大興安嶺岔路口鉬尾礦分選試驗研究

張 娜，吳 迪

(1.中國礦業大學 銀川學院，寧夏 銀川750011；2.中煤科工集團唐山研究院有限公司，河北 唐山063012；3.河北省煤炭洗選工程技術研究中心，河北 唐山063012)

大興安嶺岔路口儲存著豐富的鉬鉛鋅共生礦資源，以彩鉬鉛礦石為主，其具有鉬品位低、分布不均、嵌布粒度細的特點[1]。由于鉬與其他礦物密切共生，導致礦石分選難度大，分選工藝較為復雜。我國長期將彩鉬鉛礦石作為鉛礦石處理，用于冶煉鉛金屬，這種傳統做法不但使鉛回收率降低，而且使具有更高使用價值的鉬被丟棄，導致資源浪費嚴重[2]。由于鉬金屬有著特殊的物理性質和化學性質，其在冶金、農業、電氣、化工、環保等領域應用十分廣泛。隨著分選技術的發展和鉬資源的短缺，鉬礦石分選效果越來越受重視。

目前，鉬礦石主要采用浮選法分選，回收的鉬礦物是輝鉬礦，這是因為輝鉬礦天然可浮性很好[3-4]。通常輝鉬礦用于生產鉬精礦，有時為了提高鉬精礦的質量，去除雜質后將鉬精礦通過化學方法再次分選。大興安嶺岔路口鉬礦石分選后的鉬尾礦中含有鉛鋅硫等礦物，且鉛鋅礦物含量較高。如果能將這些礦物加以回收和利用，勢必對實現礦產資源高效利用和提高企業經濟效益產生重要作用[5]。為此，通過不同試驗考察鉛鋅回收效果，以期為鉛鋅的有效回收提供理論借鑒。

1 試驗部分

1.1 儀器與藥劑

(1)試驗儀器。XFG-1000g掛槽浮選機，浮選槽容積為4 L，葉輪轉速在0～2 800 r/min之間可調，電機功率為250 W，給礦粒度在0.2～0 mm之間。501型超級恒溫器，加熱功率為1.50 kW，測溫范圍在(室溫+5)～95 ℃之間，溫度波動度為±0.05 ℃，溫度均勻度為：水平±0.05 ℃，垂直±0.10 ℃。

(2)試驗藥劑。硫酸(H2SO4)，化學純，無色無臭液體，密度為1.83 g/cm3。工業石灰(CaO)，粉狀固體。乙硫氮(C5H10NNaS2)，化學純，白色粉末，密度為1.09 g/cm3。硫酸鋅(ZnSO4)，化學純，無色粉末，密度為1.31 g/cm3。硫酸銅(CuSO4)，化學純，白色晶體，密度為3.61 g/cm3。24K，專用調整劑，無水粉末。丁黃藥(C4H9OCSSNa)，化學純，淺黃色有刺激性氣味粉末。腐植酸鈉(C9H8Na2O4)，化學純，黑亮色不定型顆粒，密度為1.40 g/cm3。

1.2 樣品性質

試樣為來自大興安嶺岔路口的鉬尾礦，其所含主要元素及其所占比例為：鉛0.03%、鋅0.23%、硫0.25%，主要金屬礦物大都含有輝鉬礦、閃鋅礦和方鉛礦；脈石礦物大部分以白云母、鈣長石為主[6-9]。從礦樣的粒度組成來看，<0.75 mm粒級礦物的占比為80%，說明其粒度組成合理。

根據實際研究需要，以鉬尾礦為研究對象，通過試驗儀器和藥劑的配合，結合不同浮選試驗考察鉛鋅回收效果。

2 試驗結果與分析

2.1 鉬尾礦不過濾全優先浮選試驗

鉬尾礦不過濾全優先浮選試驗流程簡單，沒有濃縮、過濾脫水環節，藥劑調整靈活，但藥劑用量較大[10-11]。兩種條件下的鉬尾礦不過濾全優先浮選試驗流程如圖1所示，結果見表1。需說明的是，分選作業中的藥劑用量均是對原礦而言，藥劑用量單位為g/t(下同)。

圖1 鉬尾礦不過濾全優先浮選試驗流程

由表1可知：在這兩種試驗條件下，均可得到較高品位的鋅精礦，兩者分別為34.71%、47.15%。在試驗過程中，一部分硫難以抑制，在不加捕收劑時即可上浮，然后進入鉛精礦，導致鉛精礦的品位難以提高。因此需要采取合理的措施，使這部分硫在選鉛階段不上浮，以提高鉛精礦的品位。

2.2 鉛硫混合浮選-鋅單獨浮選試驗

鉬尾礦濃縮脫水后對鉛鋅浮選作業有利，可以在添加適量硫酸的條件下分選出鉛鋅精礦；濃縮脫除的水可以返回鉬精選作業環節，以降低硫酸的用量。考慮到浮選時部分硫礦物易上浮，可將其與鉛礦物先混合分選，再將兩者分離。鉛硫混合浮選-鋅單獨浮選試驗流程如圖2所示，試驗結果見表2。

表1 鉬尾礦不過濾全優先浮選試驗結果Table 1 Result of test on all-preferential flotation without filtering of molybdenum tailings %

圖2 鉛硫混合浮選-鋅單獨浮選試驗流程

產品名稱產率品位鋅鉛回收率鋅鉛鉛精礦0.091.4556.920.0210.24鉛中礦10.3610.1520.080.5713.85鉛中礦24.552.473.131.7727.46鉛中礦36.712.300.712.439.19鉛中礦410.230.850.301.375.93鉛中礦515.080.590.341.409.90鉛中礦632.412.000.1110.236.88鉛中礦73.5010.440.725.764.86鉛中礦86.549.570.439.885.43鋅精礦3.6435.260.3620.232.53鋅中礦5.7550.220.2245.552.44硫精礦11.140.450.060.791.29鉛鋅硫混合精礦100.006.340.52100.00100.00

由表2可知：在此試驗條件下可得到高品位的鉛精礦，其品位為56.92%。但由于鋅被抑制，需要添加較多的捕收劑才能將其回收，所得鋅精礦的品位為35.26%。

2.3 鉬尾礦過濾-強壓強拉全優先浮選試驗

對于復雜難選且其中含有鉛鋅等多種金屬的礦物，通常采用高效的工藝流程和無毒的選礦藥劑來分選。這類工藝流程能夠實現礦物的低堿、無氰分選，并能分離出鉛鋅等目標礦物。全優浮選工藝是按有用礦物的浮選難易程度，在不同條件下進行浮選的工藝。由于浮選條件易于控制，加上浮選過程中的“強拉強壓”，可以降低鉛鋅的分離難度。鉬尾礦過濾-強壓強拉全優先浮選試驗流程如圖3所示，結果見表3。

圖3 鉬尾礦過濾-強壓強拉全優先浮選試驗

產品名稱產率品位鋅鉛回收率鋅鉛鉛精礦0.091.3260.070.0210.41鉛中礦11.3412.6114.012.8136.41鉛中礦21.756.982.912.029.83鉛中礦35.035.181.224.3311.89鉛中礦412.175.100.5410.3112.73鉛中礦54.2011.690.558.164.47鋅精礦10.7037.440.3066.596.22鋅中礦4.841.720.191.381.78硫精礦59.880.440.054.386.26鉛鋅硫混合精礦100.006.020.52100.00100.00

由表3可知：在此條件下可得到較高品位的鉛精礦和較高品位、高回收率的鋅精礦，鉛精礦的品位為60.07%，回收率為0.02%，鋅精礦的品位為37.44%，回收率為66.59%。與氰化工藝下的鉛鋅回收率相比，此時的鉛鋅回收率大幅提高，且鉛精礦、鋅精礦的質量基本沒有變化。

2.4 鉛鋅部分混合浮選試驗

根據鉬尾礦過濾-強壓強拉全優先浮選試驗結果和實際需要，通過鉛鋅部分混合浮選試驗研究鉛鋅回收效果，試驗流程如圖4所示，對應的試驗結果見表4。

由表4可知：在此條件下可以有效回收鉛金屬和鋅金屬，兩者的品位分別為58.35%、5.32%，回收率分別為51.47%、47.84%，且鉛鋅金屬損失到硫中較少。

圖4 鉛鋅部分混合浮選試驗流程

產品名稱產率品位鋅鉛回收率鋅鉛鉛鋅精礦5.5058.355.3251.4747.84鉛鋅中礦11.7932.612.219.386.48鉛鋅中礦22.2821.981.918.067.14鉛鋅中礦35.1515.181.4212.5511.98鉛鋅中礦418.505.100.5715.1417.11鉛鋅中礦55.122.690.532.214.40硫精礦61.650.120.051.195.04鉛鋅硫混合精礦100.006.230.61100.00100.00

3 結論

(1)鉬尾礦所含主要礦物分別為鉛、鋅、硫等，通過鉬尾礦不過濾全優先浮選試驗、鉛硫混合浮選-鋅單獨浮選試驗、鉬尾礦過濾-強壓強拉全優先浮選試驗、鉛鋅部分混合浮選試驗可以得到不同質量的鉛精礦和鋅精礦。

(2)從產率、品位、回收率三方面考察，在鉬尾礦過濾-強壓強拉全優先浮選試驗條件下，鉛精礦和鋅精礦分選指標較好，所得鉛精礦的品位為60.70%，回收率為0.02%，鋅精礦的品位為37.44%，回收率為66.59%。