某濃密機溢流中極微細粒黃鐵礦的浮選回收試驗

成 嵐 李茂林, 黃光耀 孫肈淑

(1.武漢科技大學資源與環境工程學院,湖北 武漢 430081;2.冶金礦產資源高效利用與造塊湖北省重點實驗室,湖北 武漢430081;3.長沙礦冶研究院有限責任公司,湖南 長沙 410012;4.中金嶺南股份有限公司凡口鉛鋅礦,廣東 韶關 512325)

某濃密機溢流中極微細粒黃鐵礦的浮選回收試驗

成 嵐1,2李茂林1,2,3黃光耀3孫肈淑4

(1.武漢科技大學資源與環境工程學院,湖北 武漢 430081;2.冶金礦產資源高效利用與造塊湖北省重點實驗室,湖北 武漢430081;3.長沙礦冶研究院有限責任公司,湖南 長沙 410012;4.中金嶺南股份有限公司凡口鉛鋅礦,廣東 韶關 512325)

某鉛鋅浮選尾礦濃密機溢流中含有大量的微細粒黃鐵礦等，-40、-5 μm粒級產率分別高達99.40%和33.50%，黃鐵礦一般小于30 μm，主要呈自形、半自形粒狀，解離程度好，94.93%的黃鐵礦以單體形式存在，在40～5 μm粒級有明顯的富集現象。為了提高資源的利用率，提高企業的經營業績，減少尾礦庫的堆排量并改善尾礦庫工藝參數，對微細粒黃鐵礦進行了選礦試驗研究。結果表明，采用2粗2精、中礦順序返回流程處理該試樣，可獲得硫品位為46.90%、回收率為86.64%的硫精礦，試驗指標理想，可作為設計依據。

極細粒 黃鐵礦 浮選

我國有相當數量的硫精礦是從多金屬硫化礦石中獲取的。由于硫鐵礦是伴生礦物，附加值相對較低，選礦時一般側重于對主要金屬礦物的回收[1]，這往往給硫的回收帶來一定的難度。

某鉛鋅礦選礦廠鉛、鋅尾礦硫品位較高，主要以黃鐵礦的形式存在。該尾礦經過濃密機濃縮—底流浮選可獲得硫品位47%以上、年產量75萬t標硫的硫精礦，硫品位約為22%、干礦量約為24萬 t/a的溢流經再濃縮后排放到尾礦庫。如此巨量的極微細粒高硫產品排放至尾礦庫，既容易形成酸性水污染，又容易影響尾礦庫回水水質，同時也是礦產資源的巨大浪費[2-6]。為了解決這些問題，并為社會和企業創造更多財富，采用XFD型實驗室機械攪拌式浮選機對現場極微細粒濃密機溢流進行了浮選選硫試驗。

1 試樣性質

試樣取自現場鉛鋅浮選尾礦濃密機溢流經再次濃縮后的底流。試樣中金屬礦物主要是黃鐵礦，其次為方鉛礦和閃鋅礦，偶見黃銅礦、毒砂、磁黃鐵礦和鉛礬；脈石礦物以石英、方解石和絹云母為主，其次是白云石和綠泥石，其他微量礦物有長石、褐鐵礦、菱鐵礦、磷灰石、金紅石、石榴石、重晶石、水磷鋁鉛礦、石膏、鋯石、獨居石和榍石等。

黃鐵礦呈自形、半自形粒狀，部分為不規則狀，粒度個別粗者約0.05 mm，一般小于0.03 mm。試樣中黃鐵礦含量高，解離程度好，單體占94.93%，3/4以上黃鐵礦連生體占3.28%，小于3/4黃鐵礦連生體僅占1.79%，因此，通過分選可獲得較高品位的硫精礦。試樣粒度分析結果見表1，主要化學成分分析結果見表2，硫物相分析結果見表3。

表1 試樣粒度分析結果

表2 試樣主要化學成分分析結果

Table 2 Main chemical composition analysis result of the sample %

成 分含 量成 分含 量成 分含 量Fe23.41Pb1.06Zn0.39Cu0.02As0.10S24.77SiO220.19TiO20.14Al2O35.65CaO10.68MgO0.92Na2O0.06K2O1.75C2.69燒 失15.58

表3 試樣硫物相分析結果

Table 3 Sulfur phase analysis of the sample %

硫相態含 量分布率硫化物中硫23.9596.67硫酸鹽中硫0.632.53單質硫0.190.80總 硫24.77100.00

從表1可知，試樣粒度微細，其中+40 μm粒級產率僅占0.60%，-5 μm粒級產率達33.50%；硫在40～5 μm粒級有明顯的富集現象。

從表2可知，試樣中鉛、鋅的含量較低，可供選礦富集回收的主要元素硫的含量達24.77%，為達到富集有用礦物的目的，需要選礦排除的脈石組分主要是SiO2，其次為Al2O3、CaO和K2O等。

從表3可知，試樣中96.67%的硫以金屬硫化物的形式存在，其他形式的硫含量很低。

2 試驗結果與討論

2.1 粗選條件試驗

試驗采用1次粗選流程。

2.1.1 硫酸用量試驗

由于試樣來自現場髙堿鉛鋅浮選流程，堿性較強，黃鐵礦需要硫酸活化。硫酸用量試驗的礦漿濃度為20%，硫酸預處理時間為5 min，乙基黃藥用量為300 g/t，2#油為10 g/t，試驗結果見圖1。

圖1 pH值試驗結果

從圖1可知，隨著pH值的升高，粗精礦硫品位小幅升高，回收率先升后降，高點在pH=6.5時。綜合考慮，確定礦漿pH=6.5，對應的硫酸用量為30 kg/t。

2.1.2 硫酸預處理時間試驗

加入硫酸后的攪拌時間和強度會影響黃鐵礦表面被清潔的程度，比表面積較大的細粒級更需要有較長的攪拌時間和強度才能有效清理顆粒表面的Ca(OH)2。因此有必要進行加酸后的預處理時間試驗。預處理時間試驗的礦漿濃度為20%，硫酸用量為30 kg/t，乙基黃藥用量為300 g/t，2#油為10 g/t，試驗結果見圖2。

圖2 預處理時間試驗結果

從圖2可知，隨著預處理時間的延長，粗精礦硫品位和回收率均上升。綜合考慮，確定預處理時間為6.5 min。

2.1.3 乙基黃藥用量試驗

乙基黃藥用量試驗的礦漿濃度為20%，硫酸用量為30 kg/t，預處理時間為6.5 min，2#油為10 g/t，試驗結果見圖3。

從圖3可知，隨著乙基黃藥用量的增大，粗精礦硫品位和回收率均先上升后下降。綜合考慮，確定乙基黃藥1次粗選的用量為400 g/t。

2.1.4 浮選濃度試驗

浮選濃度試驗的硫酸用量為30 kg/t，預處理時間為6.5 min，乙基黃藥的用量為400 g/t，2#油為10 g/t，試驗結果見圖4。

圖3 乙基黃藥試驗結果

圖4 礦漿濃度試驗結果

從圖4可知，隨著給礦濃度的提高，粗精礦硫品位和回收率均顯著下降。綜合考慮，確定粗選的礦漿濃度為20%。

2.2 閉路試驗

在條件試驗和開路試驗基礎上進行了閉路試驗，試驗流程見圖5，試驗結果見表4。

圖5 閉路試驗流程

Table 4 Results of closed-circuit experiment %

從表4可知，采用圖5所示的流程處理該試樣，可取得硫品位為46.90%、回收率為86.64%的硫精礦，排尾硫品位降至6.10%。

3 結 論

(1)某鉛鋅浮選尾礦濃密機溢流中含有大量的微細粒黃鐵礦等金屬礦物和石英、方解石等非金屬礦物；+40 μm粒級產率僅占0.60%，-5 μm粒級產率達33.50%，硫在40～5 μm粒級有明顯的富集現象，96.67%的硫以金屬硫化物的形式存在；黃鐵礦一般小于30 μm，主要呈自形、半自形粒狀，解離程度好，94.93%的黃鐵礦以單體形式存在。

(2)采用2粗2精、中礦順序返回流程處理該試樣，可獲得硫品位為46.90%、回收率為86.64%的硫精礦，排尾硫品位從24.77%降至6.10%。

(3)對鉛鋅尾礦濃密機溢流增設硫回收作業，可以提高資源的利用率，減少尾礦庫的排尾量、延長尾礦庫的服務年限，提高企業的經營業績，改善尾礦庫工藝參數、提高尾礦庫的安全穩定性。

[1] 胡天喜,文書明.硫鐵礦選礦現狀與發展[J].化工礦物與加工,2007(8):1-4. Hu Tianxi，Wen Shuming.Review of current state and development of processing pyrite ore[J].Industrial Minerals & Processing,2007(8):1-4.

[2] 楊俊彥,葉雪均,秦華偉.某選鋅尾礦回收硫礦物試驗研究[J].礦山機械,2013(6):92-95. Yang Junyan，Ye Xuejun，Qin Huawei.Experimental research of sulfur mineral recovery from a certain separated zinc tailings[J].Mining & Processing Equipment,2013(6):92-95.

[3] 霍 濤,曹亦俊,黃 根,等.某硫鐵礦浮選尾礦再選試驗研究[J].礦山機械,2012(11):79-83. Huo Tao，Cao Yijun，Huang Gen，et al.Experimental study on re-beneficiation of pyrites flotation tailings[J].Mining & Processing Equipment,2012(11):79-83.

[4] 歐陽素勤,陳建華,黎鉉海.環江某鉛鋅礦中黃鐵礦的浮選試驗研究[J].礦產保護與利用,2010(2):33-35. Ouyang Suqin，Chen Jianhua，Li Xuanhai.Flotation test of pyrite from a lead-zinc ore in Huanjiang[J].Conservation and Utilization of Mineral Resources,2010(2):33-35.

[5] 程 瑜,宋永勝,李 賓，等.微細粒黃鐵礦柱浮選試驗[J].金屬礦山,2009(6):64-68. Cheng Yu，Song Yongsheng，Li Bin，et al.Experimental research on the column flotation of Micro-fine pyrite particles[J].Metal Mine,2009(6):64-68.

[6] 嚴 滎,張海平,黃 根.從云浮硫鐵礦尾礦中回收硫精礦的研究[J].湖南有色金屬,2012(2):13-14. Yan Ying，Zhang Haiping，Huang Gen.Study on recovery of sulfur concentrate from Yunfu pyrite tailings[J].Hunan Nonferrous Metals,2012(2):13-14.

(責任編輯 羅主平)

Experiment on Flotation Recovery of an Ultra-fine Pyrite from Overflow of Thickener

Cheng Lan1,2Li Maolin1,2,3Huang Guangyao3Sun Zhaoshu4

(1.SchoolofResourcesandEnvironmentalEngineering，WuhanUniversityofTechnology，Wuhan430081，China;2.KeyLaboratoryofEfficientUtilizationofMetallurgicalMineralResourcesandAgglomerationofHubeiProvince，Wuhan430081，China；3.ChangshaResearchInstituteofMiningandMetallurgyCo.，Ltd.，Changsha410012，China；4.FankouPb-ZnMine，ZhongjinLinnanLimitedCompany，Shaoguan512325，China)

Thickener overflow of a lead-zinc flotation tailing contain quantities of ultra-fine pyrite with particle size of 99.40% passing 40 μm and 33.50% passing 5 μm.Most of pyrite particles are finer than 30 μm，exists in form of idiomorphism or semidiomorphism granular with sound liberation degree.94.93% of pyrite are monomer and enriched in 40～5 μm grade.To increase the utilization rate of resource，improve the business performance of enterprises，decrease the tailings stockpiling and discharging，and optimize the parameters of tailing pond，flotation experiments of the ultra-fine pyrite were carried out.The results showed that sulfur concentrate with sulfur grade of 46.90% and recovery of 86.64% was obtained through the process of two roughing-two cleaning，and middles back to the flow-sheet in turn.With good flotation index，the process can be as the basis for design.

Ultrafine，Pyrite，Flotation

2014-11-04

成 嵐(1989—)，女，碩士研究生。通訊作者 李茂林(1963—)，男，教授，博士，博士研究生導師。

TD923+.7

A

1001-1250(2015)-03-191-03