Na2SO3与ZnSO4的用量比为1∶2，考察了Na2SO3+ZnSO4总用量对铋粗精矿指标的影响，试验结果如图5所示。可见，随着Na2SO3+ZnSO4总用量的增加，铋粗精矿的回收率逐渐下降而品位逐渐上升。综合考虑，选择Na2SO3+ZnSO4总用量为375 g/t，即 Na2SO3用量为 125 g/t、ZnSO4用量为250 g/t。

图5 铋粗选抑制剂用量试验结果■—铋品位;□—铋回收率

3.1.4 浮铋精选抑制剂的选择及用量试验

将原矿磨至－0.075 mm占79.42%，在Na2SO3+ZnSO4用量为125+250 g/t、SN －9#用量为40 g/t、2号油用量为20 g/t条件下进行浮铋粗选，然后分别以总用量为40 g/t的六偏磷酸钠、总用量为60 g/t的CMC、总用量为70 g/t的CK－1#作抑制剂进行4次精选，所得铋精矿的指标变化如图6所示。可见，铋精选段添加CK－1#时铋精矿的品位提高最明显，同时又可保证有较高的铋回收率，因此选择CK－1#作为铋精选时的抑制剂。

图6 铋精选抑制剂种类试验结果■—铋品位;□—铋回收率

选定CK－1#为浮铋精选抑制剂后，进一步考察了其总用量对铋精矿指标的影响，试验结果如图7所示。可见:CK－1#总用量从30 g/t增加至55 g/t时，铋精矿品位从12.07%提高到21.19%;再增加CK－1#的用量，铋精矿的品位仍有较大幅度的提高，但回收率下降幅度较大。综合考虑，选择浮铋精选CK－1#总用量为55 g/t。

图7 铋精选抑制剂用量试验结果■—铋品位;□—铋回收率

3.2 浮锌条件试验

3.2.1 浮锌粗选条件试验

按图8流程进行浮锌粗选条件试验。

图8 浮锌粗选条件试验流程

3.2.1.1 浮锌粗选石灰用量试验

矿石中含有较多的黄铁矿，会干扰锌的浮选，须采用石灰对其进行抑制。在CuSO4用量为200 g/t、JX用量为60 g/t条件下进行浮锌粗选石灰用量试验，结果如图9所示。可见:石灰用量从0 g/t增加至4 000 g/t，锌粗精矿的品位从27.89%下降到25.58%，作业回收率则从87.28%提高到90.00%;继续增加石灰用量，锌粗精矿的品位进一步下降而作业回收率基本不变。因此选择锌粗选石灰用量为4 000 g/t。

图9 锌粗选石灰用量试验结果◆—锌品位;◇—锌作业回收率

3.2.1.2 锌粗选硫酸铜用量试验

在石灰用量为4 000 g/t、JX用量为60 g/t条件下进行浮锌粗选硫酸铜用量试验，结果如图10所示。可见，随硫酸铜用量增加，锌粗精矿品位下降而作业回收率上升。综合考虑，选择锌粗选硫酸铜用量为200 g/t。

图10 锌粗选硫酸铜用量试验结果◆—锌品位;◇—锌作业回收率

3.2.1.3 锌粗选JX用量试验

在石灰用量为4 000 g/t、硫酸铜用量为200 g/t条件下进行浮锌粗选JX用量试验，结果如图11所示。可见:JX用量从20 g/t增加至40 g/t，锌粗精矿的品位下降了0.62个百分点，但作业回收率提高了1.78个百分点;再增加JX用量，锌粗精矿的作业回收率提高幅度不大而品位继续下降。综合考虑，选择JX用量为40 g/t。

图11 锌粗选JX用量试验结果◆—锌品位;◇—锌作业回收率

3.2.2 锌精选抑制剂的选择及用量试验

分别以 1 000 g/t石灰、500 g/t CK －2#、120 g/t六偏磷酸钠、120 g/t水玻璃作抑制剂对石灰用量为4 000 g/t、硫酸铜用量为200 g/t、JX 用量为40 g/t、2号油用量为20 g/t条件下所获锌粗精矿进行4次精选(第2～第4次精选为空白精选)，试验结果如图12所示。可见，使用CK－2#时锌精矿的品位最高，同时CK－2#药价较为便宜，因此选择CK－2#作为锌精选时的抑制剂。

图12 锌精选抑制剂种类试验结果■—锌品位;□—锌作业回收率

选定CK－2#为浮锌精选抑制剂后，进一步考察了其用量对锌精矿指标的影响，试验结果如图13所示。可见:CK－2#用量从250 g/t增加至500 g/t，锌精矿品位由46.50%上升到了51.05%;再增加CK－2#用量，锌精矿的品位上升有限而作业回收率下降幅度较大。因此选择锌精选CK－2#用量为500 g/t。

图13 锌精选抑制剂用量试验结果◆—锌品位;◇—锌作业回收率

3.3 浮选闭路流程试验

在以上条件试验的基础上，按图14进行了铋锌依次浮选闭路流程试验，试验结果见表5。

表5 浮选闭路流程试验结果 %

由表5可知，原矿经闭路浮选，可获得产率为0.28%、铋品位为17.96%、铋回收率为68.08%的铋精矿和产率为2.23%、锌品位为48.03%、锌回收率为88.61%的锌精矿。此外，矿石中的银和铟分别富集到了铋精矿和锌精矿中，铋精矿银含量为823.57 g/t，锌精矿铟含量为301 g/t。

3.4 弱磁选试验

由前面图1可知，当原矿磨矿细度为－0.075 mm占79.42%时，弱磁选精矿铁品位可达到66%以上，故浮选尾矿无需再磨矿即可直接进行弱磁选。

图14 浮选闭路试验流程

将闭路浮选试验平衡后的最后2个尾矿合并，在磁场强度分别为95.5和71.7 kA/m条件下用 400 mm×300 mm鼓型湿式弱磁选机进行1次粗选、1次精选，可获得对原矿产率为26.05%、铁品位为66.11%、硫含量为0.18%、对原矿铁回收率为66.15%的铁精矿。

4 结论

(1)试验矿石中可供选矿回收的主要有用元素包括铁、锌和铋，此外还有铟和银会分别随锌和铋富集。铁矿物以磁铁矿为主，锌矿物以闪锌矿为主，铋矿物以斜方辉铅铋矿为主。闪锌矿平均含Zn 52.34%、含Fe 8.34%，总体来说属铁闪锌矿的范畴;斜方辉铅铋矿平均含 Pb 45.75%、含 Bi 39.18%。

(2)磁铁矿具不均匀中粒嵌布特征，而闪锌矿和铋矿物则分别为细粒和微细粒嵌布。由于铋矿物粒度较为细小，加之斜方辉铅铋矿铋含量较低，故难以获得高品位的铋精矿。

(3)SN－9#是铋矿物浮选的良好选择性捕收剂，浮铋粗选时添加组合抑制剂Na2SO3+ZnSO4有利于铋矿物的富集，浮铋精选段和浮锌精选段分别添加新型环保高效抑制剂CK－1#和CK－2#有利于铋精矿和锌精矿品位的提高。在这些措施的配合下，采用铋锌依次浮选—弱磁选工艺流程，可使试验矿石中的铋、锌、铁得到有效的综合回收。

［1］ 秦 雯.我国铋矿资源的生产和应用现状［J］.矿产保护与利用，1991(3):28-32.

［2］ 孙传尧，等.钨铋钼萤石复杂多金属矿综合选矿新技术——柿竹园法［J］.中国钨业，2004(5):8-13.

［3］ 王政德.浮选分离铜铋钼混合硫化矿的试验研究［J］.有色金属:选矿部分，1997(1):5-7.

［4］ 韩兆元，等.铜铋分离研究现状［J］.金属矿山，2008(4):75-76.