邬 东 伍红强
(1.乌拉特后旗紫金矿业有限公司;2.中钢集团马鞍山矿山研究总院股份有限公司)
选矿厂流程考查过程中进行产品的工艺矿物学分析,是评价选矿厂工艺流程合理性、高效性,确定选矿指标优化空间和方向的重要手段[1-3]。某铅锌矿选厂为了进一步提升选矿指标,对全流程进行了考查,并对主要产品进行了工艺矿物学研究,内容包括原矿矿物组成、各产品中目的矿物的粒度分布和解离度,尾矿中目标元素的损失状态等。本文将结合工艺矿物学研究结果与文献[4-6],对生产流程所存在的问题,工艺改进的方向,指标提升的空间进行了评价。
由于原矿中含碳较高,现场先进行了一段脱碳作业,脱碳后采用常规铅锌依次优先浮选工艺。其原则工艺流程及工艺矿物学分析样品取样点见图1,取样期间生产稳定,样品具有代表性。
注:△为工艺矿物学分析样品取样点
原矿性质分析对象为现场磨矿分级溢流。
2.1.1 原矿主要化学成分分析
原矿主要化学成分分析结果见表1。
注:Au、Ag的含量单位为g/t。
从表1可知,原矿中主要可回收元素为铅、锌,含量分别为0.41%和1.91%,此外还含有少量金、银,可综合回收。
2.1.2 原矿的矿物组成
对现场分级机溢流进行MLA 测试、显微镜观察和化学分析,得到原矿中的矿物组成见表2。
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由表2可知,原矿中主要金属硫化物为黄铁矿和磁黄铁矿,其次为铁闪锌矿(含铁约9.52%),少量的方铅矿和黄铜矿,其他金属硫化物含量较低;主要非金属矿物为石英,其次为长石、白云母、白云石和黑云母。矿石中的硫大部分以磁黄铁矿的形式存在,有利于铅锌与硫的分离;此外有机碳含量较高,将影响精矿质量,因此需要进行脱碳降碳处理。
将分级溢流样磨制成光片,采用MLA 对目的矿物方铅矿和闪锌矿进行粒度及解离-连生关系测定,结果见表3、表4。
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从表3可知,现场分级溢流中方铅矿解离单体含量为50.57%,其余大部分为贫连生体,未解离的方铅矿大部分与其他硫化物连生,其次与硅酸盐矿物连生;含方铅矿颗粒的细度主要在10~38 μm,且大部分为单体,其次为贫连生体,这部分贫连生体理论上通过磨矿能进一步解离。预测该细度下浮铅,回收率在66.19%左右。
从表4 可知,现场分级溢流中闪锌矿解离单体含量为66.86%,其余大部分为贫连生体,未解离的闪锌矿大部分与硅酸盐矿物连生,其次与其他硫化物连生;含闪锌矿的颗粒粒度分布较方铅矿更广、更粗,主要集中在20~74 μm,其次为10~20 μm,且大部分为解离单体,其次为贫连生体;闪锌矿贫连生体的粒度主要为10~74 μm,理论上通过磨矿可进一步解离。预测该细度下浮锌,回收率在82.56%左右。
综上所述,现场分级溢流中方铅矿与闪锌矿的解离情况不太理想,理论上通过磨矿可以进一步提高铅、锌回收率。鉴于表3、表4 中-10 μm 的铅锌矿物解离单体含量较少,而现场采用的是优先浮铅再浮锌工艺,因此,在满足现场生产处理量的前提下,建议提高磨矿细度。
现场高碳产品Pb、Zn 含量分别为0.41% 和1.52%,采用MLA 查定其闪锌矿和方铅矿的粒度及解离-连生情况见表5和表6。
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由表5、表6可知,高碳产品中闪锌矿的解离单体含量94.20%,未解离的闪锌矿主要与碳酸盐矿物连生;闪锌矿的粒度范围为0~38 μm,其中小于10 μm 者占39.30%,小于20 μm 占89.80%;高碳产品中方铅矿的解离单体含量89.50%,未解离的方铅矿主要与硫化物连生,方铅矿的粒度范围为0~20 μm,其中小于10 μm占54.80%,10~20 μm占45.20%。由此可见,进入高碳产品的闪锌矿和方铅矿主要为粒度微细的解离单体。
现场铅精矿Zn 含量为2.40%,采用MLA 并结合偏光显微镜分析表明,锌的独立矿物为闪锌矿(ZnS)。采用MLA 对铅精矿中闪锌矿的解离-连生情况进行测定,结果见表7。
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由表7 可知,铅精矿中闪锌矿的解离单体含量34.30%;富连生体和中等连生体占53.70%,贫连生体占12.00%;闪锌矿主要与方铅矿连生,连生比例为63.20%,与其他各矿物连生的比例仅为2.50%。由此可见,闪锌矿主要通过与方铅矿连生的形式进入铅精矿,少量以解离单体的形式进入铅精矿,这部分闪锌矿粒度微细。
现场锌精矿中闪锌矿的粒度及解离-连生情况测定结果见表8。
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由表8 可知,锌精矿中闪锌矿主要为解离单体,占81.67%;连生体中以富连生体为主,占10.85%;未解离的闪锌矿主要与其他硫化物连生;闪锌矿粒度范围为74~10 μm,其他粒级分布很少。
铅尾矿中方铅矿和锌尾矿中闪锌矿的粒度及解离-连生情况分析结果分别见表9、表10。
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从表9、表10 可知:①铅尾矿中方铅矿的解离单体含量为5.63%,贫连生体含量达88.78%。未解离的方铅矿大部分与其他硫化物连生,其次与硅酸盐矿物连生;方铅矿的粒度范围在0~74 μm,主要集中在38 μm 以下,且大部分为贫连生。②锌尾矿中闪锌矿的解离单体含量为33.12%,粒度均小于20 μm;其余大部分为贫连生体,占63.15%,粒度范围在0~38 μm,主要与脉石矿物连生。
(1)原矿中目的矿物主要为方铅矿、铁闪锌矿(含铁9.52%),含碳6.70%,含硫7.01%,碳、硫含量高是影响浮选指标的主要因素。铁闪锌矿的可浮性受矿浆pH 值的影响较大,碱性环境不利于铁闪锌矿的上浮,可充分利用与磁黄铁矿的天然可浮性差异,采用低碱低捕收剂工艺条件下进行锌硫分离;在高硫酸铜用量下,铁闪锌矿浮选受pH 值的影响较小,因此,也可采用高碱高硫酸铜工艺条件下实现锌硫分离,硫酸铜宜在石灰前添加。
(2)现有磨矿细度下,原矿中的方铅矿和闪锌矿解离不充分,解离度分别为50.57%和66.86%,其中,方铅矿粒度较细,-38 μm含量占93.20%,原矿细磨可能导致方铅矿过磨,不宜再提高原矿磨矿细度。可采用铅中矿再磨和锌中矿再磨工艺提高方铅矿和闪锌矿的解离度,进而提高选矿指标。
(3)高碳产品中方铅矿和闪锌矿的单体解离度分别为89.50%和94.20%,2 种矿物的粒度均较细,方铅矿中-20 μm 含量为100%,闪锌矿中-20 μm 含量占80%,铅锌主要以微细解离单体形式损失。微细颗粒浮选是降低高碳产品中铅、锌损失的关键。采用高效射流浮选机进行碳精选是解决方法之一。
(4)铅精矿中的锌主要为方铅矿与闪锌矿连生体,连生比例为63.20%,也可采用上述铅中矿再磨方式降低铅精矿含锌。
(5)根据浮选电化学理论,矿物颗粒直径小于1 μm 时,无法容纳矿浆中捕收剂所转移的电子,造成矿物与药剂作用能力下降。选铅尾矿中的方铅矿88.78%为贫连生体,嵌布粒度细。选锌尾矿则主要为闪锌矿微细解离单体和贫连生体,10~20 μm 占46.47%,-10 μm 占48.83%,若要降低尾矿指标,需要综合考虑解离度与细度的关系。