梁成,张航飞,2,杨永,钟强生,竹合林
(1.四川省地质矿产勘查开发局二零七地质队, 四川乐山 614000; 2.张金元劳模创新工作室,四川乐山 614000)
萤石已成为新能源、新材料和核工业等新兴产业发展不可或缺的战略性资源[1]。中国萤石矿富矿少,贫矿多,高品位富矿主要分布在浙江、江西和内蒙古等省区,分布不均匀[2]。在四川的宁南-金阳-雷波Pb-Zn-P成矿亚带上集中产出的铅锌矿多伴生萤石矿床或矿化点[3-4]。以往区内矿产评价多将铅锌矿单独进行选矿试验,未对其伴生矿物萤石进行综合利用评价。本试验针对铅锌矿中的萤石进行混合浮选试验研究,以期获得合格的铅锌精矿和萤石精矿产品,为铅锌矿及其伴生萤石矿的综合开发利用提供一定的选矿技术参考。
研究区铅锌矿呈脉状产于寒武系下统筇竹寺组粉砂岩裂隙中,矿石呈块状、条纹条带以及星点状,主要有用金属矿物为方铅矿及闪锌矿,矿段内铅锌矿平均厚度1.54m,Pb平均品位7.04%,Zn平均2.65%。铅锌矿石主要伴生矿物为萤石,CaF2含量6.21%~75.3%,平均40.14%。萤石呈紫色、紫红、白色或无色透明,玻璃光泽,他形至半自形粒状集合体,常呈晶簇或不规则块状、脉状产出。赋矿岩石具粒状变晶结构,方铅矿呈自形-半自形粒状、细小的他形粒状及其集合体;闪锌矿呈他形-半自形粒状及其集合体;黄铁矿呈细小的他形-半自形粒状或呈质点状及其集合体;石英呈细小的他形-半自形粒状及其集合体(图1)。
图1 矿石主要结构及主要矿物的镜下照片
本试验使用常规药剂进行浮选试验,试验中涉及到的各种药剂名称、纯度及实验室配药方式见表1。
表1 试验药剂名称、纯度及配药方式表
每次取试验矿样500g,加水300mL,在KMB-63 200×240棒磨机中磨至试验所需要的细度。
浮选试验粗、扫选在XFD-63型1.5L浮选机中进行,精选在XFD-63型0.75L、0.5L浮选机中进行。采用单元试验法,以铅、锌和萤石的品位及回收率为试验指标判据[5]。
萤石矿浮选条件试验流程见图2,原矿铅锌矿混合浮选条件试验流程见图3。
图2 萤石混合浮选条件试验流程
图3 铅锌矿混合浮选条件试验流程
在不同磨矿细度下进行铅锌矿石浮选试验,目的是考查磨矿细度对铅锌浮选的影响,试验流程图见图3。其中,碳酸钠用量2000g/t,硫酸锌用量1500g/t,亚硫酸钠500g/t,丁基黄药100g/t,2#油浮选剂30g/t[6]。试验结果表明(图4),随着磨矿细度增加铅粗精矿中铅品位呈上升趋势,铅回收率先呈上升趋势而后开始明显下降,锌品位呈下降趋势而后趋于平稳,锌回收率则呈缓慢上升而后下降的趋势。综合考虑,磨矿细度以-0.074mm占80.1%为最佳磨矿细度。
图4 磨矿细度对铅锌混合精矿选别指标的影响
本试验考察不同用量的碳酸钠(调整剂)、硫酸锌与亚硫酸钠(抑制剂)及丁基黄药(捕收剂)对铅精矿浮选指标的影响[7-8]。当固定硫酸锌为1200g/t与亚硫酸钠为400g/t和丁基黄药为100g/t用量时,随着碳酸钠用量的增加铅粗精矿中铅品位逐渐上升、回收率先升后降,碳酸钠用量以2000g/t选矿效果相对较好(图5a)。浮选铅时,本次试验为了使锌不进入铅精矿中采用硫酸锌与亚硫酸钠作为铅粗选锌抑制剂。当固定碳酸钠为2000g/t和丁基黄药为100g/t用量时,随着硫酸锌与亚硫酸钠用量的增加铅粗精矿中铅品位与回收率逐渐下降、铅粗精矿中锌品位也逐渐下降,以硫酸锌1200g/t与亚硫酸钠400g/t用量时选矿效果相对较好(图5b)。当固定碳酸钠为2000g/t和硫酸锌为1200g/t与亚硫酸钠为400g/t用量时,随着丁基黄药用量的增加铅粗精矿中铅品位逐渐下降、回收率逐渐上升,铅粗精矿中锌品位和回收率逐渐上升,以丁基黄药100g/t用量选矿效果相对较好(图5c)。
闪锌矿浮选pH调整剂一般采用石灰,并且石灰对黄铁矿也起抑制作用[9]。闪锌矿的常用活化剂为硫酸铜。本试验考察不同用量的石灰、硫酸铜及丁基黄药对锌精矿浮选指标的影响。当固定硫酸铜为200g/t和丁基黄药为60g/t用量时,随着石灰用量的增加,锌粗精矿中锌品位逐渐上升,锌回收率先升后降,石灰用量以3500g/t选矿效果相对较好(图5d)。当固定石灰为3500g/t和丁基黄药为60g/t用量时,随着硫酸铜用量的增加,锌粗精矿中锌品位变化不大,锌回收率先后降,硫酸铜200g/t用量选矿效果相对较好(图5e)。当固定石灰为3500g/t和硫酸铜为200g/t用量时,随着丁基黄药用量的增加锌粗精矿中锌品位逐渐下降、回收率逐渐上升,以丁基黄药60g/t用量选矿效果相对较好(图5f)。
图5 各试验药剂对铅锌混合精矿选别指标的影响
本试验考察不同用量的改性水玻璃(抑制剂)及油酸(捕收剂)对萤石浮选指标的影响[10-11],试验结果见图6。当固定油酸为400g/t用量时,随着萤石粗选改性水玻璃用量的增加,CaF2品位逐渐上升,CaF2回收率逐渐下降,以萤石粗选改性水玻璃用量1000g/t选矿效果相对较好;当固定改性水玻璃为1000g/t用量时,随着萤石粗选油酸用量的增加,CaF2品位逐渐下降,CaF2回收率逐渐上升后变平稳,以萤石粗选油酸用量400g/t选矿效果相对较好。
图6 改性水玻璃和油酸用量对萤石粗选别指标的影响
在上述条件试验最优的基础上进行铅精矿和锌精矿闭路试验,闭路试验流程见图7。根据对该铅锌矿伴生萤石选别所确定的试验条件,将铅锌闭路试验尾矿按工艺流程图8进行全流程开路试验,试验结果见表2。试验结果显示,该铅锌矿的选矿工艺采用常规的铅-锌优先浮选流程,可以获得产率为7.07%,含铅77.80%、锌0.62%,铅回收率91.32%的铅精矿;获得产率为3.51%,含铅2.92%、锌48.17%,锌回收率86.74%的锌精矿,其尾矿经浮选可获得产率为26.17%,品位为91.35%,回收率61.34%的萤石矿。所得铅精矿、锌精矿及萤石矿品质较好,回收率较高,该矿可选性较好,属易选矿。根据实验室小型选矿流程试验推荐该矿石选矿工艺如图7和图8所示。
图7 铅锌矿浮选闭路试验
图8 萤石浮选开路试验流程
表2 实验室闭路试验结果
(1)四川某铅锌矿主要有用金属矿物为方铅矿及闪锌矿,Pb平均品位7.04%,Zn平均2.65%。铅锌矿矿石主要伴生矿物为萤石,CaF2含量6.21%~75.3%,平均40.14%。铅、锌及萤石均具有经济回收价值。
(2)该铅锌矿试样在磨矿细度为-0.074mm80.1%时,采用一粗二扫二精选铅、选铅尾矿经过一粗一扫三精选锌流程,选锌尾矿经浮选可获得产率为26.17%,品位为91.35%,回收率61.34%的萤石精矿,提高了铅锌矿的利用率。