肖 骏,严宇扬,陈代雄,董艳红
(1.湖南有色金属研究院,湖南长沙 410100;2.复杂铜铅锌共伴生金属资源综合利用湖南省重点实验室,湖南长沙 410100;3.长沙市雅礼中学,湖南长沙 410015)
随着我国经济的持续发展和人民生活水平的提高,我国已成为全球最大的铜、铅、锌金属消费国,约占全球各金属消费量的三分之一以上,并呈持续上升的趋势[1]。然而,我国现有的铜、铅、锌矿资源储备已远不能满足国民经济不断增长的需求,尤其是我国的铜金属消费缺口巨大,其铜资源的自给率仅30%左右,我国矿产资源禀赋差,贫、细、杂的特点尤为突出[2]。据统计,我国单一型铜矿产仅为27%,其余73%为共伴生铅、锌、黄铁矿、金银等稀有金属和稀散金属的复杂难选矿[3]。我国铜矿石平均品位0.87%,含铜1%以上的矿石仅占总矿石储量的36%,远低于世界平均水平[4]。因此,随着矿产资源消费量的急剧增加,难选铜铅锌多金属矿已成为我国铜铅锌金属资源的重要来源之一[5]。
当前复杂铜铅锌多金属矿的浮选工艺主要为混合浮选、部分混合优先浮选和优先浮选[6]三种流程以及由该三种工艺衍生出的其它流程,如等可浮浮选、异步快速浮选、分支串流浮选[7]流程等。针对青海祁连山某复杂难选铜铅锌多金属矿铜铅锌矿物嵌布粒度极细、共生关系密切、大部分有用矿物的粒度范围为-0.02 mm、常规磨矿难以解离的特性,在大量的条件试验和对比试验的基础上,采用高效环保的选矿药剂,利用优先解离的方铅矿快速上浮的特点,确定了铜优先浮选-铅异步快速浮选-铅锌硫混浮-铅锌硫分离的工艺流程,得到了铜精矿、高品位铅精矿、铅锌混合精矿、硫精矿四个产品,最大限度地避免了部分因微细粒连生、包裹态的铅锌矿物无法通过细磨实现单体解离造成高品位、低互含的铅、锌精矿产品正常产出的症结,并获得了良好的选矿指标。
原矿多元素化学分析见表1,主要矿物组成见表2。
表1 原矿多元素化学分析结果 %
表2 原矿主要矿物组成 %
对原矿进行铜、铅、锌物相分析,得出主要金属元素的赋存状态见表3。
表3 原矿铜、铅、锌物相分析结果 %
由于本矿石各目的矿物可浮性相近,在确定了优先浮铜的工艺流程后,选取对铜有特效的捕收剂是浮选分离目的矿物的关键,铜优先浮选捕收剂种类对比试验采用两段粗选作业,试验流程如图1所示。铜优先浮选捕收剂种类条件对比试验结果如图2所示。
图1 捕收剂种类条件试验流程
在相同流程和用量的条件下,对比丁基铵黑药、乙黄药、酯-105、BP四种选择性较好的捕收剂对该矿石中铜矿物的选择性。由图2可以看出,在使用BP作为捕收剂时,对该矿中的铜矿物选择性捕收能力最好。
图2 捕收剂种类条件试验结果
2.2.1 铅锌常规浮选工艺流程对比
铜浮选流程采用两次粗选、四次精选及两段扫选作业,铜优先浮选闭路试验可得到一个含 Cu 20.19%、Pb 7.64%、Zn 5.95%的铜精矿产品,其中铜精矿中Cu回收率76.55%,Pb回收率6.20%,Zn回收率4.42%,铜浮选闭路尾矿含Pb 2.66%、Zn 3.04%,为铅锌浮选的给矿。铅锌浮选流程主要有优先浮选单一产品方案及混合浮选混合精矿产品方案两种,优先浮选工艺精矿产品价值高,金属互含低,而混合精矿产品金属总回收率高。在铅锌浮选工艺确定的过程中,优先考虑单一精矿产出的工艺流程。铜优先浮选-铜尾矿浮铅-铅尾矿活化浮选锌的全流程闭路试验流程为铜浮选两粗四精两扫,铜浮选尾矿加入CaO及硫酸锌为锌硫矿物的抑制剂,以乙硫氮为铅捕收剂,铅循环为一粗两精两扫,铅作业尾矿先添加适量的石灰作为黄铁矿的抑制剂,再加入硫酸铜作为闪锌矿的活化剂,锌循环一粗两精两扫,全流程闭路试验结果见表4。
表4 铜优先浮选-铜尾矿浮铅-铅尾矿活化浮选锌的全流程闭路试验结果 %
由表4可看出,采用单一精矿产品的流程,可得到铜精矿、铅精矿及锌精矿三个产品。铅精矿含Pb 77.41%、Zn 4.41%,铅精矿中铅回收率64.56%,锌精矿含Pb 8.48%、Zn 46.20%,锌精矿中Zn回收率76.64%,其中损失在锌精矿的铅金属回收率为15.39%,通过对该部分锌精矿进行光镜检测,发现损失在锌精矿的铅主要为小于0.02 mm的方铅矿-闪锌矿连生体,同时对单一精矿浮选流程中铅中1和铅扫1混合所得的中矿进行再磨,再磨细度为-0.039 mm占94%,再磨后的中矿进行单体解离度检测,检测分析结果见表5。
表5 铅浮选中矿再磨后单体解离度分析
由表5可看出,即使是再磨细度达到了-0.039 mm 94%,有近1/3分布于0.039 mm~0.023 mm之间,该粒级部分的单体解离度不高,致使再磨后的总中矿的总解离度为80.3%,所以细磨作业并不能有效实现细粒方铅矿-闪锌矿的单体解离。
2.2.2 铅异步快速浮选流程的确定及铅快速浮选动力学研究
由表4、表5可看出,该矿中铅锌矿物无法彻底分离的症结在于微细粒交代的铅-锌连生体通过常规细磨方式无法解离,而进一步提高再磨细度对设备选择及能耗上提出了更高的要求,为了既保证金属回收率,又获得高价值的精矿产品,需在铅-锌浮选流程上考虑新的工艺流程。根据铅锌矿物固有的矿石性质,可让已解离的、可浮性极好的方铅矿“易选快浮”,即异步快速浮选:优先上浮的铅精矿作为一个高品位的铅精矿产品,而快浮后的尾矿进行强化回收得到一个铅锌混合精矿。异步快速浮选的关键在于高品位方铅矿快速浮选时间的确定即浮选动力学研究,铅异步快速浮选动力学试验流程如图3所示,所得结果见表6。
由表6可看出,采用如图3所示的流程可实现部分优先解离的方铅矿“易浮快浮”,可看出在浮选时间为1 min时,铅精矿中含Pb仍可达到65.11%,再延长浮选时间时,铅精矿品位急剧下降,所以铅异步快速浮选的时间定为1 min,K1、K2、K3总精矿Pb品位68.62%,总精矿Pb回收率为32.41%,损失在总精矿的Zn回收率为1.25%。
图3 铅异步快速浮选动力学试验流程
表6 铅异步快速浮选动力学试验结果 %
在对比了铅锌单一精矿产品方案及铅锌混合精矿产品方案结果后,根据原矿工艺矿物学分析的结果,并在铅浮选动力学试验结果的基础上,进行了铜优先浮选-铅锌异步快速浮选-快浮尾矿铅锌硫混浮-混浮精矿铅锌与硫分离全流程闭路试验,试验流程如图4所示,所得结果见表7。
由表7可看出,采用如图4所示的工艺流程可获得铜精矿、铅精矿、铅锌精矿以及硫精矿四个产品,其中铜精矿含 Cu 23.28%、Pb 7.13%、Zn 4.25%,Cu回收率为76.22%;铅精矿含Cu 0.71%、Pb 74.53%、Zn 5.65%,Pb回收率为32.03%,Zn回收率为 2.12%;铅锌混合精矿含 Cu 0.63%、Pb 17.59%、Zn 33.74%,Pb回收率为47.87%,Zn回收率为80.20%;硫精矿含 S 37.56%,S回收率为31.83%。该结果中铅精矿及铅锌精矿铅总回收率达到了80%左右,Zn的回收率高出单一精矿产品Zn的回收率,铅精矿含铅74%,达到国家一级铅精矿质量产品标准,铅锌混合精矿Pb+Zn>50%,达到了国家二级铅锌精矿产品质量标准,相比于单一产品方案及混合精矿产品方案,采用铜优先浮选-铅异步快速浮选流程可有效提高该矿山的经济效益。
图4 铜优先浮选-铅锌异步快速浮选全闭路试验流程
表7 铜优先浮选-铅锌异步快速浮选全流程闭路试验结果 %
1.青海祁连山某铜铅锌矿石属复杂难选多金属硫化矿,矿石种类多、嵌布粒度细,主要可回收目的矿物的嵌布粒度较细,选矿难度较大。
2.采用对硫化铜具有特效选择性的BP作为铜捕收剂,可有效回收该矿石中的铜矿物,降低铜精矿的其它金属互含,实现铜-铅、铜-锌高效、清洁分离。
3.采用异步快速浮选流程处理铜浮选尾矿是结合了该矿中铅锌矿物的存在形式及嵌布特性而确定的,该流程结合了传统的优浮及混浮的优势,获得高品位铅精矿、铅锌混合精矿产品,相比于单一精矿产品方案及混合精矿产品方案具有回收率高、精矿产品价值高的优点,为企业创造了更高的经济效益。
4.铜优先浮选-铅锌异步快速浮选流程全流程闭路试验指标如下:(1)铜精矿含Cu 23.28%、Pb 7.13%、Zn 4.25%,Cu回收率为76.22%;(2)铅精矿含Cu 0.71%、Pb 74.53%、Zn 5.65%,Pb回收率为32.03%,Zn回收率为2.12%;(3)铅锌混合精矿含Cu 0.63%、Pb 17.59%、Zn 33.74%,Pb回收率为47.87%,Zn回收率为80.20%;铅精矿和铅锌混合精矿总铅回收率达到了79.90%;(4)硫精矿含S 37.56%,S回收率为31.85%。
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